Содержание к диссертации
Введение
1 Постановка задач и методов исследования.. 8
1.1 Обобщение опыта создания и применения одноковшовых карьерных экскаваторов 8
1.2 Способы подготовки массива горных пород к экскавации 14
1.3 Применение экскавационной техники новых поколений 20
2 Анализ изменения традиционной технологии отработки горных пород с использованием (ЭКГ-8И+БВР) на технологию опережающей подготовки массива физико-химическим способом и экскавацией ЭГ-10М .. 23
2.1 Характеристика структурно-прочностных свойств горных пород 23
2.2 Способы регулирования углов рабочих бортов и применение экскаватора ЭКГ-8И 28
2.3 Обоснование энергосиловых возможностей экскаватора ЭГ-10М при разработке горных пород и определяющие элементы системы разработки 38
2.4 Способы разупрочнения горных пород 51
2.5 Инженерные основы физико-химического разупрочнения массивов горных пород, 53
3 Метод расчёта параметров технологических схем 59
3.1 Обоснование параметров технологических схем с применением экскаватора ЭГ-1 ОМ 59
3.2 Метод расчёта параметров комбинированной технологии подготовки пород выемке 66
3.3 Обобщение расчёта параметров технологической схемы слоевой отработки 24-х метрового уступа с использованием комбинированного способа подготовки горных пород к выемке 82
4 Опытно-промышленная проверка эффективности комбинированной технологии подготовки пород к экскавации на разрезе «Копейский» 86
4.1 Методика проведения опытно-промышленной проверки 86
4.2 Результаты опытно-промышленной проверки комбинированной технологии подготовки горных пород к экскавации 90
Выводы 96
5 Определение эффективности технологических схем с применением экскаваторов ЭКГ-8И и ЭГ-10М 98
5.1 Принципы оценки эффективности технологических схем 98
5.2 Оценка снижения уровня эксплуатационных затрат 104
5.3 Оценка коммерческой эффективности внедрения новой технологии .110
Выводы 114
- Способы регулирования углов рабочих бортов и применение экскаватора ЭКГ-8И
- Метод расчёта параметров комбинированной технологии подготовки пород выемке
- Результаты опытно-промышленной проверки комбинированной технологии подготовки горных пород к экскавации
- Оценка снижения уровня эксплуатационных затрат
Введение к работе
Актуальность работы: Стратегия развития топливно-энергетического комплекса России основывается на приоритете угля. Это обусловлено прежде всего практически неисчерпаемым ресурсным потенциалом: надежно разведанные запасы угля в России почти в 400 раз превышают запасы нефти и более чем в 200 раз - природного газа /17/.
Принимая к сведению прогнозные оценки, стратегия преодоления кризисных явлений и развития ключевой отрасли отечественной индустрии, каковой является угольная промышленность, можно сформировать результаты анализа состояния фондов производства и их обеспеченности необходимыми ресурсами. Эта стратегия сводится к необходимости опережающей интенсификации открытой угледобычи на основе широкого освоения ресурсосберегающих, экологически чистых технологий горного производства с использованием технических средств нового поколения.
Разработка и освоение такого рода инженерных решений должны быть ориентированы на конкретные условия перспективных угольных бассейнов страны. В их числе, несомненно, первоочередное внимание следует уделять Кузбассу, на долю которого сегодня приходится более половины добычи каменных углей в России.
При разработке и освоении новых решений в технике и технологии открытой угледобычи приоритетное внимание следует уделять решению проблем ресурсосбережения, полноты и качества выемки минерального сырья, росту производительности труда и исключению из технологического цикла производства горных работ процессов, оказывающих негативное влияние на состояние окружающей среды.
Характерно, что решение этих проблем (в том числе и в Кузбассе) в планируемой перспективе предстоит осуществлять в условиях усложняющейся горнотехнической обстановки на абсолютном большинстве эксплуатируемых угольных месторождений.
Эффективная работа разреза на глубоких горизонтах, как правило, сопровождается увеличением угла рабочего борта, что достигается уменьшением ширины рабочих площадок или увеличением высоты отрабатываемого уступа. Выполнение работ на высоких уступах производится с применением экскаваторов с удлиненными рабочими параметрами. Обладая большим весом, такие машины не могут отвечать технологическим требованиям (маневренности, мобильности и пр.), которые необходимы в стесненных условиях. Кроме того, используемые в настоящее время вскрышные экскаваторы имеют ограниченные энергосиловые ресурсы. Это обусловливает необходимость повсеместного применения буровзрывного способа рыхления коренных пород. При отработке глубоких горизонтов трудно обеспечить требуемое качество взрывной подготовки из-за стесненных условий выполнения работ.
