Бурошнековый комплекс КСВУ-Б

Кризис компании «Грузуголь», и пути его преодоления.

  За 7 месяцев 2018 года в компании «Грузуголь» (ООО «Сакнахшири»), на шахте им. Миндели, при ведении горных работ в выемочных камерах в пределах 10-го поля, произошло 2 взрыва газа метана. Первый взрыв произошел в ночь на 5 апреля, повлекший гибель 6-ти человек, а также были травмированы 4 человека.  Второй взрыв произошел 16 июля. Погибло 4 человека и 6 человек травмировано.

  Следует отметить, что подобные аварии происходят на этой шахте недопустимо часто. Так, в 2010 году было 2 взрыва, в результате которых погибло 7 человек. Были вспышки метана в последующие годы. Погиб 1 человек, несколько раненых.

  Основными причинами взрывов метана в выемочных камерах, на мой взгляд, является очень низкий уровень профессиональной подготовки ИТР шахты и рабочих, который выражается в грубейших нарушениях правил ведения взрывных работ, нарушении паспортов ведения горных работ, пренебрежении к правилам и методам контроля содержания метана в рудничной атмосфере и обеспечения требуемого проветривания выработок.

  Следует также отметить, что сама технология выемки угля не предполагает возможного снижения риска в работе шахтеров. Так, проходка всех участковых выработок выполняется вручную, с применением БВР. Проходка разрезных печей, вверх по восстанию пласта под углом до 45°, ведется таким же способом. Отбойка угля в камерах и их крепление – вручную с применением БВР. Доставка материалов на участках тоже вручную. То есть, в компании, на основных горных работах, применяется, тотально, ручной труд, помноженный на низкую производственную дисциплину.

  Совершенно очевидно, что нынешняя технология, применяемая на протяжении многих десятков лет, не отвечает современным социальным требованиям общества, безопасности, и не имеет право на дальнейшее существование.

  Предприятие (ныне остановленное), должно перейти на другие технологии, которые позволят обеспечить безопасность труда и экономическую эффективность. Сегодня стоит вопрос о дальнейшей судьбе угольного предприятия, а это, по сути, судьба шахтерского города с населением примерно 10,0 тысяч человек, и близ лежащих деревень. Угольная компания является единственным, градообразущим предприятием, которое обеспечивает работой почти 1500 человек.

  В статье, посвященной применению бурового станка МЗ-300, дается краткая характеристика горно-геологических условий шахты, и технологии выемки.

  В 80-тые годы прошлого столетия, в объединении «Грузуголь» предпринимались попытки применения механизированных комплексов при слоевой выемке запасов. Однако, ввиду склонности пластов к самовозгоранию, во всех лавах возникали пожары, что приводило к потере всего оборудования и запасов.

  Изучение вопроса возможного использования механизированных комплексов в настоящее время показало, что даже при наличии существующих средств и методов борьбы с эндогенными пожарами, их применение не исключает рисков возникновения пожаров, а удельные затраты на вскрытие и подготовку запасов, а также приобретение необходимого горношахтного оборудования, составят не менее 40 долларов США на 1 тонну. При этом, срок выполнения работ для запуска первой лавы потребуется не менее 3-х лет.

  Руководством компании, в конце 2010 года, была поставлена задача разработать технологию добычи угля, которая обеспечит:

  • увеличение объемов добычи;
  • увеличение производительности труда;
  • снижение рисков возникновения аварий, связанных с динамическими явлениями (шахта опасна по горным ударам);
  • снижение рисков возникновения эндогенных пожаров;
  • предотвращения случаев взрывов метана в действующих горных выработках;

При этом, технология должна быть достаточно недорогой, и экономически эффективной при её применении.

  В течение 2011 – 2017 годов было разработано 5 технологических схем, которые отвечали вышеуказанным требованиям.

Объединяющие факторы предложенных схем:

  • Механизация проходки горных выработок, с помощью проходческих комбайнов и доставочного транспортного оборудования;
  • Механизация процессов выемки угля;
  • Горизонтальная или наклонная подрезка угольной толщи на мощность от 1,2м до 2,5м, как средство для предварительной разгрузки массива, с целью предотвращения горных ударов;
  • Использование газообразного азота, на различных этапах выемки, как средство предупреждения возникновения эндогенных пожаров;
  • Частичная дегазация угольного массива.

Отличительные факторы предложенных схем:

  • Две схемы из предложенных не предусматривают присутствие человека в зоне разрушения и выемки угля, то есть, в пласте. Это означает, что нет необходимости в проветривании этой зоны. Следовательно, туда можно подавать постоянно азот в достаточном количестве, который в смеси с метаном создаст бескислородное пространство. Таким образом, существенно снижается риск взрыва метана и его воздействие на человека.
  • Максимальное извлечение метана из угольного массива с помощью дегазации на всех этапах выемки угля.

