Сборник «Инновационные технологии РМПИ» вып №2, 2016 by Кафедра РМПИ ДонНТУ (г. Донецк)

МИНИСТЕРСТВО ОБРАЗОВАНИЯ И НАУКИ ДОНЕЦКОЙ НАРОДНОЙ РЕСПУБЛИКИ ГОСУДАРСТВЕННОЕ ОБРАЗОВАТЕЛЬНОЕ УЧРЕЖДЕНИЕ ВЫСШЕГО ПРОФЕССИОНАЛЬНОГО ОБРАЗОВАНИЯ «ДОНЕЦКИЙ НАЦИОНАЛЬНЫЙ ТЕХНИЧЕСКИЙ УНИВЕРСИТЕТ» Горный факультет Кафедра «Разработка месторождений полезных ископаемых»

СБОРНИК НАУЧНЫХ ТРУДОВ кафедры разработки месторождений полезных ископаемых

№2 (2016)

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ по материалам республиканской научно-практической конференции молодых ученых, аспирантов и студентов

г. Донецк, 25-26 мая 2016 г.

Донецк 2016

УДК 622.001.76 (082) И 66 Инновационные технологии разработки месторождений полезных ископаемых: сб. науч. труд. Вып. 2. / редкол.: Н. Н. Касьян [и др.]. – Донецк, 2016. – 313 с. В сборнике представлены материалы научных разработок студентов, аспирантов и молодых ученных, которые обсуждались на Республиканской научно-практической конференции молодых ученых, аспирантов и студентов, посвященной 90-летию кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых». Материалы сборника предназначены для научных работников, инженерно-технических работников угольной промышленности, аспирантов и студентов горных специальностей. Конференция проведена на базе Донецкого национального технического университета (г. Донецк) 25-26 мая 2016 г. Организатор конференции – кафедра разработки месторождений полезных ископаемых горного факультета ДонНТУ. Редакционная коллегия: Касьян Н.Н., д. т. н., проф., зав. кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых»; Петренко Ю.А., д. т. н., проф., профессор кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых»; Новиков А.О., д. т. н., проф., профессор кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых»; Стрельников В. И., к. т. н., проф., профессор кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых»; Соловьёв Г.И., к. т. н., доц., доцент кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых»; Касьяненко А.Л., ассистент кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых». Компьютерная верстка: Моисеенко Л. Н., ведущий инженер кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых». Контактный адрес: Донецкая Народная Республика, г. Донецк, ул. Артема, 58, ДонНТУ, 9-й учебный корпус, каф. «Разработка месторождений полезных ископаемых» к. 9.505., тел. (062) 301-09-29, 300-01-46, E-mail: rpm@mine.dgtu.donetsk.ua

ВСТУПИТЕЛЬНОЕ СЛОВО

Уважаемые коллеги! Республиканская научнопрактическая конференция «Инновационные технологии разработки месторождений полезных ископаемых» молодых ученых, аспирантов и студентов, стала первой в истории кафедры. Примечательно, что она посвящена 90-летию кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» (РМПИ) и приурочена к 95-летнему юбилею университета. С первых дней создания нашего вуза в угольном Донбассе была развернута подготовка инженеров и, прежде всего, инженеровгорняков. Среди кафедр ДонНТУ кафедра РМПИ старейшая и является лидером по научно-методической и творческой деятельности студентов по специальности «Разработка месторождений полезных ископаемых». Более 14000 человек связали свою судьбу с горным делом. Кто-то обрел нужную, востребованную специальность и ушел на производство, кто-то посвятил всю свою жизнь подготовке новых поколений горных инженеров в нашем вузе. Трудно сказать, сколько среди выпускников нашего горного факультета кандидатов и докторов наук. Горная наука-вещь во многом прикладная и она не состоялась бы без связи практиков и теоретиков, без внедрения результатов ее на шахтах, без экспериментов в лабораториях и непосредственно под землей. Научная деятельность всегда является мощным рычагом экономических преобразований, внедрением в производство новых, передовых инновационных идей и технологий, благодаря которым повышается качество подготовки специалистов, обеспечивается экономический рост нашей республики, улучшается качество жизни населения. Взаимно обогащающая связь науки с производством – вот цель, которой мы старались следовать все годы нашего существования.

Уважаемые читатели! Сегодня Вы держите в руках сборник научных трудов, сборник, приуроченный к 90-летию кафедры РМПИ. Среди авторов студенты, аспиранты и вчерашние аспиранты, маститые ветераны, выпускники нашей кафедры, с которыми нас связывает долгое и плодотворное научное сотрудничество. Только совместными усилиями мы будем способны решать проблемы, стоящие перед угледобывающей отраслью нашей страны, только вместе мы сможем эти проблемы успешно решить. Председатель оргкомитета конференции, заведующий кафедрой РМПИ доктор технических наук, профессор Н.Н. Касьян

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

УДК 622.831

СПОСОБ ПРОДОЛЬНО-БАЛОЧНОГО УСИЛЕНИЯ АРОЧНОЙ КРЕПИ КОНВЕЙЕРНОГО ШТРЕКА НА ШАХТЕ ИМ. М.И. КАЛИНИНА Агарков А.В., студент (ГОУ ВПО «ДонНТУ», г. Донецк)* Рассмотрены результаты применения способа продольно-балочной связи комплектов основной крепи для обеспечения устойчивости подготовительных выработок в зоне влияния очистных работ в условиях шахты им. М.И. Калинина. Розглянуті результати застосування способу повздовжньо-балкового зв’язку комплектів основного кріплення для забезпечення стійкості підготовчих виробок в зоні впливу очисних робіт в умовах шахти ім. М.І. Калініна.

Для определения рациональных параметров поддержания выемочных выработок глубоких шахт в зоне влияния очистных работ при сплошной системе разработки на шахте им. М.И.Калинина в конвейерном штреке 2-й западной лавы пласта h10 проводилась опытно-промышленная проверка продольно-балочной крепи усиления (рис. 1) [1, 2]. 1991

1993

1992

1994

1989 2-я западная лава пласта h10 2002

2003

2004

Разгрузочная лава 1989 Уровень затопления

Рис. 1. Схема горных выработок 2-й западной лавы пласта h10 шахты им. М.И. Калинина

В результате анализа визуальных и инструментальных наблюдений было установлено, что максимальные проявления горного давления наблюдаются по напластованию пород кровли. При этом со стороны массива происходило образование локальных зон давления, в которых из-за фо*

Научный руководитель – к.т.н., доц. Соловьев Г.И.

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

кусирования повышенных нагрузок на отдельные элементы крепи образовывались породные складки. Арочная податливая крепь конвейерного штрека (АП-5/13,8 из спецпрофиля СВП-27 с шагом установки рам крепи 0,5 м) была усилена одинарной и двойной продольно-балочной крепью (рис. 2). в)

2 4500

5500

а)

3 1 5000

1 г)

5500

4500

б)

2 3 1 5000

д)

3 1

5500

4500

5000

Рис 2. Варианты расположения одно- (а, в) и двухбалочной продольно-жесткой крепи усиления (б, г, д): 1 – комплект арочной крепи; 2 – продольные балки из спецпрофиля СВП-27; 3 – элементы крепления балки к верхняку крепи

В качестве крепи усиления применялась длинная балка из отрезков прямолинейного спецпрофиля СВП-27 длиной по 4 м, которые соединялись на каждом стыке внахлест на 0,5 м двумя хомутами. Балка подвешивалась на 2-х специальных крючьях с планками и гайками по центру каждого верхняка крепи (рис. 2). На трех этапах опытно-промышленной проверки применялись однобалочная (рис. 2а, в), двухбалочная симметричная (рис. 2б, г) и двухба-

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

лочная асимметричная (рис. 2б, д) крепи продольно-жесткого усиления. Применение продольно-балочной крепи усиления позволило при минимальных затратах сил и средств и без создания технологических помех основному процессу – ведению очистных работ в лаве снизить вертикальные и горизонтальные смещения и боковых пород на контуре конвейерного штрека (рис. 3). Применение двухбалочной усиливающей крепи позволило повысить эффективность работы арочной крепи за счет пространственной консолидации ее комплектов и создания жесткой каркасной конструкции, что обеспечило перераспределение повышенной и неравномерной нагрузки между перегруженными и недогруженными комплектами крепи по длине выработки (рис. 3). Наличие жесткой продольной связи комплектов крепи создало предпосылки для образования в кровле пласта и в боку выработки локальных грузонесущих зон, препятствующих развитию процесса складкообразования.

а)

б)

Рис. 3. Состояние конвейерного штрека без крепи усиления (а) при перекреплении на расстоянии 220 м за забоем 2-й западной лавы; и с продольно-балочной крепью усиления на расстоянии 230 м за очистным забоем (б)

При однобалочной крепи усиления величина вертикальных смещений была снижена на 0,5 м (в 1,67 раза) на сопряжении с лавой и на 1,4 м (или в 1,4 раза) на расстоянии 120 м за лавой. При использовании двух балок вертикальные смещения на сопряжении с лавой уменьшились в среднем на 1,5 м (в 2,5 раза), а на расстоянии 120 м за лавой они снизились на 2,6 м (в 1,9 раза) и 2,8 м (в 2,1 раза) соответственно при асимметричном и симметричном расположении балок по длине верхняка крепи. Горизонтальные смещения боков конвейерного штрека при использовании одной балки были снижены на 0,5 м (в 1,67 раза) на сопряжении с лавой и на 0,3 м (в 1,12 раза) на расстоянии 120 за лавой. Применение двухбалочной крепи усиления позволило снизить боковые смещения в

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

створе с лавой в среднем на 0,65 м и 0,75 м (в 2,1 и 2,5 раза) соответственно при асимметричной и симметричной схемах расположения продольных балок. На расстоянии 120 м за лавой боковые смещения были снижены соответственно на 0,8 м и 1,1 м (в 1,4 и 1,65 раза). 6,0 5,0

Δh, Δb, м

Δh

4,0

2 3

3,0

2,0 1,0

21 Δb

0 40 30

20 10

-10 -20 -30 -40 -50 -60 -70 -80 -90 -100 -120 Расстояние до лавы, ΔL,

Рис. 4. График зависимости вертикальных (Δh – сплошная линия) и горизонтальных (Δb - штриховая линия) смещений породного контура транспортного штрека 2-й западной лавы пласта h10: без применения (1) и при использовании продольно-балочнойой крепи усиления с одинарной (2) и двойной балкой (3)

Таким образом, продольно-поперечная консолидация комплектов арочной крепи за счет их связи продольно-балочной крепью по длине выработки позволяет изменить механизм взаимодействия породных отдельностей зоны неупругих деформаций за счет образования и сохранения устойчивых грузонесущих сводов на контуре боковых пород [2]. Библиографический список 1. Соловьев Г.И., Гребенкин С.С., Панфилов Ю.Н., Ковшевный А.П., Малышева Н.Н., Нефедов В.Е. О возможности перераспределения повышенной нагрузки между комплектами арочной крепи выемочных выработок глубоких шахт / Науковий вісник Національного гірничого університету. – Дніпропетровськ, 2004. – №10. – С. 48-52. 2. Соловьев Г.И. О результатах опытно-промышленной проверки эффективности способа продольно-жесткого усиления арочной крепи выемочных выработок глубоких шахт // Геотехнічна механіка: Міжвід. збірн. наук. праць / ІГТМ ім. М.С.Полякова НАН України. – Дніпропетровськ. 2005. – Вип.61. – С.274-284.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