Проблема отработки глубоких горизонтов может быть решена использованием в технологии ведения горных работ гидравлических экскаваторов с более высокими техническими и технологическими возможностями, чем у вскрышных экскаваторов. Применение гидравлических экскаваторов позволит при реализации своих усилий с использованием технологии разупрочнения крепких горных пород разрабатывать послойно высокие уступы без увеличения размеров площадок, необходимых для размещения развала взорванных пород, которые требуются в традиционной технологии буровзрывного способа подготовки пород к экскавации. Поэтому разработка ресурсосберегающей технологии является актуальной научной задачей, имеющей важное практическое значение при отработке глубоких горизонтов угольных карьеров.
Целью данной работы является разработка методов расчета параметров технологических схем с использованием гидравлических экскаваторов нового поколения с расширенным диапазоном кинематических возможностей и обоснование их применения при отработке глубоких горизонтов угольных карьеров.
Основная идея диссертации заключается в том, что для ускорения вскрытия глубоких горизонтов угольных месторождений целесообразно применение технологических решений, обеспечивающих увеличение рабочего угла наклона борта карьера при применении экскаваторов с расширенным диапазоном кинематических возможностей.
Научные положения, выносимые на защиту, и их новизна:
1. Использование экскаваторов нового поколения с расширенным диапазоном кинематических возможностей позволяет производить качественную отработку высоких уступов при минимальных размерах рабочих площадок.
2. В зависимости от прочностных характеристик вмещающих пород, которые возрастают с глубиной карьера, определяется выбор способа разупрочнения горной массы, влияющего на технологию выемочно-погрузочных работ.
3. Применение экскаваторов ЭГ-10М с предварительной подготовкой породы физико-химическим способом или с использованием комбинированного способа позволяет увеличивать рабочий угол борта карьера.
Обоснованность и достоверность научных положений, выводов и рекомендаций базируются на применении апробированных методов исследования, удовлетворительной сходимости расчетов теоретических, лабораторных исследований и натурных испытаний, большом объёме экспериментальных исследований.
В результате исследования разработаны методы расчета параметров технологических схем горного производства в зоне глубоких горизонтов --угольных разрезов с учетом оптимального регламента комбинированного способа подготовки массивов крепких горных пород к экскавации. Была проведена опытно-промышленная проверка эффективности комбинированного способа подготовки массивов крепких горных пород к экскавации и осуществлено технико-экономическое обоснование эффективности применения новых технологий при отработке крепких горных пород в зоне глубоких горизонтов.
Научное значение работы состоит в установлении закономерностей, связывающих параметры технологических схем горного производства с особенностями работ на глубоких горизонтах угольных карьеров.
Практическое значение работы состоит в разработке метода ресурсосберегающей технологии подготовки и экскавации горных пород и в расчёте параметров технологических схем в зоне глубоких горизонтов угольных карьеров.
Реализация выводов и рекомендаций работы. Рекомендации по организации ресурсосберегающей технологии подготовки и экскавации горных пород в зоне глубоких горизонтов с использованием техники новых поколений приняты к реализации в условиях разреза «Копейский» ОАО «Челябинскуголь».
Апробация работы. Основные результаты исследований докладывались на симпозиуме «Неделя горняка» (Москва, МГТУ, 2002-2003 гг.) и на заседании кафедры.
Публикации. По результатам выполненных в диссертации исследований опубликовано 3 научных статьи в периодических изданиях.
Автор считает своим долгом выразить благодарность всем преподавателям кафедры ТО Московского Государственного Горного Университета, особенно проф.,докт.техн.наук Бубису Ю.В, а также работникам фирмы ООО "РОСУГЛЕПРОМ" научному руководителю проф.,докт.техн.наук Штейнцайг Р.М и канд.,техн.наук Заровненко О.В за помощь оказанную при выполнении научно-исследовательской работы.