  Рассмотрим эти две технологии выемки угля, которые позволяют максимально повысить уровень безопасности, и при этом обеспечить минимальные финансовые вложения и очень низкую себестоимость добычи угля (горной массы).

  Обе технологии предполагают скважинный способ выемки угля, но с некоторыми существенными отличиями, продиктованными горногеологическими условиями на различных участках шахтного поля.

Итак, технология 1:

  «Извлечение горной массы из пласта «Толстый» с помощью бурошнекового комплекса КСВУ-Б методом первоначальной подрезки подэтажного слоя по простиранию пласта, с последующим извлечением обрушающегося угольного массива этими же комплексами».

  Данная технология выемки предполагает разделение выемочного горизонта на несколько обособленных подэтажей горизонтальными выработками (далее — штреками). Высота подэтажа выбирается исходя из горно-геологических условий месторождения, и может составлять несколько десятков метров. Штреки располагают по простиранию пласта, в породе почвы пласта, с оставлением породного прослоя между пластом и бортом выработки от 2-х до 5 метров в зависимости от угла падения пласта, крепости пород почвы пласта и проходят на длину выемочного поля. Оставление породного прослоя необходимо, чтобы исключить контакт рудничной атмосферы штрека с угольным массивом, что очень важно для предотвращения возникновения эндогенных пожаров, а также для повышения устойчивости штрека при его эксплуатации. Бурошнековый комплекс располагается в подэтажном штреке таким образом, чтобы его выемочный орган был направлен в сторону пласта. Выемка угля осуществляется путем бурения горизонтальных или наклонных выемочных скважин на длину выемочных скважин до кровли пласта или меньшую. При этом, сначала перебуривается породный прослой между бортом штрека и угольным пластом, с оставлением  целиков породы и угля между соседними выемочными скважинами по мере передвижки бурошнекового комплекса или аналогичного агрегата вдоль штрека. Ширина оставляемых целиков выбирается исходя из физико-механических свойств угольного массива и боковых пород, но она должна быть достаточной, чтобы при заданной ширине скважины, а она может быть до 2,5-3,0 метров, и высоте скважин, определяемой конструкцией выемочного органа, и может быть от 0,5м до 2,5м, обеспечить некоторую устойчивость скважины на период бурения и возможных остановок.

Бурение выемочных скважин можно выполнять под различными углами наклона к горизонтальной плоскости. Угол наклона выемочных скважин будет зависеть от конструктивных параметров бурошнекового комплекса или аналогичного агрегата. Из одного места расположения бурошнекового комплекса можно бурить несколько выемочных скважин, например одну горизонтальную, а другую под некоторым углом «β». Также, и в горизонтальной плоскости, бурошнековый комплекс можно ориентировать под необходимым углом к наклонной плоскости почвы угольного массива.

По мере увеличения количества выемочных скважин происходит, своего рода, подрезка угольного массива по всей длине штрека на всю его мощность «h». В устьях всех выемочных скважин, после извлечения бурового инструмента, устанавливаются герметичные перемычки, которые обеспечивают герметизацию выемочных скважин от попадания в них рудничной атмосферы, и поддержание штрека.

Проветривание подэтажного штрека осуществляется за счет общешахтной депрессии. Проветривание скважин не предусматривается.

Под действием горного давления, расположенный над выемочными скважинами угольный массив, начинает разрушаться и обрушаться в полости пробуренных выемочных скважин. Также, под действием горного давления, происходит разрушение целиков, оставленных между выемочными скважинами, что ведет к уменьшению их несущей способности, и, следовательно, к активизации обрушения угольного массива. В угольном массиве идет постоянное образование новых трещин различной длины и ширины, что приводит к дополнительным обрушениям. Но поскольку трещинообразование и последующее обрушение не происходит также быстро, как, например, обрушение в лавах после передвижки крепи, потому что эти процессы растянуты во времени, то разгрузка угольного и породного массивов происходит постепенно, без резких, динамических подвижек, что очень важно для предотвращения горных ударов.

Дальнейшая выемка обрушившегося в выемочные скважины угля, вновь осуществляется бурошнековым комплексом или аналогичным агрегатом по ранее пробуренным скважинам. Для этого достаточно демонтировать перемычку, закрывающую устье скважины, и подавать в выемочную скважину инструмент бурошнекового комплекса или аналогичного агрегата. Уголь, заполнивший выемочные скважины будет транспортироваться бурошнековым инструментом на штрек и далее по транспортной цепочке. Но теперь затраты электрической энергии будут гораздо меньше, так как она не будет расходоваться на разрушение породного и угольного забоя. Это позволит также увеличить скорость подачи инструмента в выемочную скважину, что сократит время на выемку разрушенного угля.