УДК 622.8.622.817

ОБ ОСНОВНЫХ ТРЕБОВАНИЯХ К ТЕХНОЛОГИИ ВЕДЕНИЯ ГОРНЫХ РАБОТ НА ПЛАСТАХ УГЛЯ, СКЛОННЫХ К САМОВОЗГОРАНИЮ Бабак Б.Н., студент гр. РПМ-13б* (ГОУ ВПО «ДонНТУ», г. Донецк) Основными требованиями безопасности при ведении горных работ на пластах угля, склонного к самовозгоранию, являются: – вскрытие, подготовка и разработка пластов угля должны производиться через полевые выработки; – в отдельных случаях при отработке тонких и средней мощности выбросоопасных и с высокой газоносностью пластов угля допускается применение пластовых выработок; – главные и участковые квершлаги со сроком службы более 1 года в местах пересечения с пластами угля и на расстоянии 5 м в обе стороны от последних должны быть закреплены негорючей крепью. Она должна исключать проникновение воздуха к целику угля; – проветривание выемочных участков должно быть возвратноточным на передние выработки. При газообильности выемочных участков 3 м/мин и более, а также на пластах, опасных по внезапным выбросам угля и газа, допускается применение и других схем проветривания при условии выполнения мероприятий по снижению утечек воздуха через выработанное пространство по согласованию с МакНИИ, НИИГД и с разрешения местных органов Госнадзорохрантруда; – запрещается при разработке пластов угля, склонного к самовозгоранию, оставлять в выработанном пространстве целики и пачки угля, не предусмотренные проектом, а также отбитый и измельченный уголь; – в случае вынужденного оставления целиков в местах геологических нарушений и в местах, предусмотренных проектом, указанные целики угля должны быть обработаны антипирогенами или изолированы; – при оставлении пачек угля в кровле (почве) пласта в проектах необходимо предусмотреть меры по предупреждению самовозгорания угля, которые регламентируются бассейновыми инструкциями; – в откаточных и вентиляционных штреках (ходках) или промежуточных квершлагах на пластах угля до начала очистных работ должны *

Научный руководитель – ст. преподаватель Дрипан П.С.

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

быть определены места возведения изоляционных перемычек не ближе 5 м от мест пересечения выработок; – всем постоянным перемычкам, в т.ч. и возведенным при тушении пожаров, присваивают порядковый номер по шахте и наносят их на планы горных выработок. После возведения перемычки должны приниматься по акту и систематически осматриваться; – выбор конструкции перемычек, рубашек и способов контроля за их герметичностью производится в соответствии с требованиями «Руководства по изоляции отработанных участков, временно остановленных и неиспользуемых горных выработок в шахтах»; – все отработанные участки должны быть изолированы в сроки, не превышающие времени инкубационного периода самовозгорания угля; – если время демонтажа оборудования превышает время инкубационного периода самовозгорания угля, то должны быть разработаны и согласованы с НИИГД, МакНИИ и местным органом Госнадзорохрантруда специальные меры, обеспечивающие предупреждение, а в случае возникновения локализацию и подавление очагов самонагревания в период завершения работ на участке; – отработанные участки должны быть изолированы не позже десяти суток после демонтажа оборудования; – в шахтах, разрабатывающих пласты угля, должен быть организован непрерывный автоматический контроль за ранними признаками самонагревания (самовозгорания) угля. При отсутствии аппаратуры определение содержания окиси углерода, водорода и замеры температуры воздуха должны производиться специально назначенными лицами из числа ИТР. Результаты контроля фиксируются в наряд-путевке надзора участка ВТБ; – во всех местах, подлежащих контролю, необходимо определять фон СО и Н2 и следить за его изменением. В случае нарастания их концентрации работы должны быть прекращены, люди выведены в безопасные места, выявлены источники появления этих газов и приняты меры по их ликвидации; – проверка состояния изоляционных сооружений должна производиться не реже одного раза в месяц надзором участка ВТБ и участка, за которым закреплены выработки. При бесцеликовой выемке охрану выемочных выработок следует производить бутовыми полосами или выработки проводить по пустым породам. При оставлении целиков угля между выработанным пространством очистного забоя и проводимой выработкой их ширина должна быть такой, чтобы они не разрушались горным давлением, но не должна быть меньше 20 м. В случае вынужденного оставления целиков угля в местах геологических нарушений они должны быть обработаны антипирогенами или изоли-

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

рованы гипсовыми или глинобитными рубашками толщиной 0,3-0,5 м и оконтуриваться органной крепью или бутовой полосой шириной 5-6 м. Места заложения полевых выработок должны исключать возможность обнажения пласта при их перекреплении. Расстояние от нижнего пласта свиты до полевой выработки рекомендуется принимать не менее 15 м по нормали от пласта. Запрещается проведение выработок вприсечку к выработанному пространству. Основным мероприятием по предупреждению самовозгорания угля в подготовительных выработках является предотвращение образования пустот за крепью, особенно на крутых пластах. В этом отношении целесообразно проведение выработок с помощью комбайнов. Для предупреждения утечек воздуха через выработанное пространство необходимо применять, как правило, столбовые системы разработки с возвратноточной схемой проветривания на массив угля. В тех случаях, когда применение столбовой системы затруднено, допускается применение сплошной системы разработки, однако при этом необходима надежная изоляция выработанного пространства. Такая же изоляция необходима и при столбовой системе в случае повторного использования бывшей транспортной выработки в качестве вентиляционной (рис. 1).

Рис. 1. Схемы воздухоизоляции выработанного пространства фенольнорезольным пенопластом (ФРП-1): а – сплошная система разработки; б – столбовая система разработки; 1 – изоляционная перемычка возводимая вдоль штрека; 2 – изоляционная перемычка, возводимая в штреке

На крутых пожароопасных пластах необходимо применять полную закладку выработанного пространства дробленой породой, которая исключает утечки воздуха, а при наличии в кровле или почве прослойков самовозгорающегося угля предупреждает их обрушение и попадание в выработанное пространство.

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

УДК 622.333

МЕТОДИКА ПРОВЕДЕНИЯ ЭКСПЕРИМЕНТА ПО РАЗРАБОТКЕ И ВНЕДРЕНИЮ ТЕХНОЛОГИЧЕСКОЙ СХЕМЫ БЕЗЛЮДНОЙ ВЫЕМКИ УГЛЯ Быков В.С., Капуста В.И., студенты гр. РПМ-14* (ГОУ ВПО «ДонНТУ», г. Донецк) Приведена методика проведения эксперимента по разработке и внедрению технологической схемы безлюдной выемки угля с использованием энергии внезапных выбросов угля и газа для участков угольных пластов с повышенной степенью выбросоопасности.

Актуальность. Добыча угля в современных условиях усложняется в связи с увеличением глубины разработки. Существующие методы вскрытия пластов опасных по внезапных выбросам угля и газа не обеспечивают высокую степень безопасности. Выход энергии, которая при этом выделяется, необъясним. По энергетическим затратам выбросы характеризуются величиной освобождаемой энергии и совершаемой при этом работой, так и этими параметрами относительно длительности протекания выброса, «мощность» которого, может достигать 1млн. кВт [1]. Внезапные выбросы угля и газа сопровождаются выделением энергии только на 2 порядка меньше, чем энергия ядерного взрыва мощностью 1 кВт [1]. Горные работы по вскрытию выбросоопасных пластов в сложных горно-геологических условиях всегда сопровождались опасностью внезапных выбросов угля и газа. На этапе разработки нетрадиционных способов угледобычи следует рассмотреть вскрытие участков угольных пластов с повышенной степенью выбросоопасности (забалансовых) как технологическую схему безлюдной выемки угля с использованием энергии внезапных выбросов угля и газа Цель исследования. Разработать методику проведения эксперимента принципиально совершенной технологии безлюдной выемки с использованием энергии газодинамических явлений. Установление испытательной схемы для внедрения технологии безлюдной выемки угля, на пластах опасных по внезапным выбросам угля и газа. Основная часть. Необходимость доступа к полезному ископаемому по данной технологии предусматривает вскрытие пластов на крутом падении этажными квершлагами. Для проведения эксперимента по разработке и внедрению технологических схем безлюдной выемки с использованием *

Научный руководитель – ст. преподаватель Фомичев В.И.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

энергии газодинамических явлений. На действующей шахте выполняются работы по выбору и подготовке опытного участка, сооружению оградительных конструкций и вентиляционных устройств осуществляется доставка оборудования и материалов транспортными средствами и т.д. Во время подготовки шахтных испытаний не изменяется режим работы предприятия. Все работы осуществляются по разрешению технического директора производственного объединения. Сложность и новизна эксперимента требуют постановки основных задач и всесторонней их методической обоснованности с целью получения максимально возможного объема информации, которая в результате проведенного эксперимента является качественно новой и представляет значительный интерес для горной практики и науки. В ходе эксперимента требуется решить следующие основные задачи: 1. Определить влияние близости расположения подготовительной выработки на напряженное состояние пласта. 2. Проверить проектные решения по ограничению интенсивности внезапных выбросов с использованием ограждающих перемычек. 3. Установить параметры и разработать технологию выемки угля с использованием газодинамических явлений, а также разработать и описать методику проведения эксперимента. На выбранном опытном участке в почве или кровле выбросоопасного пласта на расстоянии 12 м от него проводится полевой штрек, из которого пробуривается в пласт разведочные скважины и производится прогноз степени выбросоопасности пласта. Из полевого штрека к пласту проходится выемочный квершлаг. На расстоянии 2 м от пласта забой останавливают, из него бурятся на пласт шпуры, заряжаются усиленными зарядами ВВ и производится вскрытие пласта в режиме сотрясательного взрывания с целью инициирования внезапного выброса угля в зоне с высокой степенью выбросоопасности. Выброшенный уголь аккумулируется в полевом штреке, где устанавливаются специальной конструкции оградительные перемычки для предотвращения выноса угля за пределы полевого штрека. Таким образом, установка оградительных перемычек на определенном расстоянии от места выноса обеспечивается регулирование его максимальной интенсивности. После искусственно произведенного выброса осуществляется проветривание участка и производится уборка выброшенного угля. По окончании уборки в выемочном квершлаге возводится изоляционная перемычка для предупреждения возгорания угля в полости выброса вскрываемого пласта. Затем проходится новый выемочный квершлаг, и операции повто-

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

ряют в той же последовательности. Ориентировочное расстояние между выемочными квершлагами 10…15 м, максимально возможное до 25 м, что подлежит уточнению в процессе эксперимента. Расстояние от полевого штрека до вскрываемого пласта является одним из основных параметров новой технологии безлюдной выемки. От этого расстояния зависит длина выемочных квершлагов, которые окажут существенное влияние на технико-экономические показатели технологии безлюдной выемки. При проведении эксперимента необходимо проверить влияние расстояния от полевого штрека до пласта, т.е. определить минимальную зону разгрузки выработки, которая не исключает возможность возникновения выброса при вскрытии пласта. Эту величину можно определить по изменению газового давления в пласте. По результатам замеров газового давления строится график зависимости P=f(l), из которого делается обобщенный анализ. Установление степени выбросоопасности пласта на отдельных его участках позволит установить для предлагаемой технологии исходные параметры. Прогноз выбросоопасности угольного пласта перед вскрытием промквершлагом проводиться по комплексу признаков в соответствии с пп. 66-69 «Инструкции по безопасному ведению горных работ на пластах, склонных к внезапным выбросам угля, породы и газа». Известно, что площадь поперечного сечения вскрывающих выработок влияет на интенсивность выброса и в первом приближении описывается уравнением I  50  S  165 . Полученная расчетным путем интенсивность, сравнивается с фактической, путем замера количества выброшенного угля в выработке. Сила удара продуктов внезапного выброса измеряется механическими датчиками, состоящими из стального шарика, расположенного между двумя медными пластинами. Сила удара будет измерена по величине вдавливания шарика в пластины. Такие датчики следует устанавливать в выемочном квершлаге, полевом штреке и на ограждающих перемычках. Общее количество угля, выброшенного в выработку, устанавливается непосредственно замером объема выработки. Количество выделяющегося метана в процессе протекания выброса определяется по его скорости движения в выработке и процентному содержанию газа в набранных пробах. После прекращения выноса угля и до герметизаций перемычки в выемочном квершлаге производится газовоздушная съемка с периодичностью отбора проб – 15 мин. Для сравнения результатов определения природной газоносности пласта до и после выброса отбираются пробы угля в колбы и определяется газоносность. Давление газа изменяется в процессе

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

определения выбросоопасности вскрываемого участка пласта. После выброса производится повторное измерение газового давления через пробуренные скважины. Для установления влияния площади сечения вскрывающей выработки на интенсивность внезапного выброса вскрытие пласта осуществляется квершлагами различного сечения. Вскрытие пласта следует производить дважды квершлагами одного сечения. Проведение экспериментальных работ на участке осуществляется в строгом соответствии с ПБ, ЕПБ и письма Д-40.Согласно разработанной технологии ведения работ выемочный квершлаг не доводят до пласта на расстояние 2 м, после чего бурят серию шпуров, заряжают их усиленными зарядами и в режиме сотрясательного взрывания производят вскрытие пласта с целью инициирования выброса. Вскрытие пласта в режиме сотрясательного взрывания предшествует выполнение следующих мероприятий: – закрытие дверей у оградительных перемычек; – проверка состояния водяных заслонок; – остановка всех подземных работ и вывод людей на поверхность; – снятие напряжения на всех шахтных кабелях питающих добычные и подготовительные участки; Библиографический список 1. Софийский К.К., Калфакчиян А.П., Воробьёв В.А. Нетрадиционные способы предотвращения выбросов и добычи угля. – Москва : Недра, 1994. – 192с.