Способы регулирования углов рабочих бортов и применение экскаватора ЭКГ-8И
Угол рабочего борта карьера является величиной во многом определяющей экономику производства горных работ. С ростом глубины отработки возрастает текущий коэффициент вскрыши. Влияние коэффициента вскрыши от величины угла рабочего борта (сср) и падения пласта (ап) приведено в работе /45/. Проведенными исследованиями установлено, что текущий коэффициент вскрыши прямопропорционален показателю влияния рабочего борта, представляющий отношение: к = sin-(ар+/3) sincr (2.1) где ар - угол откоса рабочего борта; Р - угол падения пласта полезного ископаемого. На рис 2.4. представлена зависимость показателя влияния угла рабочего борта от параметров углов рабочего борта и наклона пласта. Из приведенного графика рис.2.4. следует, что при увеличении угла борта с 15 до 30 градусов при В=20,0 показатель влияния рабочего борта снижается в 1,44 раза, причем с повышением наклона пласта и рельефа поверхности эта величина ещё более возрастает. K.t р. градус 45 30 If 20 10 О 10 15 20 25 30 а,, грая Рис.2.4. Зависимость показания влияния угла откоса рабочего борта (Квл) от параметров ар, р Величина угла рабочего борта зависит от основных элементов принятой системы разработки высоты уступа /8/ и ширины рабочей площадки, определяемых линейными размерами выемочно-погрузочного оборудования и физико-механическими свойствами горных пород.
Рабочие зоны нижних горизонтов, как правило, отличаются стесненными условиями работы основного оборудования. Слагаемые породы, как правило, являются крепкими массивами. В общем случае, механизм сокращения объёма текущей вскрыши за счёт выкручивания угла рабочего борта представлен на рис. 2.5. Это обусловливает необходимость повсеместного применения традиционных технологий, предусматриваемых использование механических лопат, основу которых составляют экскаваторы ЭКГ-8И с лимитированным энергосиловым ресурсом и буровзрывного способа рыхления /40/ коренных пород. Для того, чтобы хорошо и качественно подготовить горную массу к экскавации необходимо иметь для размещения развала большие площадки. Так, при отработке 15 - метровых уступов крепких пород с использованием экскаватора ЭКГ- 8И типовыми технологическими схемами /44/ рекомендуемая ширина развала составляет 38-40м, ширина рабочей площадки -51м. В этом случае порода убирается за два прохода экскаватора. При графическом построении борта с такими площадками результирующий угол составляет не более 16 градусов рис. 2.6.
С целью уменьшения развала взорванной горной массы взрывание производят на подпорную стенку. При отработке 12 - метровых уступов экскаватором ЭКГ-8И крепких пород типовыми технологическими схемами рекомендуемая ширина рабочей площадки составляет 37м. В этом случае порода убирается за один проход экскаватора, при этом результирующий угол борта составляет 16 градусов. Увеличение угла рабочего борта может быть достигнуто при использовании экскаваторов с удлинёнными параметрами. Так, применив экскаваторы с повышенной высотой черпания и чередуя, рабочие промежуточные, и временно нерабочие площадки, можно увеличить углы откосов рабочих бортов карьеров до 20-24 градусов табл. 2.4 /7/. В результате, снижается себестоимость вскрышных работ, и приведенные затраты на выемку соответственно: на 1-3% и 22%. Вместе с тем, увеличение линейных параметров экскаваторов, обеспечивающих приращение высоты уступа, приводит к увеличению массы, мощности приводов и, как правило, сопровождается снижением производительности экскаваторов, что может привести к сокращению темпов подготовки запасов полезного ископаемого. Так, при увеличении высоты черпания экскаватора в 1,6 раза (с 12,5 до 20,2 м) его производительность снижается в два раза /53/.
