Системы проветривания рудников являются критически важной инфраструктурой, обеспечивающей безопасные и эффективные условия труда под землей [1–3]. В отличие от открытых горных выработок, где естественная вентиляция играет существенную роль, подземные рудники представляют собой замкнутые пространства с ограниченным доступом воздуха и повышенными рисками персональных аварийных ситуаций, в том числе связанными с состоянием рудничной атмосферы. Особую важность в обеспечении безопасности горного производства играют системы вентиляции в условиях угольных шахт опасных по газу, где процессы выделения метана в горные выработки не всегда удается прогнозировать, а также осуществляется дегазация угольных пластов [4, 5]. Это создает серьезные вызовы для обеспечения адекватного воздухообмена, удаления вредных газов, пыли и избыточного тепла, возникающих в результате реализации технологических процессов [6–8], с учетом характера и топологии горных выработок [9].

Потребность в эффективных системах проветривания обуславливается требованиями безопасности при ведении горных работ, что сложно обеспечить в условиях повышения интенсивности горных работ, а также в усложняющихся горно-геологических условиях. Эти реалии развития горнодобывающей отрасли приводят к необходимости учета рисков аварийных ситуаций, развитие соответствующих научно-обоснованных методов расчета [1, 3], а также нового методического и алгоритмического обеспечения [10–12]. Системы проветривания шахт и рудников представляют собой сложные инженерные комплексы, включающие в себя вентиляционные выработки, вентиляторы, воздуховоды, системы электропривода и их электроснабжения, системы регулирования и контроля, а также средства пылеподавления. Многообразие технических элементов, разные их функционал и свойства приводят к необходимости комплексных решений, обеспечивающих реализацию главных функций систем проветривания горных предприятий [13]. При этом нельзя забывать об энергетической и экономической эффективности принимаемых инженерных решений, которые в значительной степени определят эффективность всего горного предприятия [14–16]. В этом плане вентиляторные установки на горном предприятии являются почти всегда самыми энергоемкими объектами, и их уставленная мощность достигает на крупных предприятиях до 5–7 МВт.

Наряду с вентиляторами подъемные машины являются также достаточно энергоемкими объектами. От их производительности зависит производительность предприятия в целом, так как они по своей сути являются ключевым элементом транспортной системы предприятия [17]. Современная подъемная машина практически всегда оборудуется системой регулируемого электропривода, обеспечивающего эффективную и безопасную работу подъемной машины. Поэтому снижение затрат на эксплуатацию вентиляторных и подъемных машин, обоснование их режимов работы всегда является актуальной задачей.

Объект исследования. В качестве объекта исследования в работе рассматривается Тырныаузский ВМК (ТВМК), который планируется в 2025 ввести вновь в работу.

Целью работы является анализ режимов работы вентиляторных установок главного проветривания и подъемных установок рудника, а также разработка мероприятий по оптимизации их работы с целью повышения энергоэффективности и снижения эксплуатационных затрат.

Методы исследования. Расчет систем проветривания рудников – это сложная инженерная задача, требующая сочетания теоретических и эмпирических подходов и данных, а также современных вычислительных методов. Методы расчета, применяемые в этой области, можно разделить на несколько основных групп:

Основная идея работы заключается в обосновании мощности приводов главных вентиляторных и подъемных установок реконструируемого рудника, позволяющих определить экономический эффект от замены силовых двигателей и обеспечения рациональных режимов работы.