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

УДК 622.28.044

ОПЫТ ВНЕДРЕНИЯ АНКЕРНОЙ КРЕПИ НА ШАХТЕ «ДОБРОПОЛЬСКАЯ» ШАХТОУПРАВЛЕНИЯ «ДОБРОПОЛЬСКОЕ» ООО ДТЭК «ДОБРОПОЛЬЕУГОЛЬ» Васильев Г.М., студент гр. РПМ-15* (ГОУ ВПО «ДонНТУ», г. Донецк) Шахта «Добропольская» входит в состав шахтоуправления «Добропольское» ООО ДТЭК «Добропольеуголь». В настоящее время шахтой горные работы ведутся на горизонтах 200 и 450м. Угольный пласт m51в общей мощностью 1,15 м имеет сложное строение, состоит из двух, реже – трёх пачек, разделённых прослоями алевролита мощностью 0,02-0,14м. Вмещающие породы пласта m51в как кровли, так и почвы относятся к породам средней устойчивости. Увеличение глубины разработки угольных пластов, развитие на них очистных работ приводит к интенсивному воздействию горного давления на устойчивость подземных выработок через различные формы его проявления, которые зависят от совокупности влияния целого ряда горно-геологических и горнотехнических факторов, присущих условиям каждой шахты. За последние годы затраты на ремонт выработок стремительно растут, а состояние – улучшается. В среднем, 15 % из них по протяженности на конец каждого года не удовлетворяет эксплуатационным требованиям. Одной из основных причин такого положения является высокая трудоемкость работ по содержанию выработок при весьма низком (1,5–2 %) уровне их механизации. На сегодняшний день около 90% поддерживаемых на шахтах выработок закреплены металлической арочной податливой крепью. Более половины от протяженности этих выработок деформирована. Основными недостатками применения арочной крепи являются: – большая металлоемкость; – крепь не включается в работу сразу после обнажения породного контура выработки; – невозможность полной механизации процесса крепления; – трудоемкость процесса крепления выработки достигает 80 % от общей трудоемкости проведения выработки; *

Научный руководитель – ст. преподаватель Дрипан П.С.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

Кардинально улучшить технические и экономические показатели работы шахт, а также состояние горных выработок можно путем применения анкерной крепи. Применение арочной податливой крепи в сочетании с анкерной крепью высокой несущей способности превращает горные породы вокруг выработки в высокопрочный монолит. Анкерная крепь - мощное и надежное средство охраны горных выработок. С внедрением анкерных крепей на угольных шахтах происходит кардинальное улучшение условий труда шахтеров, экономических и производственных показателей работы шахт: – исключается производственный травматизм при ведении проходческих и добычных работ; – в 1,5-2 раза возрастают темпы проведения горных выработок, более чем в 6-10 раз возрастает производительность труда при добычных работах; – в 5-10 раз снижаются затраты материальных и трудовых ресурсов на крепление выработок, упрощается доставка материалов крепления в забой выработки, облегчается процесс возведения крепи; – потери площади поперечного сечения выработок, даже в зоне влияния очистных работ, снижаются с 80 до 10%; – доля затрат на проведение, крепление и охрану выработок в себестоимости угля снижается с 25 до 8 %; – исключаются высокозатратные и трудоемкие работы по ремонту горных выработок. На основании изученного зарубежного опыта и экспериментальных работ по внедрению анкерной крепи, разработана отраслевая программа "Анкер", целью которой является внедрение анкерного крепления как прогрессивного вида крепления при поддержании выработок. На примере монтажного ходка 9-й северной лавы пл. m51в гор. 450м шахты «Добропольская» (полная длина выработки 178м) имеем следующие показатели: при креплении спецкрепью с шагом крепи 0,5 м для крепления выработки потребовалось 356 комплектов спецкрепи, состоящей из ножки СВП-22 – 3 м, верхняка СВП-22 – 4м. В состав комплекта спецкрепи так же входят хомуты М-24 – 2 шт., хомуты М-16 – 3 шт., хомуты М-24 под прямой профиль – 1 шт., стяжка металлическая на 0,5 м – 3 шт. Схема крепления приведена на рисунке 1. Количество лесоматериалов на 1 комплект крепи – 0,495м3. Стоимость одного комплекта спецкрепи – 2430 грн, стоимость спецкрепи на 1 п.м. 4865 грн, на 178 м монтажного ходка 865970 грн. При креплении с применением анкеров (спецкрепь + анкера через 1,0м) для крепления выработки необходимо 178 комплектов спецкрепи в

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

т.ч. ножка СВП-22 – 3м, верхняк СВП-22 – 4м, хомуты М-24 – 2 шт., хомуты М-16 – 3 шт., хомуты М-24 под прямой профиль – 1 шт., стяжка металлическая на 0,5 м – 3 шт. Схема крепления приведена на рисунке 2.

Рис. 1. Крепление монтажного ходка спецкрепью через 0,5 м (без применения анкерной крепи)

Рис. 2. Крепление монтажного ходка с анкерной крепи.

Количество лесоматериалов на 1 комплект крепи – 0,327м3. Стоимость одного комплекта спецкрепи – 2330 грн. В комплект анкерного кре-

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

пления входят анкера L=2м – 5 шт., сетка металлическая – 5 шт., подхват металлический – 1 шт., ампулы длинные – 10 шт/комплект, ампулы короткие – 5 шт/комплект, шайбы металлические – 5 шт/комплект, гайки анкерные - 5 шт/комплект. Стоимость одного комплекта анкерной крепи – 1800 грн, стоимость материалов на 1 п.м. 4125 грн, на 178м монтажного ходка 734250 грн. Экономический эффект на 1 п.м. составляет 740 грн, на 178 м монтажного ходка 131720 грн. Применение анкерной крепи позволяет дополнительно извлечь при монтаже выемочного комплекса верхняк из спецпрофиля СВП-22 L = 4м. Дополнительная экономия составляет 136700 грн. Итого в результате имеем экономический эффект от применения крепления монтажного ходка 9-й северной лавы пл. m51в гор. 450м спецкрепью + анкера через 1,0м - 268420 грн.

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

УДК 622.272

ОСНОВНЫЕ ТРЕБОВАНИЯ К ИНФОРМАЦИИ ПРОЕКТИРОВАНИЯ УГОЛЬНЫХ ШАХТ Вячалов А.В., Белоусов В.А., студенты гр. РПМ-12б* (ГОУ ВПО «ДонНТУ», г. Донецк) В статье приведена информация о требования к исходной информации, её полнота и достоверность, характеристика основных базовых категорий исходной информации применяемой при ведении различного вида проектных работ. Ключевые слова: информация, требования к информации, шахта, проектные решения, категории исходной информации, схема вскрытия, параметры шахты

Выполнение прогрессивного и экономичного проекта угольной шахты и его разработка должна базироваться на достоверной, прогрессивной исходной и производной информации, на надежных методах получения исходных и промежуточных данных. Проектирование шахты, необходимо рассматривать как объект многоэтапный развивающийся и обновляющийся, а это связано с использованием информации, имеющей в основном прогнозный характер. Большинство данных должно выражаться в форме функции времени; параметры этих функций должны непрерывно корректироваться для каждого нового этапа. Установление подобных функций, определение тенденции изменения тех или иных исходных данных, применение проектных решений и средств механизации основываются на сборе и обработке огромного объема статистических сведений, характеризующих опыт действующих предприятий, состояние научно-исследовательских и проектноконструкторских работ в отрасли, социальные, экономические и производственные условия шахты, угольного района и бассейна [1]. За последние годы получили широкое распространение прогрессивные механизированные комплексы в очистных забоях, проходческие комбайны в подготовительных забоях, мощные электровозы и конвейеры на транспортных магистралях, средства дегазации в системе проветривания, системы автоматического управления машинами и установками и т. д. Изменения горно-геологических условий |выражаются в изменениях мощностей и углов падения угольных пластов, их крепости, газоносности и качественных характеристик, в изменениях физико-механических свойств вмещающих пород, в изменениях координат мест ведения тех или иных производственных процессов и т.д. При этом некоторые из этих из*

Научные руководители – к.т.н., доц. Выговский Д.Д., к.т.н., доц. Выговская Д.Д.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

менений оказываются непредвиденными. Подобные объективные изменения горно-геологических условий иногда коренным образом меняют область применения средств механизации производственных процессов, схем проветривания, транспорта и т. д. Не остаются постоянными и другие параметры, воздействующие на шахту и определяющие ее состояния, в том числе стоимостные параметры и требования со стороны потребителей продукции. Научно-исследовательскими и учебными институтами, отдельными учеными выполняется огромный объем исследований, в том числе обобщающего и прогнозного характера. Большое число подобных работ заканчивается результатами и рекомендациями, имеющими непосредственное назначение — практику проектирования. Использование электронных баз по сохранению документации, обобщающих результатов исследовательских работ, механизированный поиск аккумулируемой информации стали необходимым условием использования при обосновании и проектировании параметров шахт методов экономико-математического моделирования, вероятностных методов прогнозирования и оценки надежности исходных данных, поэтапного проектирования и комплексной оценки эффективности проектов шахт [2]. Поэтапное проектирование становится необходимым установлением закономерности изменения во времени: – горно-геологических условий; технических параметров основных горных машин и установок: параметров производственных процессов (скорость проведения выработок, скорость подвигания очистных работ, эффективность дегазации и т.д.); – параметров шахты и её элементов (мощность шахты, схема механизации, длина лавы, высота горизонта, размеры выемочных участков, нагрузка на очистные забои, производительность подъема и т.д.); – стоимостных параметров на горные работы и ведение производственных процессов и т.д. Названные закономерности устанавливаются по материалам действующих шахт, сданных в эксплуатацию новых шахт и выполненных проектов. В значительной мере (по действующим шахтам) эти сведения должны формироваться в автоматизированных системах анализа и управления шахтами. Исходя из этого, можно сделать вывод, что информационные системы проектных организаций должны создаваться на принципах согласования с системами управления действующих угольных шахт. Требования, предъявляемые к отбору исходной информации (при объективности и достоверности её) позволяют гарантировать и качество проектных решений.