Ширина развала (Вр) является одной из составляющих рабочей площадки: ее величина определяется суммой двух параметров, ширины заходки (А) и дальности перемещения взорванной породы от откоса уступа (АВ), т.е.: Вр = А+ ДВ, м (2.2) Ширина развала взорванной горной массы на разрезах изменяется в достаточно широких пределах (от 15 до 70-77 м), составляя при этом от 40-50 до 60-70% ширины рабочей площадки. Анализ результатов взрывных работ, выполненных на разрезах Кузбасса с использованием вертикальных скважин /20/, показывает, что ширина развала тесно связана с параметрами БВР и свойствами пород. Ширина развала интенсивно растет с увеличением удельного расхода ВВ рис. 2.7. В то же время при одинаковом расходе ВВ ширина развала различна для разных пород, она возрастает с увеличением степени их трещиноватости и снижением плотности пород. Одновременно изменяются и другие параметры развала в частности его высота и угол откоса. На параметры развала помимо удельного расхода ВВ и свойств пород влияют также угол наклона скважин, ширина заходки, параметры и схема взрывания. Характер зависимости ширины развала от угла наклона скважин (с ростом угла наклона скважин ширина развала увеличивается) свидетельствует о том, что максимальная величина во всех случаях будет соответствовать углу наклона скважин в 45. Поэтому минимальная ширина развала может быть получена при применении вертикальных или наклонных скважин с углом наклона не более 15 к вертикали. Увеличение ширины заходки при одновременном увеличении числа рядов скважин приводит также к росту ширины развала. При этом специалистами выявлена прямолинейная зависимость роста ширины развала от увеличения ширины заходки /8, 33/. Также по результатам их исследований, ширина развала прямолинейно увеличивается с ростом высоты уступа и крепости взрываемых пород рис.2.8. Изменяя конструкцию заряда ВВ через снижение удельного расхода ВВ, можно достигнуть путём уменьшение ширины развала. Так, применение в конструкции зарядов ВВ воздушных промежутков позволит снизить на 10-15% массу скважинного заряда ВВ и тем самым при качественном дроблении пород получить меньшую ширину развала по сравнению со сплошной конструкцией заряда ВВ в скважине. Немаловажное значение в размещении взорванной горной массы на уступе имеют схемы короткозаме дленного взрывания (КЗВ). При порядной схеме взрывания отмечается самая наибольшая ширина развала, при диагональной и поперечной схеме - наименьшая. В табл. 2.5 приведены значения ширины развала при различных схемах взрывания полученной на ряде карьеров горнодобывающей промышленности.
Метод расчёта параметров комбинированной технологии подготовки пород выемке
При проведении предварительной подготовки исключающей использование буровзрывного способа, предусматривается только разупрочнение прочностных связей путем применения физико-химического способа, на основе использования поверхностно-активных веществ (ПАВ). Данный способ целесообразно применять при выемке пород прочностью 26-70 МПа среднеблочного строения. При этом размеры естественных отдельностей, как правило, находятся в пределах требований к кусковатости взорванной горной массы, а прочностные свойства пород снижаются до пределов выемки их гидравлическими экскаваторами. Однако, на глубоких горизонтах отработки пород (более 150м), в массивах в большинстве своем в качестве коренных пород преобладают песчаники с прочностными свойствами от 50 до 120 МПа крупноблочного строения. Выемка таких пород без их предварительного взрывного рыхления невозможна. В таких случаях предварительная подготовка должна осуществляться по комбинированной технологии, предусматривающей использование как буровзрывного способа для дробления крепких пород, так и физико-химического - с использованием ПАВ для разупрочнения массива в верхней и средней его части.
Качество подготовки вскрышных пород по комбинированной технологии оценивается по двум основным показателям: кусковатости взорванной горной массы (степени дробления) и ширине развала, данные два показателя и служат основой для выбора способов управления процессом предварительной подготовки пород к экскавации и расчета их параметров. Основными параметрами комбинированной технологии являются: а) параметры физико-химического способа: S размеры сетки заливочных скважин; S объем заливки раствора в одну скважину; S число заливок; S время отработки массива; V концентрация раствора. б) параметры взрывной подготовки: S параметры расположения зарядов ВВ в массиве; S конструкция и масса заряда ВВ; S число рядов скважин; S последовательность и схемы их взрывания. Качественная степень дробления пород должна обеспечивать планируемую эксплуатационную производительность гидравлических экскаваторов. Для определения качества подготовки пород рассчитывается требуемая техническая производительность экскаватора (м /ч): Q QJT-K», (3.1) где QCM - требуемая сменная производительность экскаватора, м3/ч; Т - продолжительность смены, ч; Кн - коэффициент использования экскаватора во времени. Время цикла и коэффициент экскавации экскаватора, могут быть определены по формулам, предложенным Н.Я.Репиным /39/: t = 3600 -К, Е IQT = 67 -dl I Е + Е /(О,И Е + 0,6) (3.2) ,С SJ(3S Е + 0,42 Е2)5/ -а\ I Е + 3,0 и коэффициент экскавации; Я 0,9/(1+ 72), (3.3) где Е - геометрическая вместимость ковша экскаватора, м3; ап - угол поворота экскаватора, рад; dcp - средний кусок взорванной породы, м; E = dcpIBx, (3.4) где Вк — ширина ковша экскаватора, м; вк=\,тЧЁ,м (3.5) Из совместного решения уравнений (3.2 и 3.3) определяется средний диаметр взорванного куска породы. Данные технической производительности экскаваторов ЭГ-10М и ЭКГ-8И в зависимости от среднего диаметра взорванного представлены в табл.3.3. В зависимости от блочности массива и среднего куска определяется требуемая степень дробления: Z = djdepx, (3.6) где de - средний диаметр естественной отдельности.