Для предупреждения образования устойчивых сводов не обрушившегося угля, а также для увеличения полноты выемки и регулирования процесса обрушения, процесс разупрочнения угольного массива можно активировать с помощью  дополнительных, искусственных, методов. Например, взрыванием зарядов взрывчатого вещества или нагнетанием воды в угольный массив через скважины достаточного диаметра, пробуренные в нужном направлении из существующих горных выработок в зоны угольного массива, расположенные между подэтажными выработками, над выемочными скважинами.  Длина и направленность скважин для активации разупрочнения угольного массива выбирается в каждом конкретном случае и зависит от различных горно-геологических и горнотехнических условий. В случае отработки газоносных угольных месторождений, дополнительно пробуренные скважины, для активизации разупрочнения угольного массива, могут быть использованы в качестве дегазационных.

Выемка обрушившегося угля, из ранее пробуренных скважин, может осуществляться несколькими бурошнековыми комплексами, расположенными в различных точках горизонтальной подэтажной выработки (штреке), с погрузкой угля на единую транспортную цепочку. При этом, одновременная работа какого-либо числа бурошнековых комплексов, не влияет друг на друга.

На рис.1  изображен вертикальный разрез выемочного поля угольного массива 1,  с углом  падения пласта,  например 45-50⁰, мощностью до 40-45 метров, разделенного ниже действующего вентиляционного  горизонта 2 и выше откаточного горизонта 3 подэтажными полевыми штреками 4 с высотой h подэтажей 30-35 метров. Подэтажный штрек 4 пройден по породе, в почве 5  угольного массива 1, на требуемую длину, и проветривается за счет общешахтной депрессии. Фланговые выработки, вентиляционные и транспортные выработки, условно не показаны.

На рис.2 (увеличение А) изображен  штрек 4, в котором  установлен бурошнековый комплекс 6,  с комплектом шнекового става 7. Разрушение породного 5 и угольного массива 1 выемочных скважин 8 производится выемочным  органом 9 бурошнекового комплекса 6 в направление к кровле 10 угольного массива 1. Транспортировка отбитого угольного массива 1 от выемочного органа 9 в направление к штреку 4, осуществляется шнековым ставом 7. Выемочные скважины 8 могут быть горизонтальными и (или)  наклонными, под выбранным углом β. Бурошнековый комплекс 6 может быть установлен в горизонтальной плоскости штрека 4 вкрест простирания угольного массива или с некоторым углом отклонения. Между выемочными скважинами 8 оставляется межскважный целик 11, ширина которого составляет 0,5 – 1,0 метр. Ширина межскважного целика 11 не является регламентируемой величиной, выбирается с учетом обеспечения устойчивости штрека 4 от излишней деформации. Каждая выемочная скважина 8, после извлечения шнекового става 7 и выемочного органа 9, закрывается герметизирующей перемычкой 12, рис.3, рис.5, которая служит также вспомогательной крепью для обеспечения поддержания штрека 4 в рабочем состоянии.

В каждой выемочной скважине 8, рис.4, под действием сил горного давления и сил гравитации, происходит процесс разупрочнения угольного массива 1, который проявляется сначала образованием трещин различного размера, а далее – вывалами кусков из угольного массива в свободное пространство 13 выемочных скважин 8.  Под действием сил горного давления происходит также разупрочнение межскважных целиков 11, проявляющееся в осыпании кусков угольного массива со стенок в свободное пространство 13 выемочных скважин 8. С увеличением количества выемочных скважин 8, увеличивается площадь подрезки угольного массива 1 выемочными скважинами 8. Оставленные межскважные целики 11, которые сами имеют тенденцию к разрушению, не в состоянии обеспечить поддержание всего угольного массива 1. Процесс разупрочнения угольного массива 1, и его разрушения с высыпанием кусков в свободное пространство 13 выемочных скважин 8 начинает активизироваться и распространяться на всю высоту подэтажа. Высыпавшийся в выемочные скважины 8 угольный массив 1, вынимается с помощью бурошнекового комплекса 6. Для этого необходимо напротив любой герметизирующей перемычки 12 установить бурошнековый комплекс 6, разобрать герметизирующую перемычку 12, и начать подавать в ранее пробуренную выемочную скважину 8 выемочный орган 9 со шнековым ставом 7. Вынимая разрушенный угольный массив 1, мы лишаем вышележащий угольный массив 1 образовавшейся, так называемой, подпорной подушки. Выемка разрушенного угольного массива 1 из выемочных скважин 8 может осуществляться несколькими бурошнековыми комплексами 6 в различных местах штрека 4. Регулируя длину шнековых ставов 7 бурошнековых комплексов 6,  при выемке разрушенного угольного массива 1, можно регулировать процесс объемного разупрочнения, и последующего разрушения и обрушения угольного массива 1 в отдельных его местах (или участках) подэтажа. Регулирование процесса разупрочнения и последующего обрушения угольного массива 1 может осуществляться также с помощью дополнительных, искусственных, методов. Например, в результате взрывания зарядов 14 взрывчатого вещества в угольном массиве 1, или за счет подачи в него воды под давлением, можно активизировать процесс его обрушения в нужных местах, например, ближе к кровле угольного массива 1, или ближе к почве угольного массива 1. Взрывание зарядов 14 взрывчатого вещества или подача воды осуществляется через скважины 15 требуемой длины, пробуренные из существующих выработок. Параметры скважин 15, зарядов 14, количества воды, подаваемой в угольный массив 1, и её давление, определяются в каждом конкретном случае инженерно-техническим персоналом предприятий. В случае, если угольный массив 1 породы почвы 5 и кровли 10 являются газоносными, то скважины 15 можно использовать в качестве дегазационных. При этом, по дебиту извлекаемого газа, его процентному содержанию в том или ином месте угольного массива 1, можно судить о степени его трещиноватости в пространстве, и о степени его разупрочненности, или обрушенности.