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

Одним из объемных блоков информации есть блок производственнотехнической информации. Так, блок исходных данных производственно-технической информации, обеспечивает моделирование и проектирование угольной шахты и является наиболее обширный. К нему относятся параметры схем вскрытия, подготовки, вентиляции и транспорта, параметры всей шахты, очистных и подготовительных забоев, технологического комплекса на поверхности и системы энергоснабжения, сечения горных выработок и основные параметры горных машин, нормы технологического проектирования и правила безопасности - все это входит в массив производственно-технической информации. Исходная информация о технических условиях должна содержать данные, позволяющие прогнозировать их для применения на будущее предприятия, средства механизации и автоматизации всех производственных процессов, а также различные нормативные и директивные решения и показатели, предписывающие однозначный выбор отдельных технических и технологических решений. Необходимо учитывать способы защиты от опасных проявлений природных факторов, и в связи с эти прогнозировать коэффициенты резерва пропускной способности транспортных звеньев шахты, схемы проветривания и нормы утечки воздуха, общешахтную депрессию, способы охраны и поддержания выработок и т.п. Главным источником информации о технических условиях предприятия являются данные о прогнозе развития техники и технологии подземной добычи угля на перспективу – это различные каталоги и справочные материалы, директивные документы. Поэтому значительная группа исходной информации имеет нормативный характер, часть их представляется постоянными коэффициентами или переменными величинами. При этом необходимо придерживаться одинаковых обозначений, изображений, единиц измерения принятого комплекса информации. Необходимо учитывать, что выполнения технического проекта производится разными группами проектировщиков (технологи, механики, электрики, экономисты и др.), то и необходимо делить информацию по принятым технологическим звеньям [1] Кроме того некоторая часть исходной информации необходима только на начало проектирования, а другая часть будет формироваться в ходе проектирования, тогда результаты решения одних задач проектирования служат исходными данными при решении других. Эти требования и исходные условия необходимы при оптимизации решений не только при проектировании новой шахты, но и в выполнении проектах реконструкции действующих шахт, а также подготовки новых горизонтов.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

При этом перечень производственно-технических условий в этом случае больше, чем для новых шахт. Это связано с разнообразием и необходимостью учета сложившихся условий на шахте к моменту ее реконструкции или углубки. Эти условия характеризуются: – ограничением принятых размеров шахтного поля по простиранию и падению, горизонтов, панелей, этажей и др.; – выбором места расположения промышленной площадки шахты и отдельных элементов технологического комплекса на поверхности; – существующим на шахте стационарным оборудованием и другими объектами с большим остаточным сроком службы, которые могут быть использованы и после реконструкции действующей шахты; – принятым расположением главных вскрывающих выработок (вертикальные стволы, квершлаги); – установленными связями между шахтой и потребителями угля. При выполнении проекта реконструкции действующей шахты необходимо учитывать: – глубину работ на действующем горизонте и объем разведанных запасов угля; – технические границы и размеры шахтного поля по простиранию и по падению; – техническая характеристика и производительность действующих стволов; координаты и схема их взаимного расположения в шахтном поле; – характеристика и степень физического и морального износа объектов технологического комплекса на поверхности; – схема развития транспортных потоков; – фактическая добыча шахты на момент реконструкции. Такой огромный объеме исходной информации, который многократно используется при выполнении проектных задач для угольной шахты, требует создать базовую систему хранения, пополнения и обновления исходной проектной информации, которая будет обеспечивать достаточную полноту и достоверность исходных данных, а так же удобство её использования при выполнении проектных задач. Библиографический список 1. Малкин А.С., Пучков А.С., Саламатин А.Г., Еремеев В.Г. Проектирова-

ние шахт. Учебник для вузов. Под ред.. Л.А. Пучкова. М.– Изд-во АГН, 2000.– 375с. 2. Егоров П.В., Супруненко А.Н., Набоков А.И. Проектирование угольных шахт. Учебное пособие. ГУ КузГТУ. – Кемерово, 2005. – 221с.

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

УДК 622.281

ИССЛЕДОВАНИЕ МЕХАНИЗМА ДЕФОРМИРОВАНИЯ ПОРОДНОГО МАССИВА, АРМИРОВАННОГО ПРОСТРАНСТВЕННЫМИ АНКЕРНЫМИ СИСТЕМАМИ Гаврилов Д.И., студент, (ГОУ ВПО «ДонНТУ», г. Донецк)* Одним из условий эффективной и безопасной работы по поддержанию выработок на шахтах Украины является обеспечение их устойчивости при минимальном расходе крепящих материалов. Металлические арочные податливые крепи, имеющие наибольший объем применения, выполненные из тяжелых спецпрофилей, в усложняющихся горногеологических и горно-технических условиях отработки угольных месторождений, как показывает опыт, не обеспечивают необходимой устойчивости и безремонтного поддержания выработок. Их возведение является практически не механизированным, трудоемким процессом. Высокая материалоемкость крепей снижает технико-экономические показатели и сдерживает темпы проведения выработок. На угольных шахтах за рубежом происходит неуклонное увеличение объемов применения анкерного крепления, доля которого уже сегодня составляет: Австралия – 87%, КНР -83 %, США -52 %. Оно позволяет в 5–10 раз уменьшить расход металлопроката, бетона, леса; в 3–5 раз повысить производительность работ при креплении выработок; в 2–3 раза повысить темпы проходки; вдвое сократить затраты на крепление и поддержание крепи в рабочем состоянии в период эксплуатации. Вместе с тем, объемы применения этого вида крепи на шахтах Донбасса в настоящее время не превышают 150 км. Одной из основных причин, препятствующих широкому внедрению анкерной крепи на шахтах является не достаточное понимание ее роли в процессе поддержания выработки, а также отсутствие нормативной базы, позволяющей с учетом конкретной геомеханической ситуации и опыта использования, обосновано принимать параметры крепления. В этой связи, исследования закономерностей деформирования породного массива, вмещающего выработки с анкерным креплением для обоснования его рациональных параметров, являются актуальной задачей. Задачей данных исследований являлось установление характера деформирования породного массива, армированного анкерами, в максимально приближенных к реальным условиям работы крепи, при различных схемах пространственного анкерования. *

Научный руководитель – д.т.н., проф. Новиков А.О.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

Исследования проводились на образцах из цементно-песчаных растворов. Изготавливались кубические образцы 555555 мм, которые моделировали участок породного массива объемом 1 м3. Моделировалась горные породы прочностью 30, 40 и 50 МПа, залегающие на глубинах 800, 1200 и 1600 м. В моделируемом участке породного массива располагались 4 анкера из стальной проволоки диаметром 1 мм, по одной из шести схем пространственного анкерования Для каждой из схем пространственного армирования массива, различной прочности вмещающих пород и глубины заложения, испытывалось по 3 образца с последующим усреднением полученных результатов (всего 189 образцов). При испытаниях использовалась схема Беккера. Первоначально в образцах прочностью 30,40 и 50 МПа в массиве создавалось гидростатическое поле напряжений, имитирующее глубину заложения 800, 1200 и 1600 м. Затем, в направлении действия напряжений σ1 производилась полная разгрузка с поддержанием величин напряжений σ2, σ3 на первоначальном уровне. В дальнейшем, по специально разработанной программе рассчитывались средняя величина действующих напряжений, средние относительные деформации, величина остаточной прочности образца (σсрост ), предельные относительные деформации в направлении действия σ1 при разгрузке (ε1р), предельные относительные объемные деформации (ΔV/V)р , модули упругости (Е) и спада (М). Для оценки характера разрушения массива горных пород, армированного различными пространственными схемами анкерования, использовался критерий Нодаи-Лоде. Он позволил оценить по величинам μσ и με конечный вид напряженного и деформированного состояния в армированном массиве при обобщенном растяжении. Проведенные исследования позволяют сделать следующие выводы. 1. При испытаниях образцов пород армированных пространственными анкерными системами (АПАС) на обобщенное растяжение при объемном напряженном состоянии, установлено, что происходит повышение остаточной прочности на 60 %, увеличение полных относительных деформаций при разгрузке в 2,9 раза, увеличение модуля упругости в 1,3 раза, уменьшение модуля спада на 86 %, увеличение на 47 % полных относительных объемных деформаций при разгрузке до разрушения, по сравнению с образцами, армированными радиально расположенными анкерами. 2. В зависимости от схемы армирования, при разгрузке от первоначальных напряжений на 49-56 %, происходит изменение вида напряженного состояния пород из обобщенного сжатия (μσ=+1) в обобщенный

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

сдвиг (μσ=0). При дальнейшей разгрузке образцов вид напряженного состояния быстро приближается к обобщенному растяжению(μσ=-1). 3. С увеличением уровня гидростатического давления в образцах АПАС до начала разгрузки, резко снижается степень влияния схем анкерования на изменение величины остаточной прочности пород, в то время как влияние того же показателя на характер изменения модуля спада остается наиболее существенным. 4. При испытаниях пород АПАС установлено, что при разгрузке, под некоторым углом к плоскости обнажения (до 30 град.) образуются трещины сложного сдвига. Плоскости разрушения направлены под таким углом к максимальному сжимающему напряжению (σ2=σ3), а в некоторых случаях почти параллельны плоскости разгрузки (кровле выработки). Разрушение образцов происходит, как правило, в виде отрыва или в комбинации отрыва со сдвигом. Установлено также, что при разгрузке образцов, существенно (на 95 %) возрастает степень разрушения (относительная объемная деформация) пород. 5. Применение АПАС позволяет улучшить и другие механические характеристики пространственно армированных пород по сравнению с наиболее распространенной радиальной схемой расположения анкеров. Так, прочность на одноосное сжатие и растяжение увеличиваются до 1,3 раза; коэффициент сцепления – в 1,2 раза; угол внутреннего трения – на 2 – 4 град., остаточную прочность – в 1,4-1,7 раза. Это позволяет сделать вывод о том, что размещение в массиве пространственной совокупности армирующих элементов изменяет ряд параметров, характеризующих его структурно-механические характеристики, создает препятствия разрушению и дает возможность управлять формированием вокруг выработки зоны разрушенных пород. 6. Полученные предварительные данные (на основании аналитических расчетов и экспериментальных исследований) позволяют прогнозировать уменьшение на 20-40 % размеров зоны разрушения вокруг подготовительных выработок и величин ожидаемых смещений пород в 2–4 раза.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

УДК 622.281.74

ИССЛЕДОВАНИЯ ДЕФОРМИРОВАНИЯ ПОРОДНОГО МАССИВА, ВМЕЩАЮЩЕГО ПОДГОТОВИТЕЛЬНЫЕ ВЫРАБОТКИ С АНКЕРНЫМ КРЕПЛЕНИЕМ Гаврилов Д.И., студент, (ГОУ ВПО «ДонНТУ», г. Донецк)* Угольная промышленность – одна из ведущих отраслей народного хозяйства, важнейшая задача, которой в условиях рыночной экономики состоит в повышении эффективности производства и снижении себестоимости продукции. Одним из приоритетных направлений снижения затрат на добычу угля является внедрение новых технологий с использованием анкерной крепи. Ограниченное использование анкерного крепления на угольных шахтах Украины (объем применения составляет не более 70 км), объясняется с одной стороны недоверием работников шахт к этому виду крепи за непредсказуемость ее работы, отсутствием опыта эксплуатации и контроля за состоянием крепления, не достаточным пониманием ее роли в процессе поддержания выработки, а с другой стороны – отсутствием нормативной базы, позволяющей с учетом конкретной геомеханической ситуации и опыта использования, обосновано принять его параметры. В связи с выше изложенным, исследования закономерностей деформирования породного массива, вмещающего выработки с анкерным креплением для обоснования его рациональных параметров, являются актуальной задачей. Задачей данных исследований являлось установление особенностей деформирования породного массива, вмещающего подготовительные выработки с анкерным креплением. Исследования проводились в подготовительных выработках шахты «Добропольская», имеющей многолетний опыт применения анкерных крепей. Подготовительные выработки проводятся комбайном КПД-32. На пластах отрабатываемых шахтой применяется столбовая система разработки. Лавы отрабатываются по простиранию. Длина лав до 250 метров. Средняя скорость проведения выработок – 280 м/мес. При этом плотность установки анкеров – 1,0 анк/м2.Сечение выработок – прямоугольное. Анкеры длиной 2,4 м устанавливаются в забое выработки под подхват, изготовленный из профиля СВП-22 длиной 4,0 м. Закрепление стальных анкеров в шпурах производится химическим способом. *

Научный руководитель – д.т.н., проф. Новиков А.О.