Средний диаметр естественной отдельности (de) зависит от блочности слагаемых вскрышных пород и может быть определен либо расчетными методами по данным натуральных замеров, выполненных в массиве, либо по «Классификации вскрышных пород разрезов по блочности» табл. 3.4, составленной на основе изучения структурных и физико-механических свойств вскрышных пород угольных месторождений /41/. Вскрышные уступы предусматривается отрабатывать 24-метровыми уступами. При отработке пород такими уступами основными параметрами взрывного дробления, определяющими качество пород и ширину развала для ЭГ-10М, следует считать угол наклона, диаметр скважин, а также удельный расход ВВ. При выемке пород с использованием транспортной технологии, исходя из высоты уступа и крепости взрываемых пород, массив предусматривается взрывать наклонными скважинами при этом угол наклона скважин для снижения развала взорванной горной массы, принимается наименьший - 15 градусов от вертикали. Диаметр скважин определяет степень дробления горных пород. Для выбора рационального диаметра скважин можно воспользоваться данными, представленными в табл.3.5. Согласно представленным данным и выпускаемой технике шарошечного бурения скважин расчет параметров БВР целесообразно осуществлять исходя из диаметра скважин 216 мм.
Удельный расход ВВ, обеспечивающий требуемую степень взрывного дробления, рассчитывается по формулам (кг/м3) /39/: q = {z-\).{d + P)l\A-de-Kl-z\ (3.7) где d - диаметр скважины, м; Р - угол наклонных скважин к горизонту, рад; Кз - коэффициент заполнения скважины ВВ; z - требуемая степень дробления. Величина удельного расхода ВВ рассчитывается из условия применения для взрывного дробления граммонита 79/21. При применении иной мощности ВВ, допущенных Госгортехнадзором РФ к постоянному применению на открытых разработках, расчет удельного расхода ВВ необходимо осуществлять с учетом поправочного коэффициента по мощности КЕВ табл. 3.6.
Результаты опытно-промышленной проверки комбинированной технологии подготовки горных пород к экскавации
Комбинированная технология подготовки горных пород к выемке предусматривала предварительное разупрочнение горных пород с помощью специально приготовленных растворов с последующим выполнением буровзрывных работ на ослабленном массиве. Подготовительная часть опытно-промышленной проверки включала в себя следующие виды работ: 1) Выбор блока пород для проведения опытно-промышленной проверки; 2) Выбор соответствующего условиям проведения опытно-промышленной проверки поверхностно-активного вещества; 3) Составление технологического регламента и проведение основных операций технологии (бурение заливочных и взрывных скважин, заливка в скважины раствора ПАВ и т.д.); 4) Определение места и технического средства для приготовления разупрочняющего раствора и доставки раствора до места испытаний; 5) Выбор бурового станка для бурения скважин. Основными компонентами разупрочняющего раствора для подготовки пород к экскавации были выбраны неионогенные ПАВ и кальцинированная сода. Опытно-промышленная проверка комбинированной технологии проводилась на блоке, сложенного из мелкозернистого песчаника средней блочности и с крепостью f=5 по шкале проф. М.М Протодьяконова. Пористость песчаников в среднем по блоку составляла 13-15%, естественная влажность - 2,2 - 2,7%. Опытный блок объемом 5000 м3 имел размеры 40 х 15 м и высоту уступа 8м. Блок был подготовлен к испытаниям в соответствии с основными параметрами Технологического регламента. Основные параметры комбинированной технологии представлены в табл.4.1.