Расположение комплекса оборудования в штреке 4 показано на рис.5

Штрек 4 имеет вполне определенное сечение – около 17,0 м² вчерне до осадки. Проходка выработки осуществляется комбайном. Темпы проходки составляют примерно 100 п.м в месяц.

Крепь выработки – металлическая рамная податливая крепь в виде неправильного четырехугольника, а также анкерная крепь, установленная между рамами металлической крепи в кровлю штрека и в висячий бок (ниже предполагаемых скважин и между скважинами в целиках).  Выбор типа крепи продиктован необходимостью размещения достаточно габаритного оборудования, сохранения выработки при её эксплуатации и надежной работы манипулятора, установленного на бурошнековом комплексе, для подачи транспортных модулей.

В целях дальнейшей реализации данной технологии, были начаты проектно-конструкторские работы по созданию технической документации КСВУ-Б.

  Была подготовлена техническая документация на выемочный орган КСВУ-Б. В общем виде он представляет собой горизонтальный режущий орган, состоящий из двух режущих барабанов и режущей цепью между ними.  Диаметром выемочного органа составляет 1200 мм, длина — 2500 мм (ширина скважины). Электропривод выемочного органа состоит из двух двигателей водяного охлаждения по 132 квт. Два планетарных редуктора размещены непосредственно в барабанах. Режущая цепь не является тяговой, и служит только для разрушения массива между барабанами. Выемочный орган оснащен двумя отгребающими шнеками, а также имеет полости, где размещаются необходимые датчики. Масло в редукторах охлаждается водой через встроенные теплообменники.

  Была подготовлена техническая документация на привод шнекового става и сам шнековый став. Учитывая, что в процессе бурения скважин, в процессе последующих выемочных работ в скважинах, возможны обрушения угольной толщи на шнековый став, мощность привода шнеков составляет 500 квт (2х250 квт), шнековые (транспортные) модули имеют усиленную конструкцию, способную выдерживать многотонную нагрузку, а гидроподатчик шнекового става развивает усилие при его извлечении до 600 тонн. Кроме того, предусмотрена система определения веса обрушившегося массива на шнековый став, с выводом параметров на дисплей пульта управления оператора КСВУ-Б.

  Не были закончена техническая документация по раме машины, крепи сопряжения, гидроподатчику, манипулятору, и прочим элементам. Готовность документации оценивается примерно в 60%.

  Расчетная длина выемочных столбов первых двух подэтажей в центральном блоке шахтного поля, составит примерно по 1100 метров. Объем запасов – примерно 4,0 млн. тонн. При работе 4-х КСВУ-Б, с нагрузкой по 500 т/сут. каждый, срок отработки запасов составит 6,5 лет. Запасы 3-го подэтажа составляют примерно 2,4 млн. тонн, со сроком отработки 4,0 года.   

  Примерные расчеты численности добычного участка, расчеты по элементам себестоимости добычи горной массы, затраты на вскрытие и подготовку выемочного столба, приведенные на 1 тонну вынимаемых запасов, показали, что общие затраты, без учета общешахтных, составят, примерно, 5,5-6,0 долл./т.

  Общешахтная себестоимость, с учетом обогащения, составит примерно 25,0 долларов за 1 тонну.

При условной суточной добыче 2000 тонн, на выходе шахта будет получать 3 продукта (не считая породы):

  • коксовый концентрат, с золой 10-11% в количестве 600 тонн;
  • энергетический концентрат, калорийностью 5000 ккал/кг, в количестве 600 тонн;
  • энергетический продукт с теплотворной способностью примерно 2800 ккал/кг, в количестве 200 тонн.

При существующих ценах на рынке углей, ожидаемая прибыль, до налогообложения составит примерно 36,7 долл./т.

  Результат вполне приличный.

 

Продолжение следует.

Строяковский Л.М.