По вентиляции рудник «Молибден» разделяется на два участка, имеющих независимые схемы и средства проветривания: Северо-Западный участков и Центральные шахты № 1 и № 2. Схема предусматривает проветривание Северо-Западного участка с помощью ствола шахты «Северо-Западная» и вентилятора ВОКД-3.0 (вентиляторная № 4, горизонт 2615 м), который подает свежий воздух на эксплуатационные горизонты 2637, 2613, 2690, 2762, 2821 м. Омыв очистных забоев, загрязненный воздух по восточному вентиляционному восстающему возвращается на поверхность по восточной штольне горизонта 2615. По западным вентиляционным восстающим загрязненный воздух подается на горизонт 2762 и по Северному – на поверхность. Центральный участок получает свежий воздух также от вентиляторной № 4. Отработанный воздух отсасывается вентилятором ВОКД-2,4 (вентиляторная № 1, горизонт 2613 м) и выбрасывается на поверхность. Вентиляторная установка № 1а предназначена также для отсоса отработанного воздуха с горизонтов 2615 и 2537 м. Центральная шахта № 2 проветривается комбинированным способом. Свежий воздух вентиляторами ВОД-21 (вентиляторная № 3, горизонт 2242 м) по штольне № 9 и вентиляционным восстающим подается на эксплуатационные горизонты. Исходящая струя выдается вентилятором ВОКД-3.0 (вентиляторная № 6, горизонт 2537 м). Значительное влияние на схему проветривания оказывает естественная тяга, действием которой предопределяется направление и дебит воздушной струи в действующих выработках значительной протяженности (ствол шахты «Капитальная», выработки горизонта 2015 м). На схему проветривания также оказываю воздействие карьерные рудоспуски № 3, № 8 вследствие их связей с действующими выработками на горизонтах. Для проветривания рудника «Молибден» используются три типа вентиляторных установок: ВОКД-3.0, ВОКД-2,4 и ВОД-21. Вентиляторы ВОКД-2,4 и ВОКД-3.0 предназначены для главного проветривания крупных шахт и рудников. Разработаны они по аэродинамической схеме ЦАГН-К-06 и выполнены по одному конструктивному исполнению. Периодическое регулирование работы вентилятора производится поворотом лопаток рабочего колеса, а более тонкое регулирование – закрылками промежуточного направляющего аппарата. Для возбуждения синхронных двигателей используются тиристорные возбудительные аппараты, оборудованные реверсивным устройством. Реверсивные осевые вентиляторы ВОД предназначены для замены вентиляторов типа ВОК и ВОКД. Они выполнены по аэродинамической схеме К-84. Реверсирование воздушной струи осуществляется изменением направления вращения колеса, при этом лопатки промежуточного аппарата устанавливаются под углом 104° к плоскости вращения рабочего колеса.

Сводные данные по обследованию и анализу работы главных вентиляторных установок (ГВУ) дают полную картину по их функционированию. В табл. 1 представлены основные сведения работе вентиляторных установок в системе проветривания рудника.

Таблица 1

Основные сведения работе вентиляторных установок в системе проветривания рудника

Из пункта 23 табл. 1 видно, что вентиляторные установки работают не экономично. Необходимо провести дополнительные исследования и предложить ряд мероприятий по снижению дульного расхода электроэнергии. Из пунктов 19, 20, 21 табл. 2 очевидно, что установленные мощности двигателей ГВУ-4, 1а, 3, 6 значительно превышают мощности, потребляемые из сети. Необходимо провести проверочный расчет мощностей двигателей вентиляторов главного проветривания.

Мощность электродвигателя для вентиляторных установок определяется по формуле:

                                                                  P = QH/(102ηв),                                                   (1)

где Q – производительность, м3/с; Н – статическое давление, кг/м2; hв – КПД вентилятора.

Мощность двигателя принимается выше расчетной на 10÷15 % из-за возможного снижения напряжения в сети:

                                                                  Pдв = kзP,                                                            (2)

где kз – коэффициент запаса мощности; kз = 1,1÷1,15.

Значения параметров Q, Н, ηв приведены в табл. 2.

В табл. 3 представлены сведения о двигателях ГВУ.