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

В кровле и боках выработок закладывались комплексных замерных станций, оборудованных глубинными и контурными реперами. Каждая станция представляла собой 3 скважины глубиной до 7 м, пробуренные в кровлю и бока выработки, оборудованные глубинными реперами, и один контурный репер в почву выработки. Расстояние между центрами глубинных реперов в скважине составляло от 0,3 до 0,5 м. Диаметр скважины для установки глубинных реперов составлял 27 мм. Для изучения процесса развития деформаций во вмещающем выработку массиве, были построены графики смещений глубинных реперов в скважинах, в направлении от контура выработки вглубь массива, а также графики изменения коэффициента разрыхления на участках между реперами. Наблюдения, проводившиеся в течении трех лет на 23 замерных станциях в подготовительных выработках пластов k8, m 40 и m 15в шахты «Добропольская», закрепленных чисто анкерным креплением позволили установить следующий механизм деформирования. До момента начала ведения очистных работ деформации контура выработки не значительные. Максимальные смещения кровли составляют до 180 мм, а боков – до 350 мм. Очевидно это связано с наличием в боках выработки слабых вмещающих пород. В целом, состояние выработки хорошее. Деформирование пород в глубине массива носит следующий характер. До момента включения анкеров в работу (2-8 суток) разрушения в кровле происходят от контура выработки на глубину до 0,5 м. Затем, разрушаются породы в глубине массива, за пределами заанкерованной области. Заанкерованная область пород практически не разрушается, а смещается единым блоком в сторону выработки. В боках выработки разрушения пласта и пород происходят на глубину до 2,5 м и проявляются в виде выдавливания верхней пачки угля и пород непосредственной почвы пласта. При этом деформирование носит пластический характер. После начала ведения очистных работ происходит активизация смещений как в кровле, так и в боках выработки. На расстоянии 30-40 м впереди очистного забоя начинается разрушение пород в пределах заанкерованной области в направлении от внешней ее границы в сторону контура. Этот процесс развивается по мере приближения лавы к замерной станции и завершается после прохода лавы. Разрушение заанкерованной области проявляется в виде расслоений, заколов на контуре выработки. Однако эта область не теряет своей несущей способности и продолжает смещаться в полость выработки единым блоком. Смещения контура кровли, при этом, в створе лавы не превышают 350 мм. На расстоянии 10-15 м позади лавы происходит разрушение деревянных стоек крепи за счет выдавливания боковых пород и плавное опускание заанкерованной области на выдавленную из боков выработку породу.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

УДК 622.281

ОБ ОСОБЕННОСТЯХ ДЕФОРМИРОВАНИЯ ПОДГОТОВИТЕЛЬНЫХ ВЫРАБОТОК НА ШАХТЕ «СТЕПНАЯ» ПАО «ДТЭК «ПАВЛОГРАДУГОЛЬ» Гаврилов Д.И., студент (ГОУ ВПО «ДонНТУ», г. Донецк)* Металлические рамные крепи, ввиду значительного разнообразия их конструкций и значительного диапазона рабочих характеристик, в настоящее время стали фактически универсальным средством крепления горных выработок. В настоящее время более 90 % поддерживаемых выработок закреплено рамными крепями. Однако, в связи с неуклонным ростом глубины, а также усложняющимися горно-геологическими условиями отработки угольных пластов, до 30 % выработок, закрепленных рамными крепями, в процессе эксплуатации ремонтируются, что повышает себестоимость угля. Кроме того, металлические рамные крепи имеют ряд недостатков: высокая металлоемкость, низкая степень механизации процесса ее установки, и, как следствие, ограничение темпов проведения. Одним из перспективных направлений, позволяющих устранить вышеуказанные недостатки, является широкое внедрение комбинированных рамно-анкерных крепей. Опыт их применения на шахтах Украины показывает, что при этом на 30-80 % снижается расход металла (достигается за счет увеличения шага крепи в выработке и применения облегченных профилей рамной крепи), повышается в 1,5-2,0 раза производительность работ при креплении выработок. Учитывая это, руководством ПАО «ДТЭК «Павлоградуголь»» намечено уже в 2014 году не менее 50% проводимых подготовительных выработок закрепить комбинированными конструкциями. Вместе с тем, по данным маркшейдерского отдела шахты Степная из 115281 м поддерживаемых выработок 5,4 % деформировано, в том числе и 9,4 % подготовительных (около 4% выработок закреплены анкерно-рамными крепями). Затраты на их ремонт превышают 15 тыс. грн./м и составляют не менее 30 % в себестоимости добываемого угля. Основной причиной, сдерживающей широкое использование комбинированных крепей, является недостаточная изученность влияния образуемых породно-анкерных конструкций на механические процессы, происходящие во вмещающем выработки массиве. Это, в свою очередь, не позволяет понять роль каждой из конструкций в процессе поддержания *

Научный руководитель – д.т.н., проф. Новиков А.О.

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

выработки, достоверно установить область применения крепей, а также разработать научно обоснованный метод расчета их параметров. В этой связи, проведение исследований, направленных на изучение особенностей деформирования выработок, закрепленных комбинированными крепями, является актуальной научной задачей. Целью настоящих исследований является установление особенностей деформирования подготовительных выработок на шахте для обоснования рациональных мероприятий по улучшению их состояния. Для достижения поставленной цели авторами был проанализирован отчет о состоянии выработок, выполнено их визуальное обследование, выполнены собственные шахтные наблюдения и проанализированы замеры, выполненные в работе [1]. По данным маркшейдерской службы предприятия из 115281 м поддерживаемых выработок подготовительные составляют 44479 м (38,6 %), причем 96 % выработок закреплены рамными конструкциями крепи и только 4 % – анкерно-рамными. Из 3118 м участков подготовительных выработок с деформированной крепью 460 м (14,8 %) связаны с деформациями пород со стороны кровли, 2638 м (84,6 %) – с деформациями крепи со стороны боковых пород, а остальные 0,6 % – с равномерным деформированием пород по периметру крепи. Следует особо отметить, что 11246 м (25,3 %) подготовительных выработок деформированы по причине выдавливания пород почвы. В ходе визуального обследования состояния крепи в подготовительных выработках шахты в первую очередь осматривались выработки с анкерно-рамной крепью (участковые выработки 165 лавы). Выработки пройдены по пласту С6 мощностью 0,7-1,0 м (f=3,5) с двухсторонней подрывкой пород представленных аргиллитами (прочность на сжатие 1522 МПа). Породы почвы склонны к размоканию и пучению. Выработки закреплены крепью КШПУ-15,0 с шагом 0,7 м (ширина – 3,85 м, высота – 5,68 м) и анкерами с плотностью 1,5 анк./м2. Отработка выемочного участка ведется стругами, столбами длиной 2500 м по восстанию. Глубина работ – около 500 м. Установлено, что в период между проведением выработок и до подхода лавы в кровле наблюдались деформации крепи и пород, связанные с их интенсивным складкообразованием (рис.1). При этом существенно увеличивался «нахлест» крепежных элементов в замках (рис.2). Этот процесс постепенно охватывал и бока выработок, приводя к разрушениям пород в стенках, со стороны противоположной лаве (рис.3).

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

Рис. 1. Образование складок в кровле выработки

Рис. 2. Увеличение «нахлеста» в замках крепи

Рис. 3. Деформации крепи со стороны бока выработки

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

Происходили разрушающие деформации стоек крепи. На участках под лавой, где для усиления крепи в кровлю устанавливались 6 м канатные анкера состояние шайб анкеров (не деформированные) указывало, что деформации массива происходили за пределами глубины укрепления. Наблюдались случаи «обыгрывания» анкеров, установленных между рамами породами в результате их разрушения и высыпания со стороны противоположной лаве. На участках под лавой, для усиления крепи, в зоне опорного давления устанавливались по рамы деревянные стойки крепи усиления. Их состояние в зависимости от расстояния до лавы (доля в % поломанных стоек) показано на рис. 4.

Рис. 4. Состояние деревянных стоек крепи усиления в зависимости от расстояния до лавы (доля в % поломанных стоек)

Замеры высоты выработок в свету показали, что конвергенция пород под лавой достигает 2,3 м, а за пределами зоны опорного давления в среднем составляет 1,0-1,3 м. Среди причин, приведших к деформированию крепи необходимо, несомненно, назвать большое сечение выработки; значительные размеры несущих крепежных элементов, делающие крепь менее устойчивой; недостаточную длину анкеров (2,4м), применяемых в выработке как при проведении, так и при усилении крепи; не совершенство и не технологичность применяемой крепи усиления под лавой; потеря породами почвы устойчивости и т.д. Анализ результатов натурных наблюдений, проведенных в этих же выработках автором работы[1], представленных на рис.5 и 6 показывает,

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

что интенсивное расслоение пород кровли начинается при удалении от забоя лавы от 5 до 15 м.

Рис. 5. Смещения глубинных реперов в кровле выработки в зависимости от расстояния до лавы

Рис. 6. Смещения фиксированных точек, установленных на различном удалении от контура в кровле выработки (сверху – вниз соответственно 0,5;1,0; 2,0; 3,0; 4,0; 5,0 и 6,0 м)

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

После прохода лавы, интенсивность смещений растет и стабилизируется при удалении от нее на 300м и более. Несмотря на установку в местах заложения замерных станций канатных анкеров, смещения массива происходили в пределах всей укрепленной толщи и за ее пределами, что говорит о низкой эффективности данного мероприятия при принятых параметрах технологии укрепления (очевидно, что глубину анкерования необходимо увеличить с 6 м до 10-12 м). Выводы. Проведенные исследования позволили установить особенности деформирования пород, вмещающих подготовительные выработки на шахте «Степная» и наметить мероприятия, направленные на повышение их устойчивости. Библиографический список 1. Мартовицкий А.В. Геомеханические процессы при отработке угольных пластов струговыми комплексами в условиях шахт Западного Донбасса. Диссертация на соискание ученой степени докт. техн. наук по специальности 05.15.09. – Днепропетровск. – 2012. – 392 с.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

УДК 622.451

ПРОБЛЕМЫ ВЕНТИЛЯЦИИ ГЛУБОКИХ ГОРИЗОНТОВ ШАХТ ВОСТОЧНОГО ДОНБАССА НА ПРИМЕРЕ ФИЛИАЛА «ШАХТА «КОМСОМОЛЬСКАЯ» ГУП «АНТРАЦИТ» Гармаш А.В., старший преподаватель

(АФГТ ЛГУ им. В. Даля, г. Антрацит, ЛНР) В данной работе дано обоснование эффективных способов проветривания при отработке глубоких горизонтов пласта h10 в условиях филиала «Шахта «Комсомольская» ГУП «Антрацит». Подобран вентилятор главного проветривания и спроектирована скважина, которые способны обеспечить заданный режим проветривания. Решены вопросы комфортных условий труда шахтёров. Ключевые слова: вентилятор, вентиляционная сеть, производительность и давление, депрессия аэродинамическое сопротивление.