В соответствии с Технологическим регламентом блок был обурен 21 взрывной скважиной глубиной 8 м по расширенной сетке 6 х 5 м. В середине сетки взрывных скважин были пробурены заливочные скважины глубиной 2,6 м (1/3 глубины взрывных скважин). Диаметр взрывных и заливочных скважин - 0,216 мм. Заблаговременно готовился раствор в цистерне емкостью 5м3. Для этого компоненты раствора (неонолы и сода) загружались в цистерну и заливались необходимым количеством воды. Учитывая, что для качественной пропитки массива необходимо 10м раствора, в процессе испытаний раствор готовился дважды. По мере приготовления раствор заливался в заливочные скважины. Опытный блок в течение 5 дней пропитывался раствором из расчета 2 литра раствора на 1м3 породы. После пропитки взрывные скважины опытного блока согласно Технологическому регламенту были заряжены граммонитом 79/21 из расчета 80 кг на каждую скважину. Перечень всех технологических операций, выполненных при проведении опытно-промышленной проверки комбинированной технологии, представлен в табл. 4.2. Для сравнения результатов был выбран участок (контрольный) из песчаника с идентичными физико-механическими свойствами на котором подготовка пород осуществлялась по существующей буровзрывной технологии. Общий объем взорванной горной массы на контрольном участке составил 3000м3. Основные параметры БВР на опытном и контрольном участках приведены в табл. 4.3
Качество подготовки к экскавации на опытном и контрольном блоках оценивалось кусковатостью взорванной горной массы. Кусковатость (гранулометрический состав) определялась содержанием в горной массе кусков разной крупности. При этом измеренные куски распределялись по классам крупности (по большому ребру) и представляли гранулометрический состав в процентах по числу кусков равной крупности, причем весь измеренный объем принимался за 100%. Для характеристики гранулометрического состава было принято 5 классов крупности кусков в линейных единицах/мм/: -400; 401-600; 601-800; 801-1000; 1001- 1200. Основной характеристикой при анализе и сравнении качества дробления пород на опытном и контрольном блоках был принят средний размер куска. Для определения среднего куска в развале был применен метод подсчета по правилу средневзвешенного в зависимости от диаметра фракций по известной формуле /20/. Выполненные расчеты показали, что средний размер куска на блоке, подготовленном к экскавации по комбинированной технологии составил 470 мм против 540 мм по существующей буровзрывной технологии. Негабаритных кусков в развале горной массы ни на опытном, ни на контрольном участках визуально выявлено не было. На основании выполненной опытно-промышленной проверки можно отметить следующее: 1. Пропитка горного массива песчаников опытного участка позволила за счет разупрочнения пород расширить сетку скважин с 5x5 м до 6x5 м. При этом объемы бурения, несмотря на некоторое увеличение общего количества скважин (заливочных и взрывных), остались на прежнем уровне (242 п.м против 234 п.м); расход ВВ за счет расширения сетки скважин уменьшился на 320 кг, или на 16 %; -97-2. Качество подготовки пород к экскавации на опытном и контрольном участках - удовлетворительное. Визуальный осмотр развала взорванной горной массы на обоих участках показал, что кусков крупной фракции (1200 мм и более) не выявлено. Однако процентное содержание фракций 600 мм и более в развале горной массы на контрольном участке на 10-12% было больше, чем на опытном; 3. Крупные, не раздробленные взрывом куски песчаника были получены на контрольном участке в основном из верхней части блока. Увеличение выхода крупных кусков объясняется тем, что масса заряда ВВ 80 кг в скважинах диаметром 216 мм размещалась в нижней части скважины (на 1/3 её длины). По испытываемой же технологии верхняя часть пород блока была обработана раствором; за счет снижения прочностных свойств породы в верхней части массив был раздроблен взрывом на более мелкие куски. Это было подтверждено при погрузке горной массы в автосамосвалы. Время черпания экскаватора было меньше на 5-8 %.
Оценка снижения уровня эксплуатационных затрат
Эффект снижения удельных затрат на добычу полезного ископаемого от снижения объема вскрышных работ может быть рассчитан по формуле: эв = KfCf1 - KfCf, руб./т (5.7) где Кв ,КВ - коэффициенты вскрыши, соответственно, при традиционной технологии и с использованием гидравлического экскаватора, м3/т; СдІСГ,С Г - себестоимость вскрышных работ, соответственно, при традиционной технологии и с использованием гидравлического экскаватора, руб./м3. Себестоимость вскрышных работ, в свою очередь, определяется удельными затратами на буровзрывные работы, экскавацию, транспортирование и складирование горной массы. Повышение эффективности буровзрывных работ по предлагаемой технологии будет обеспечено заменой традиционного буровзрывного способа при дроблении пород с прочностью 30-60 МПа на безвзрывной способ с использованием энергосилового потенциала гидравлических экскаваторов и физико-химический способ с применением ПАВ.