Таблица 2

Параметры вентиляторных установок различных типоразмеров

Таблица 3

Основные сведения работе вентиляторных установок в системе проветривания рудника

Для ГВУ-4 №1 (вентилятор ВОКД-2,4) поверочный расчет дает следующие результаты:

P = 170,7–463,9 кВт; Pдв = 510,3 кВт.

Установлен двигатель А-13-42-8: Рн = 400 кВт.

Аналогичные расчеты проведены и для других вентиляторных установок, результаты сведены в табл. 4.

Расчеты показали, что мощности двигателей вентиляторов № 4, № 1а, № 3 завышены (см. табл. 4). Рационально заменить их на двигатели меньшей мощности. Окончательное решение должно быть принято на основе технико-экономического анализа, элементы которого представлены ниже.

На руднике «Молибден» находятся в эксплуатации две подъемные установки шахт «Капитальная» и «Северо-Западная». На шахте «Капитальная» применяется простая одноканатная подъемная система, где подъемная машина типа ШПМ 4´36 оснащена барабаном. Однако такие конструкции имеют низкую производительность и статический баланс, а также другие недостатки. Для повышения эффективности и надежности подъемных систем на современных горнодобывающих предприятиях широко применяются многоканатные подъемные установки с уравновешенной конструкцией, которые обеспечивают более высокую производительность, снижают вибрацию.

Назначение подъемной машины – спуск-подъем людей и грузов с 12-го по 4-й горизонты в двухэтажной клети типа 2УКН-3,6-1. Технические данные подъемной установки шахты «Капитальная» приведены в табл. 5.

Таблица 5

Технические данные подъемной установки шахты «Капитальная»

На шахте «Северо-Западная» установлена многоканатная подъемная машина типа МК-2,25´4. Машина имеет однодвигательный привод по системе «генератор–двигатель». Назначение: спуск-подъем людей и грузов с 4-го по 1-й горизонты. Система статически уравновешена двумя плоскопрядными хвостовыми канатами. Подъемная машина с противовесом. Машина МК-2,25´4 изготавливается с редуктором. Соединение редуктора с валом электродвигателя осуществляется зубчатыми удлиненными муфтами специальной конструкции. Технические данные подъемной установки приведены в табл. 6.

Таблица 6

Технические данные подъемной установки МК-2,25´4 шахты «Северо-Западная»

На шахте «Капитальная» установлены подъемные машины: с электродвигателем типа ДА-170/29-12 мощностью Р = 670 кВт; с электродвигателем типа ПЭ-172-5К мощностью Р = 630 кВт с электроприводом по системе «генератор–двигатель». Ориентировочная мощность приводного электродвигателя шахты «Капитальная»:

где ρ – коэффициент, определяемый по характеристике динамического режима и зависящий от момента инерции подъемной машины, степени ее неуравновешенности и множителя скорости; k – коэффициент, учитывающий увеличение нагрузки за счет сопротивлений; ηр – КПД редуктора подъемной машины; Рпол – полезная мощность электродвигателя (без учета потерь), затрачиваемая на подъем полезного груза с массой mг.

Для установки с одним сосудом и противовесом:

где ψ – коэффициент, учитывающий степень уравновешивания массы груза mг массой противовеса; υср – средняя скорость движения сосуда, м/с.

Коэффициент y можно получить из следующего выражения:

где mпр – масса противовеса, кг; mс – масса сосуда, кг; mг – масса груза, кг.

Мощность двигателя принимается больше расчетной на 10–15 % с учетом возможного падения напряжения в электрической сети:

Pдв = (1,1–1,15) Pо.                                                  (6)

Для подъемной установки шахты «Капитальная» (см. табл. 5): mпр = 6250 кг; mс = 4412 кг; mг = 3700 кг.

В табл. 7 представлены полученные значения проверочного расчета мощности электродвигателя подъемной машины.

Таблица 7

Значения проверочного расчета мощности электродвигателя подъемной машины

Расчетная мощность двигателя удовлетворяет мощности двигателя, установленного на подъемной машине шахты «Капитальная».