Актуальность. Развитие угольных шахт Донбасса характеризуется изменениями, связанными с увеличением глубины разработки: - возрастанием газообильности угольных пластов и вмещающих пород; - осложнением формы газовыделения; - увеличением температуры горных пород; - возрастанием производственной мощности шахт; - увеличением общей протяжённости подземных горных выработок. Влияние этих факторов и процессов приводит к увеличению количества подаваемого в шахту свежего воздуха и общешахтной депрессии. Для глубоких шахт Донбасса сложнейшей проблемой является обеспечение нормальных климатических условий в горных выработках. На достигнутых многими шахтами глубинах 1000 – 1300 м температура рудничной атмосферы в очистных и подготовительных тупиковых забоях превышает допустимые ПБ нормы. Тяжелые температурные условия в выработках отрицательно сказываются на заболеваемости и здоровье горнорабочих, обеспечении безопасности работ, производительности труда и технико-экономических показателях работы шахт в целом. На основании научных и практических результатов установлено, что проблема борьбы с высокими температурами воздуха в шахтах глубиной 1000 м и более может быть позитивно разрешена только при реализации комплексного подхода в регулировании микроклимата в очистных и подготовительных выработках глубоких горизонтов. Комплексный метод регулирования теплового режима шахт заключается в реализации рациональных по тепловому фактору горнопланировочных решений по вскры-

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

тию и подготовке глубоких горизонтов, рациональных по тепловому фактору технологических схем и параметров отработки выемочных полей с обеспечением интенсивного проветривания очистных забоев. Поэтому усложнение условий вентиляции шахт требует применения новых схем вскрытия шахтных полей и новых способов подготовки и отработки выемочных участков. Большая протяжённость подземных горных выработок и возросшая общешахтная депрессия по-новому ставят задачи борьбы с утечками воздуха, с опасностью самовозгорания угля. Возникают также новые задачи по применению более совершенных конструкций крепления подземных горных выработок, обеспечивающих уменьшение их аэродинамического сопротивления. В решении этих задач большая роль принадлежит научным исследованиям. Недостаточно интенсивное проветривание ряда участков, зависящее от температуры воздуха на поверхности, создаёт предпосылки для накопления вредных газов в рудничном воздухе со всеми вытекающими отсюда последствиями. Простои на время проветривания и неблагоприятные атмосферные условия отрицательным образом влияют на производительность труда рабочих и снижают производственную мощность шахт. Анализ последних достижений и публикаций. Решение поставленных задач возможно на основе тщательного изучения сути процесса проветривания в реальных горно-геологических условиях. Решению проблем проветривания глубоких шахт посвящены работы Витранта Е., Джонсона К.Х. и многих других [4, 5]. Однако, как показывает практика, процессы вентиляции глубоких горизонтов исследованы на сегодняшний день ещё недостаточно. Цель работы. Целью работы является тщательное исследование существующей системы вентиляции с целью определения степени её эффективности для проветривания глубоких горизонтов и при необходимости изыскание предложений и способов реконструкции существующей системы вентиляции. Предложение эффективных способов создания комфортных условий труда шахтёров при минимальных материальных затратах. Материалы и результаты исследований. Филиал «Шахта «Комсомольская» расположена на территории г. Антрацит, Луганской народной республики и подчинена УГП «Антрацит». На шахте «Комсомольская» используется всасывающий способ проветривания и комбинированная схема проветривания. Однолинейная упрощённая существующая схема проветривания действующих выработок шахты и выработок нового горизонта показана на рис. 1.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

Рис. 1. Существующая схема вентиляции шахты «Комсомольская»

На рис. 1 показан путь движения воздуха для проветривания проектируемого горизонта, т.е. мы имеем вентиляционную сеть со всеми необходимыми для её расчёта параметрами. Используя данные вентиляционной службы шахты, и произведя необходимые расчёты по общеизвестной методике [1], определим требуемое расчётное количество воздуха для проветривания шахты и необходимое давление вентилятора (расчёты для упрощения не приводим):

Qрасч.=250 м3/с. и Нрасч.=950 даПа По этим данным составляем уравнение вентиляционной сети шахты, которое имеет вид:

H = 0,015·Q², даПа,

(1)

На рис. 2 строим характеристику вентиляционной сети по уравнению (1) и на этом же рисунке в согласованном масштабе строим характеристики вентиляционной установки ВЦД-47у. Наносим точку (1) расчётного рабочего режима (Нрасч.= 950 даПа и Qрасч.=250 м³/с.).

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

Рст ,даПа 950 900

800 0,865 0,85

700 600

0,80 0,75 0,70 0,65

500 400

η = 0,60

450

300

480

400 350 300 n = 250 об/мин

200 100

100

200 300 400 500 600 700 800

Q, м³/с

Рис. 2. Аэродинамические характеристики вентилятора ВЦД-47у и характеристики вентиляционной сети: 1 – характеристика вентиляционной сети шахты существующая (без учёта нового горизонта); 2 – характеристика вентиляционной сети шахты с учётом проектируемого участка; (1) – точка расчётного рабочего режима работы

Как видно из рис. 2 точка рабочего режима лежит вне зоны промышленного использования вентилятора ВЦД-47у. Отсюда следует, что использование существующей вентиляционной сети не позволит подать в шахту расчётное количество воздуха. Рассмотрим варианты изменения режима проветривания для создавшихся горнотехнических условий. Существует три основных варианта изменения режима проветривания: 1) выбор нового вентилятора главного проветривания, обеспечивающего требуемый режим работы; 2) изменение и реконструкция существующей схемы вентиляции; 3) специальные варианты. Подбор новой вентиляционной установки На сводный график областей промышленного использования вентиляторов (рис. 3) нанесём точку расчётного требуемого режима работы (Нрасч.= 950 даПа, Q = 250 м³/с). Как видно из графика точка рабочего режима находится вне аэродинамических характеристик вентиляторов, следовательно, ни один из существующих в настоящее время вентиляторов не может обеспечить тре-

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

буемый режим проветривания. Иными словами, замена установленного на шахте вентилятора не имеет смысла, т.к. вентилятор ВЦД-47у является самым мощным вентилятором в угольной промышленности на сегодняшний день. Рст ,даПа

950 900

800 700 600 ВЦД-47/490-250

500 ВЦЗ-32/600

400 300 200 ВЦД-32м/590-300

100 50 250

50 100 140200

300

400

500

600

700

800

Q, м³/с

Рис. 3. Сводный график областей промышленного использования центробежных вентиляторов типа ВЦД с регулируемым приводом и ВЦЗ-32: точка 1 – точка расчётного требуемого режима работы вентилятора ВЦД-47 с учётом проектируемого участка.

Изменение схемы вентиляции На основании глубокого анализа вентиляционной сети, подтверждённого и руководством вентиляционной службы шахты, можно сделать вывод о том, что реконструкция существующей вентиляционной сети шахты в настоящее время невозможна и не имеет перспективы. Специальные варианты Среди специальных вариантов изменения режима проветривания наиболее популярным и практически подтверждённым является строительство дополнительных вентиляционных стволов или вентиляционных скважин. Учитывая высокую стоимость строительства вышеуказанных горных выработок, принимаем в проекте необходимость строительства вертикальной вентиляционной скважины.

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

Расчёт шахтной вентиляционной сети с учётом вентиляционной скважины Предусматриваем строительство вентиляционной скважины у северной границы шахтного поля с таким расчётом, чтобы скважина находилась на минимальном расстоянии от нового горизонта. Покажем расположение скважины и предлагаемую схему вентиляции на рис. 4.

Рис. 4. Предлагаемая схема вентиляции

Используя рис. 4 рассчитаем вентиляционную сеть шахты для предлагаемой схемы проветривания. В результате расчётов [1] получим (расчёты для упрощения не приводим):

Нрасч.=667даПа и Qрасч.=250 м³/с. На основании этих данных составляем уравнение вентиляционной сети

Н=0.0107Q2,

(2)

На рис. 5 строим характеристику вентиляционной сети по уравнению (2) и на этом же рисунке в согласованном масштабе строим характе-

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

ристики вентиляционной установки ВЦД-47у. Наносим точку (1) расчётного рабочего режима (Нрасч.=667даПа и Qрасч.=250 м³/с.). Рст ,даПа 950 900 1

800 2

Н р = 730

700 1

Нрасч = 667

0,865 0,85

600

0,80 0,75 0,70 0,65

500 400

η = 0,60

450

300

480

400 350

200

300 n = 250 об/мин

100

Qрасч = 250 Q р=260

100

200 300 400 500 600 700 800

Q, м³/с

Рис. 5. График для определения режима работы вентилятора: 1 – аэродинамические характеристики вентилятора ВЦД-47у; 2 – характеристика вентиляционной сети

Из рис. 5 видно, что рабочий режим работы находится в зоне промышленного использования вентиляционной установки ВЦД-47. Для определения конкретного режима работы необходимо найти точку пересечения характеристик вентиляционной сети и вентилятора. Ближайшей точкой пересечения характеристик является точка 2, которая обеспечит подачу воздуха в шахту в количестве Qр = 260 м³/с при давлении вентилятора Нр = 740 даПа. Рабочий режим может быть обеспечен при скорости вращения ротора вентилятора 450 об/мин., при этом к.п.д. установки будет равен 0,75, что соответствует действующим требованиям к эксплуатации вентиляторных установок главного проветривания. Перспективы использования вентиляционной скважины Следует отметить соседство шахт им. Фрунзе и шахты «Комсомольская» и наличие общей границы по пласту Н10. На севере – для ш. «Комсомольская» и на юге – для шахты им. Фрунзе. Учитывая то, что на шахте

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

им. Фрунзе имеются аналогичные проблемы с проветриванием нижнего глубокого горизонта по пласту Н10, можно предложить использовать вышеуказанную скважину и для подачи части воздуха в вентиляционную сеть шахты им. Фрунзе, что значительно уменьшит удельные материальные затраты на реконструкцию схем вентиляции обоих шахт. Выводы. Анализ существующей схемы проветривания и приведенные выше расчёты доказали невозможность использования существующей схемы вентиляционной сети для проветривания нового горизонта. Строительство вентиляционной скважины и использование её в предлагаемой схеме вентиляции позволит обеспечить подачу в шахту требуемого количества воздуха и решить аналогичные проблемы проветривания по шахте им. Фрунзе. Библиографический список 1. Абрамов Р.A. Расчет вентиляционных сетей шахт и рудников / Р.А. Абрамов, Р.Б. Тян, В.Я. Потемкин. – М.: Недра, 1978. – 232 с. 2. Бурчаков А.С. Будничная аэрология. / А.С. Бурчаков, П.И. Мустель, К.З. Ушаков. – М.: Недра, 1971. – 373 с. 3. Проектирование вентиляции шахт – Лекции studmed.ru›docs/document625?view=2 4. Витрант Е., Джонсон К.Х., Моделирование расхода воздуха в глубоких шахтах: применение в горной вентиляции. uran.donetsk.ua›~masters/2014/fkita/karpusha/ 5. Вентиляция шахты — Горная энциклопедия mining-enc.ru›v/ventilyaciya-shaxty/ © Гармаш А.В., 2016

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

УДК 622.268.6.001.57

ОБ ОПТИМАЛЬНОЙ ВЕЛИЧИНЕ ПОДАТЛИВОСТИ КРЕПИ МАГИСТРАЛЬНОГО ШТРЕКА Геков А.Ю., студент гр. РПМ-12б, Краснов Д.С., студент гр. РПМ-12а* (ГОУ ВПО «ДонНТУ», г. Донецк) Исследовано влияние податливости крепи магистрального штрека на затраты по его проведению и поддержанию. Получены аналитические зависимости оптимальной величины податливости крепи от природных и технических факторов при различных способах охраны штрека.