В настоящее время по традиционной технологии с применением БВР подготавливается к экскавации 80-85% пород, из них: S легко-взрываемые (ссж 40) - 15%; S средне-взрываемые (о сж 70) - 40%; трудно-взрываемые III и IV категория по блочности (асж 70) - 30%. Затраты на подготовку горной массы при традиционной технологии могут быть рассчитаны по формуле: 3БВР =3Е+ Зт =3Б+ Щтчтцвв, руб./м3 (5.8) где ЗБ затраты на буровые работы, руб./м ; Звв - затраты на взрывчатые вещества и средства взрывания, руб./м ; Щв - удельный вес пород, требующих применения буровзрывных работ ( 7М=0,85);
г/вв-цена ВВ, руб./кг (для граммонита 79/21 цвв=7,0 руб./кг); Явз средний удельный расход ВВ, кг/м3 (принимается 0,5 кг/м3). По предлагаемой технологии с помощью энергосилового потенциала экскаваторов и разупрочнением пород с помощью ПАВ может быть вынуто 55-60 % пород, остальная часть пород требует предварительного взрывного дробления в комбинации с ПАВ или без них. При этом затраты на буровые работы при экскавации по традиционной и предлагаемой технологии (включающей применение гидравлических экскаваторов и комбинированного способа предварительной подготовки пород к экскавации) принципиально различаться не будут. С помощью энергопотенциала экскаватора может быть отработано до 30% от объема пород, физико-химическим способом - 25-30% и комбинированным способом - 40-45%.
Затраты на подготовку горной массы по предлагаемой комбинированной технологии будут складываться из следующих составляющих: S буровые работы (соответствуют затратам по традиционной технологии); S разупрочнение массива физико-химическим способом с помощью ПАВ; S разупрочнение массива с использованием буровзрывной технологии. В целом затраты на подготовку горной массы по предлагаемой технологии могут быть рассчитаны по формуле: Зкт = 3Б + Звв + Зплв, руб./м3 (5 9) где 3ПАВ — затраты на поверхностно-активные вещества (ПАВ), рубУм3: 3ПАВ = ПпАвЧпАвЧпАВ ) Руб./М (5.10) где ЩАВ - удельный вес пород, ослабляемых физико-химическим способом Сп=о,з); ЧПАВ - удельный расход ПАВ на разупрочнение, (р=2,5 кг/м3); ЧПАВ - стоимость 1 кг ПАВ (принимается ЦПА ІЇ руб./м3). Затраты на взрывные работы могут быть рассчитаны по формуле (5.8) с учетом снижения удельного вес взрываемых пород (т]вв=0,4) и удельного расхода ВВ (qBB=0,35 кг/м3). Отсюда общий эффект сокращения затрат на подготовку горной массы может быть рассчитан по формуле: ЭБВР = Чвв\Чвв йва ЧВВЧВВГЧШЗЯПАЗЧЛЛВ руб./м (5.11) гДе Wm\Чвв удельный вес пород, требующих применения буровзрывных работ, соответственно, при традиционной технологии и с использованием гидравлического экскаватора, м /т; ЯввГ Явз средний удельный расход ВВ, кг/м , соответственно, при традиционной технологии и с использованием гидравлического экскаватора, кг/м . Снижение затрат на транспортную работу и экскавацию за. счет повышения производительности оборудования может быть рассчитано с учетом доли условно-постоянных затрат в этих процессах. Рост производительности автотранспорта будет обеспечен сокращением времени погрузки: Л Я = У АС ( .ЭКГ ,эг \ 1ц 1ц ЭКГ ЭГ с (5.12) где VAC — объем кузова автосамосвала, м ; tf[r ,1Эц — время цикла, соответственно, экскаватора-мехлопаты и гидравлического экскаватора, с; Е?1 , Е?г объем ковша экскаватора, соответственно, для экскаватора -ме хлопаты и гидравлического экскаватора, м3.