Исследование зависимости между потреблением электроэнергии и объемами добываемой руды на руднике «Молибден» показало, что удельный расход электроэнергии в значительной степени зависит от суточной производительности рудника. Анализ данных за 8-летний период показал, что корреляция между месячными объемами добычи руды и энергопотреблением варьируется в пределах от 0,309 до 0,730. Это означает, что при увеличении объема добываемой руды удельное потребление энергии имеет тенденцию к снижению.

Анализ массива данных по добыче руды выявил, что он характеризуется значительным разбросом значений, что подтверждается высоким среднеквадратичным отклонением. Также наблюдаются асимметрия и эксцесс, что говорит о неравномерном распределении значений. Около 50 % значений в массиве оказывалась заметно ниже среднего уровня, что свидетельствует о преобладании периодов с относительно низкой производительностью. Таким образом, для снижения удельного расхода энергии на руднике «Молибден» необходимо сократить время работы с низкими значениями производительности и обеспечить максимально возможную загрузку оборудования.

Для более полного понимания влияния загрузки оборудования на энергопотребление необходимо также проанализировать структуру потребления электроэнергии на руднике. Разделить её на отдельные процессы (например, бурение, взрывные работы, транспортировку, дробление, обогащение) и изучить зависимость энергопотребления для каждого технологического процесса, что позволит выявить наиболее энергоёмкие процессы, операции и определить рациональные режимы их реализации [18–20]. Кроме того, необходимо рассмотреть возможность использования автоматизированных систем управления производством, которые могут помочь поддерживать стабильную и высокую загрузку оборудования, а также минимизировать потери энергии, возникающие из-за неэффективных режимов работы.

В табл. 8 представлены результаты статистического анализа массива данных, характеризующего параметры добычи руды. Анализировался как исходный массив данных, включающий все зарегистрированные значения, так и усеченный, в котором были исключены значения, оказавшиеся ниже математического ожидания. Это было сделано для оценки влияния исключения низких показателей производительности на общие статистические характеристики распределения массы руды.

Таблица 8

Результаты расчета параметров добычи руды исходного Q и усеченного Q′ массивов данных

Статистические параметры усечённого массива данных рассчитаны теоретическим методом, основанным на распределении Грамма–Шарлье. Начальный момент S случайной величины Q ³ mQ определяется как:

где Р(Q ≥ mQ) – вероятность того, что значения Q усеченного массива данных превысят значения математического ожидания mQ исходного массива:

f(Q) – теоретический дифференциальный закон распределения случайной величины Q.

При повышении математического ожидания добытой руды на величину

                                                             ∆mQ = m′Q− mQ                                                         (9)

удельный расход электроэнергии уменьшается на величину Dw:

                                               ∆ω = (a2mQ + b2) − (a2m′Q + b2) = a2∆mQ,                                    (10)

где a2, b2 – коэффициенты уравнения регрессии: w = a2Q+b2 (см. табл. 1);

здесь mw – математическое ожидание удельного расхода электроэнергии.

Экономия электроэнергии за счет более полной загрузки оборудования за год:

                                                                  ∆W = ∆ω mQ∙12.                                                        (12)

В табл. 9 приведены результаты расчетов за 8 лет.

Таблица 9

Результаты расчета изменения удельного расхода электроэнергии Δω, потери электроэнергии ΔW

На рис. 1 приведены зависимости изменения математического ожидания массы добытой руды и экономии электроэнергии, а также соответствующие аппроксимирующие зависимости.

Рис. 1. Экономия электроэнергии и объем выработанной руды, а также соответствующие аппроксимирующие зависимости: 1 – изменение экономии электроэнергии по годам; 2 – изменение массы добытой руды по годам; линии трендов для зависимостей; (1) и (2) – полиномиальные модели аппроксимирующих зависимостей

Ожидаемая экономия электроэнергии определяется как математическое ожидание DW:

где mΔW = 2 294 213 кВт×ч.