Под термином «поддержание выработки» понимается ее перекрепление и подрывка почвы. Эти работы являются результатом сдвижений горных пород в полость выработки, что приводит к нарушению необходимых размеров выработки. Работы по поддержанию выработки трудоемки и при существующих в настоящее время горнотехнических условиях по трудоемкости сравнимы с работами по проведению выработки. Вместе с тем, в мировой практике известны случаи работы практически без выполнения мероприятий по перекреплению выработки – крепь выработки имеет такую податливость, что к моменту окончания работы выработки сдвижения пород в ее полость не нарушают требуемых геометрических размеров [1]. Правда, это требует дополнительных расходов на сооружение выработки. При этом речь не идет о проведении мероприятий по управлению состоянием горных пород вокруг выработки. Задачей работы является установление величины податливости крепи магистрального штрека при прямом порядке разработки выемочной ступени и возможных способах его охраны. Методика решения задачи состоит в экономико-математическом моделировании затрат на проведение и поддержание 1 м магистрального штрека. Рассмотрены следующие случаи охраны штрека: – охрана штрека угольными целиками, – проведение штрека под разгрузочной лавой, – проведение штрека по выработанному пространству предварительно проведенной лавы. При каждом из указанных способов охраны рассмотрены случаи работы лавы в направлении от магистрального штрека (прямой порядок) и к магистральному штреку (обратный порядок). *

Научный руководитель – к.т.н., доц. Стрельников В.И.

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

Экономико-математическая модель разработана на основе укрупненных зависимостей затрат на проведение выработок и их ремонт [2] и имеет вид k  r  f(F, Ф, m, H, R, t,....)  min

(1)

где k – затраты на проведение 1 м магистрального штрека, грн; r – суммарные затраты на поддержание магистрального штрека за полный срок его службы, отнесенные к 1 м его длины, грн.; F – необходимое сечение штрека в свету после осадки, м2 Ф – величина податливости арочной крепи, мм m – мощность угольного пласта, м Н – глубина работ, м R – средняя прочность вмещающих пород, МПа t – время работы одного выемочного участка, год. Реализация модели в excel-программе для случая проведения штрека под разгрузочной лавой показала, что существует величина податливости крепи, при которой суммарные затраты на проведение и ремонт выработки минимальны (рис. 1) и эта величина зависит от глубины работ (рис. кривая 1).

Рис. 1. Зависимость суммарных затрат на проведение и ремонт магистрального штрека, проведенного под разгрузочной лавой от податливости крепи штрека при глубине работ 600 м, 800 м, 1000 м.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

Приведенный пример наглядно показывает, что для рассмотренного случая (штрек проведен под разгрузочной лавой, порядок отработки выемочных полос обратный) имеет место «оптимальная» величина податливости крепи штрека, которая зависит от глубины разработки. Моделирование влияния на «оптимальную» величину податливости крепи каждого из природных, технических и тарифно-ценовых факторов показало, что при охране штрека проведением его под разгрузочной лавой или по выработанному пространству такая величина существует и находится в пределах реальной податливости крепи. На эту величину влияют только такие факторы, как глубина работ, необходимое сечение штрека, время отработки одной выемочной полосы, глубина заложения штрека под пластом (при проведении его под разгрузочной лавой) и прочность пород (при проведении штрека по выработанному пространству). Другие факторы – тарифно-ценовые, плотность установки крепи, тип затяжки и т.п. существенного влияния не оказывают. При проектировании вычислить необходимую величину податливости крепи штрека можно по приведенным ниже формулам (2, 3, 4, 5). Проведение штрека под разгрузочной, порядок отработки выемочных полос - прямой

Ф  47 ,7  0,27  H  0 ,0003  H 2  20,46  F  2

 6 ,4  h  3,38  t  46,67  t

(2)

Проведение штрека под разгрузочной, порядок отработки выемочных полос – обратный

Ф  0 ,23  H  27 ,75  F  5,12  h  0 ,11  h 2   61,95  t  4,44  t 2  83

(3)

Проведение штрека по выработанному пространству, порядок отработки выемочных полос – прямой

Ф  0,35  H  2,87  R  0,007  R 2  46,6  F   135,7  t  10,8  t 2  105

(4)

Проведение штрека по выработанному пространству, порядок отработки выемочных полос - обратный

Ф  0 ,48  H  3333  R 0 ,52  62 ,7  F  178,3  t  14  t 2  814

(5)

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

При охране штрека угольными целиками картина несколько иная (рис. 2). В этом случае «оптимальная» величина податливости существенно возрастает и в большинстве случаев превышает 1000 мм. При этом следует учитывать тот факт, что при углах падения пласта более 10° фактическая податливость снижается в соотношении (1-α/90) [3], где α – угол падения пласта.

Рис. 2. Зависимость суммарных затрат на проведение и ремонт магистрального штрека, охраняемого угольными целиками от податливости крепи штрека при глубине работ 600 м, 800 м, 1000 м.

При проектировании вычислить необходимую величину податливости крепи штрека можно по формулам 6 и 7. Охрана магистрального штрека угольными целиками при прямом порядке отработки выемочных полос

Ф  81,7  m  1,49  H  18528  R 0 ,84  49,87  F   151,5  Ln(t)  42 ,9  Ln(Lц )  1786

(6)

При охране магистрального штрека угольными целиками при обратном порядке отработки выемочных полос

Ф  94 ,68  m  1,46  H  12718  R 0 ,71  55 ,8  F   172  Ln(t)  6 ,9  Ln(Lц )  1669 где Lц – размер охранного целика, м

(7)

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

Выводы. 1. Податливость крепи магистрального штрека оказывает влияние как на величину затрат на проведение выработки, так и на затраты по ее ремонту. 2. При проведении магистрального штрека под разгрузочной лавой и по выработанному пространству величину податливости крепи следует рассчитывать по приведенным формулам (2, 3, 4, 5). 3. При охране магистрального штрека угольными целиками величину податливости арочной крепи следует принимать 1000 мм, т.е. максимально технически возможную. Для проверки правильности принимаемого решения следует проводить вычисления по формулам 6 и 7. Библиографический список

1. Стрельников В.И., Рыбак Н.В., Авраменко Е.Г. О безремонтном поддержании выработок //Вісті Донецького гірничого інституту. – 2013.– №2. – С. 71-77. 2. Стрельников В.И. Расчет стоимости отдельных видов горных работ (пособие для проектирования), Lambert, 2016. – 133 с. 3. Рябцев О.В. Область рационального использования различных способов охраны выемочных штреков при отработке пластов высоконагруженными лавами, «Геотехническая механика» /О.В.Рябцев //ИГТМ НАН Украины – 2009. – выпуск 82.

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

УДК 622.268.6.001.57

О ПОДГОТОВКЕ ВЫЕМОЧНЫХ УЧАСТКОВ ПРИ ПОГОРИЗОНТНОЙ ПОДГОТОВКЕ ВЫБРОСООПАСНЫХ ПЛАСТОВ Геков А.Ю., студент гр. РПМ-12б, Краснов Д.С., студент гр. РПМ-12а* (ГОУ ВПО «ДонНТУ», г. Донецк) Установлена область применения второго магистрального штрека и предварительно пройденной участковой подготовительной выработки при подготовке выемочного участка в случае погоризонтной подготовки выбросоопасного пласта при прямом порядке отработки выемочной ступени.

При прямом порядке разработки выемочной ступени лавами по падению или лавами по восстанию исходящая струя от проветривания магистрального штрека, если он проводится одиночно, направляется в выработку, снабжающую свежей струей лаву. На выбросоопасных пластах это недопустимо [1]. Вместе с тем этому вопросу при изучении курса «Системы разработки», по нашему мнению, недостаточно уделено внимания (в учебнике [2] рис. 3.11, схемы а), б) и с) показаны для случая обратного порядка отработки выемочной ступени). Обеспечение безопасных условий работы может достигаться двумя способами – проведение дополнительно еще одного магистрального штрека или заблаговременным проведением участковой выработки, которая позволит обеспечить выдачу исходящей струи из проводимого магистрального штрека минуя очистной забой. Как пример, на рис. 1 показаны эти варианты.

Рис. 1. Варианты систем разработки: а) пласт не выбросоопасен, б) выбросоопасный пласт, заблаговременное проведение участковой выработки, в) выбросоопасный пласт, проведение дополнительного магистрального штрека *

Научный руководитель – к.т.н., доц. Стрельников В.И.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

При равноценности этих вариантов с точки зрения безопасности, они отличаются с экономической точки зрения. При проведение дополнительного магистрального штрека необходимы затраты на его проведение и поддержание, во втором случае необходимы затраты на поддержание заблаговременно проведенной участковой выработки. Величина указанных затрат зависит как от природных (глубина работ, мощность пласта, прочность вмещающих пород), технологических (размеры шахтного поля, размеры выемочной ступени, длины лавы, скорости проведения выработок, сечения выработок), так и от тарифно-ценовых факторов (тарифная ставка рабочего, цены на материалы и т.д.) факторов. Расчеты, затрат на проведение и ремонт магистрального штрека и затрат на поддержание заблаговременно проводимой участковой подготовительной выработки при глубине работ 800 м, средней прочности пород 50 МПа, при реальных параметрах горных выработок и наклонной высоте выемочной ступени 1200 м, выполненные на основании реальных стоимостных параметров [3] показали, что удельные затраты на поддержание заблаговременно проведенной участковой наклонной выработки составляют 4,96 грн/т, а затраты на проведение и ремонт магистрального штрека независимо от способа его охраны существенно выше (таблица 1). Таблица 1 Удельные затраты на проведение и ремонт дополнительного магистрального штрека при глубине работ 800 м и средней прочности пород 50 МПа, грн/т Способ охраны магистрального штрека проходка по проходка угольный выработанному под разгруцелик пространству зочной лавой Подвигание лавы от магистрального штрека Подвигание лавы к магистральному штреку

7,87

6,93

Затраты на поддержание участковой выработки

6,52 4,96

8,47

7,68

6,76

Но при глубине работ 1200 м соотношение затрат изменяется. Так, удельные затраты на поддержание заблаговременно проведенной участковой выработки составляют 10,74 грн/т, а затраты на проведение и ремонт магистрального штрека в пределах от 6,77 грн/т до 11,05 грн/т (таблица 2). Как видно из таблицы, в этих условиях проведение магистрального штрека оказывается более выгодным, нежели заблаговременное проведение участковой выработки.