Стоимость электроэнергии по двухставочному тарифу, руб.:

                                                                  C = Pmax a + Wb.                                                            (14)

Экономия денежных средств, руб.:

                                                                  ∆С = С1 – С2,                                                             (15)

где С1 – стоимость электроэнергии по существующему расходу электроэнергии: C1 = Pmax a + W1b.

Стоимость электроэнергии при полной загрузке технологического оборудования:

C2 = Pmax a + W2b.

где a = 4300 руб/кВт; b = 6,0 руб/кВт×ч.

Получаем:

                                                                  ∆С = (W1 – W2)b = ∆Wb.                                                         (16)

По результатам расчетов (см. табл. 4) было отмечено, что электродвигатели вентиляторных установок ГВУ-4, ГВУ-1а, ГВУ-3 не соответствуют нагрузке и имеют завышенную мощность. Например, ГВУ-4: Ррасч = 642,9 кВт; Рн.дв = 1250 кВт; ГВУ-1а и ГВУ-3: Ррасч = 221,1 кВт; Рн.дв = 500 кВт. Предлагается замена электродвигателей ГВУ-4 на двигатель типа СДВВ-15-39-10, Рн = 800 кВт; ГВУ-1а и ГВУ-3 на двигатель типа СДВ-15-34-12, Рн = 400 кВт.

Экономический эффект от замены электродвигателей:

                                                                  ∆З = 0,12∆K + ∆CW,                                                          (17)

где

∆K = K1 – K2;

здесь K1 – стоимость установленных двигателей, K1 = 8,47 млн руб.; K2 – стоимость предлагаемых к замене двигателей, K2 = 8,2 млн руб.; ∆K = 0,27 млн руб. Значения стоимости электродвигателей приведены в табл. 10.

Таблица 10

Стоимость электродвигателей

Стоимость сэкономленной электроэнергии рассчитываем по двухставочному тарифу С.

Потери мощности в двигателе, кВт:

                                                                  ∆Р = ∆Р1 − ∆Р2,                                                           (18)

где ∆Р1, DР2 – потери мощности в старом и новом двигателях.

Потери электроэнергии, кВт×ч:

                                                                  ∆W = ∆РT,                                                          (19)

где T – время работы вентиляторов в году, T = 8570 ч.

Основные электрические потери в обмотке статора, кВт:

                                         где r1 – активное сопротивление обмотки статора, Ом,

здесь rυ – удельное сопротивление проводника, приведенное к расчетной температуре 75 и 130°: rυ(75)=(1/47)×10−6, Ом×м; rυ(130)=(1/39)×10−6, Ом×м; w1 – число витков обмотки; lср = 2(l1+l2) – средняя длина витка обмотки статора; nэлqэл – сечение эффективного проводника, мм2; a – число параллельных ветвей обмотки.

Потери на возбуждение, кВт:

                                                         ,                                                        (22)

где DUщк – переходное падение напряжения в щеточном контакте, DUщк = 1 В; hв – КПД возбудителя, hв =0,8–0,85; rв – сопротивление обмотки возбуждения, Ом,

Механические потери, равные сумме потерь в подшипниках и на вентиляцию, кВт:

где uр – окружная скорость ротора, м/с; l1 – полная длина статора, м.

Добавочные потери при нагрузке, кВт:

                                                             Pдоб = 0,005Pн.                                                (25)

Суммарные потери в двигателе, кВт:

                                                             ∆P1 = Pэ + Pв + Pмех + Pдоб.                                                      (26)

Результаты расчетов потерь мощности для всех двигателей представлены в табл. 11.

Значения суммарных потерь электроэнергии и экономического эффекта приведены в табл. 12.

Таблица 11

Результаты расчетов потерь мощности для всех двигателей

Таблица 12

Значения суммарных потерь электроэнергии и экономического эффекта