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

Таблица 2 Удельные затраты на проведение и ремонт дополнительного магистрального штрека при глубине работ 1200 м и средней прочности пород 50 МПа, грн/т Способ охраны магистрального штрека проходка по проходка угольный выработанному под разгруцелик пространству зочной лавой Подвигание лавы от магистрального штрека Подвигание лавы к магистральному штреку

10,18

7,71

Затраты на поддержание участковой выработки

6,77 10,74

11,05

9,03

7,18

Задачей работы является установление области применения каждого из названных выше вариантов выполнения работ по подготовке выемочных участков. Задача решается путем экономико-математического моделирования затрат. В качестве критерия приняты удельные затраты на 1 т добычи и сравнение этих затрат по рассматриваемым вариантам.

k мш  Lкр  R мш Z кр



Rу Zу

0

(1)

где kмш – затраты на проведение магистрального штрека, грн|м Lкр – размер крыла ступени, м Rмш – суммарные затраты на ремонт магистрального штрека за период отработки ступени, грн Zкр – промышленные запасы крыла выемочной ступени, т Rу – суммарные затраты на поддержание предварительно проведенной участковой подготовительной выработки за период отработки одного выемочного участка, грн Zу – промышленные запасы выемочного участка, т. Экономико-математическая модель удельных затрат по рассматриваемым вариантам технологии реализована компьютерной EXCELпрограммой. Модель предоставляет возможность выполнить исследования для случаев проведения магистрального штрека под разгрузочной лавой, по выработанному пространству разгрузочной лавы и при охране его угольными целиками, при этом рассматривается два варианта отработки лавы - от магистрального штрека и к магистральному штреку.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

Исходные данные – переменные величины в модели: природные: мощность пласта, глубина работ, средняя прочность пород; технические: наклонная высота ступени, размер крыла шахтного поля, сечение магистрального штрека, скорость проведения магистрального штрека, податливость крепи магистрального штрека, сечение участковой выработки, скорость проведения участковой выработки, податливость крепи участковой выработки, длина лавы, скорость подвигания лавы, размер охранного целика у магистрального штрека, глубина заложения магистрального штрека, размер межлавного целика; тарифно-ценовые: тарифная ставка рабочего, цена металлокрепи, процент начислений на зарплату, коэффициент списочного состава рабочих, стоимость проходческого оборудования. Для установления степени влияния природных и тарифно-ценовых факторов на отличия в величине удельных затрат при рассматриваемых вариантах поочередно изменялось в модели значение одной из величин при сохранении значения других факторов на "среднем" уровне. Анализ влияния природных, технических и тарифно-ценовых факторов на соотношение затрат при проведении магистрального штрека и при заблаговременном проведении участковой выработки проведен при изменении одного их параметров в два раза (100 %) показал следующие результаты: 1 – такие факторы, как высота выемочной ступени, податливость крепи магистрального штрека, необходимое сечение участковой подготовительной выработки, скорость проведения магистрального штрека, размеры охранного целика под(над) магистральным штреком при их численном увеличении способствуют преимуществу проведения магистрального штрека вместо поддержания предварительно проведенной участковой выработки; 2 – такие факторы как сечение магистрального штрека, податливость крепи участковой выработки, глубина заложения полевого магистрального штрека под пластом, размер межлавного целика, тарифная ставка рабочего и цена спецпрофиля арочной крепи при их численном возрастании делают вариант проведения магистрального штрека менее целесообразным; 3 – такие факторы, как способ проведения выработок, тип и цена затяжки, глубина подрывки почвы при ремонте, размер крыла ступени, угол падения пласта и др. существенного влияния на соотношение затрат при проведении магистрального штрека или при заблаговременном проведении участковой выработки не оказывают.

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

Реализация компьютерной модели затрат позволяет установить область применения каждого из рассматриваемых вариантов подготовки выемочного участка. На рис. 2 показаны кривые равноценности проведения магистрального штрека и заблаговременного проведения участковой выработки. Если в реальных условиях точка с координатами «высота ступени» и «глубина работ» располагается выше кривой равноценности, более выгодным является проведение магистрального штрека, если ниже кривой – необходимо заблаговременно проводить участковую выработку.

Рис. 2. Верхняя граница размера выемочной ступени, при которой на заданной глубине работ целесообразно заблаговременное проведение участковой подготовительной выработки при проведении магистрального штрека 1 – под разгрузочной лавой, 2 – по пласту с охраной угольными целиками, 3 – по выработанному пространству. а) – обратный ход лавы, б) – прямой ход лавы.

Как видно из приведенного рисунка, особого отличия в области применения вариантов при прямом и обратном порядке отработки выемочной полосы не наблюдается. На рис. 3 показаны области применения рассматриваемых вариантов при изменении прочности пород и податливости крепи магистрального штрека и участковой выработки при разных способах охраны магистрального штрека. Как видно, с увеличением прочности пород расширяется область применения участковой заранее проведенной выработки. Этому же способствует и применение крепей с повышенной податливостью. На область применения рассматриваемых вариантов технологии влияет не только величины высоты ступени, прочности пород, глубины работ, податливости крепи, но многие другие исходные параметры, рассмотренные выше. Таким образом, речь идет не о кривой равноценности затрат, а о некоторой многомерной поверхности равноценности затрат.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

Рис. 3. Верхняя граница размера выемочной ступени, при которой при заданной прочности пород (а) и податливости крепи (б) целесообразно заблаговременное проведение участковой подготовительной выработки при проведении магистрального штрека 1 – под разгрузочной лавой, 2 – по пласту с охраной угольными целиками, 3 – по выработанному пространству.

Уравнение таких поверхностей для рассмотренных случаев имеют вид при реальных величинах сечений выработок, длины лавы, тарифов и цен на оборудование приведены ниже: – подвигание лавы – от магистрального штрека, штрек проводится под разгрузочной лавой

L  900 ,76  exp ( 0,011  R)  140,5  Фу 0 ,38  1,15  Н  633 , м

(2)

– подвигание лавы – к магистральному штреку, штрек проводится под разгрузочной лавой L  7072  1135,19  Ln(H)  834  exp ( 0 ,011  R)  1,02  Ф у , м

(3)

– подвигание лавы – от магистрального штрека, охрана штрека – угольный целик L  195367  H 0 ,72  6 ,67  R  0 ,21  R 2  0 ,7  Фш   0,00032  Фш 2  1,12  Фу  393

,м

(4)

– подвигание лавы – к магистральному штреку, охрана штрека – угольный целик L  191437  H 0 ,71  0,198  R 2  4,61  R  0 ,0003  Фш2   0,75  Фш  0,0000012  Ф у2 ,62  63

,м

(5)

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

– подвигание лавы – от магистрального штрек проводится по выработанному пространству L  452184,76  H 0 ,86  0 ,86  R  0,1735  R 2   2099,5  Фш 0 ,062  665,19  Ln(Фу )  5803

,м

(6)

– подвигание лавы – к магистральному штреку, штрек проводится по выработанному пространству L  4377760  H 1,25  0,17  R 2  0 ,79  R  1,18  Ф у  444 , м

(7)

где Н – глубина работ, м; R – средняя величина прочности пород, МПа; Фш – величина податливости крепи магистрального штрека, мм; Фу – величина податливости крепи участковой выработки, мм. Если фактическая величина наклонной высоты ступени больше расчетной – целесообразно проводить магистральный штрек, в противном случае необходимо заблаговременное проведение участковой подготовительной выработки. Выводы 1. При прямом порядке разработки выемочной ступени выбросоопасного пласта безопасная подготовка новых выемочных участков при прямом порядке отработки выемочной ступени и работе лавами по падению или восстанию обеспечивается либо путем проведения на одном горизонте двух магистральных штреков, либо путем заблаговременного проведения участковой подготовительной выработки. 2. Экономико-математическое моделирование затрат позволило установить область применения каждого из указанных способов подготовки выемочных участков. 3. При проектировании с достаточной степенью точности выбор экономически выгодного варианта подготовки выемочного участка может быть выполнен по приведенным выше формулам. Библиографический список 1. Правила безопасности в угольных шахтах: НПАОП 10.0-1.01 – 10, Киев, 2010. – 255 с. 2. Технологія підземної розробки пластових родовищ корисних копалин. Частина 2 / Дорохов Д.В., Сивохін В.І., Подтикалов О.С., Костюк І.С., Донецьк, 2005. – с. 74. 3. Стрельников В.И. Расчет стоимости отдельных видов горных работ (пособие для проектирования), Lambert, 2016. – 133 с.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

УДК 622. 831

ПРИМЕНЕНИЕ ПРОДОЛЬНО-БАЛОЧНОЙ КРЕПИ УСИЛЕНИЯ В УСЛОВИЯХ ШАХТЫ ИМ. А.А.СКОЧИНСКОГО Гнидаш М.Е., студент (ГОУ ВПО «ДонНТУ», г. Донецк)* Рассмотрены результаты применения продольно-балочной крепи усиления для обеспечения устойчивости основной крепи конвейерного штрека в условиях шахты им. А.А. Скочинского Розглянуті результати застосування повздовжньо-балкового кріплення для забезпечення стійкості основного кріплення конвеєрного штреку в умовах шахти ім. О.О. Скочинського

Обеспечение устойчивости подготовительных выработок является одним из важных условий эффективной работы современных высокопроизводительных механизированных комплексов [1, 2] Для уточнения параметров продольно-балочной усиливающей крепи в 2005 г. в условиях шахты им. А.А. Скочинского производственного объединения «Донецкуголь» была проведена экспериментальная проверка ее эффективности [3, 4]. Особо выбpосоопасный пласта h16 «Смоляниновский» мощностью 1,30-1,85 м и углом падения 12-150 отрабатывался 2-й восточной лавой уклонного поля центральной панели шахты им. А.А. Скочинского по сплошной системе разработки на глубине 1298 м в сложных горно-геологических условиях. Длина выемочного поля – 1790 м. Длина лавы – 164 м (рис. 1). 2003

2002

1998

1999

2000

2001

1997 1996

1994

1993

1-я восточная лава укл. панели

1992

1991

1988

1991

2-я восточная лава укл. панели 2006

2005

2002 2003

2001

2002000

1999

1997

1996

1995

1994

1993

50 м Экспериментальный участок

Рис. 1. Схема горных выработок центральной панели уклонного поля пласта h61 «Смоляниновский»

Научный руководитель – к.т.н., доц. Соловьев Г.И.

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

В непосредственной кровле пласта располагался неустойчивый, сухой и трещиноватый глинистый сланец мощностью 5,0-6,7 м и прочностью 30-40 МПа, залегание которого осложнялось наличием ложной кровли, представленной прослоем глинистого и углисто-глинистого сланца мощностью от 0,30 до 1,30 м, с обильными включениями линзовидных углистых прослойков мощностью до 2-3 см. Основная кровля пласта была представлена среднеобрушаемым песчаным сланцем мощностью до 21,0 м, прочностью 40-60 МПа, который в средней части содержал маломощные до 0,6-1,2 м прослои более крепкого песчаника (прочностью 60-70 МПа). В непосредственной почве залегал среднеустойчивый песчаный сланец мощностью 1,6-2,2 м, прочностью 40-60 МПа, относящийся к классу пучащих. В верхней части непосредственной почвы располагался слой глинистого сланца ("кучерявчик") мощностью 0,4-0,6 м и прочностью (3050 МПа) слой. Основная почва была представлена выбросоопасным песчаником мощностью 39-48 м, прочностью 70-90 МПа, преимущественно сухим, устойчивым, слабо-трещиноватым. Подготовительные выработки с сечением в свету 13,8 м2 были закреплены арочной податливой крепью из спецпрофиля СВП-27 с шагом установки крепи – 0,5 м. Кpовля выpаботок была затянута железобетонной затяжкой, бока – металлической сеткой-затяжкой всплошную. Конвейерный штрек охранялся двумя рядами органной кpепи плотностью 5 стоек на 1 м, устанавливаемыми по линии обpушения поpод; одним рядом буто-костров (порода для которых извлекалась из выработанного пространства с помощью крючьев-граблей через "окнолаз") и чураковой стенкой шириной 1м, выкладываемой на бровке штрека (рис. 3). Костры размером 2×2 м сооружались с шагом установки 2,7 м. Конвейерный штрек проводился с опережением лавы на 40 м. Длина верхней ниши – 4,0 м, нижней – 5,0 м, глубина ниш – 1,23,6 м. Для крепления ниш применялись гидравлические стойки СУГ-30. Над приводами конвейера заводились попарно 4 балки из спецпpофиля СВП-27 длиной 4,7 м с установкой гидравлических стоек под пересечения балок с веpхняками. Шаг обрушения пород непосредственной и основной кровли составлял соответственно 1,5-3,5 м и 21-23м. Для обеспечения продольной связи комплектов основной крепи по длине конвейерного штрека использовалась одна продольная балка из отрезков спецпрофиля СВП-27 длиной по 4,5 м, соединяемыми между собой внахлест на 0,5 м двумя хомутами (рис. 2, 3 б).

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

Рис. 2. Одинарная продольно-балочная крепь усиления в конвейерном штреке 2-й восточной лавы пласта h61 уклонного поля центральной панели

Балка асимметрично подвешивалась со стороны лавы к верхняку каждой рамы на двух крючьях с планками и гайками на расстоянии 0,4 м выше замков крепи донной частью профиля вверх. Замеры смещений боковых пород выполнялись по контурным реперам, установленным в кровле-почве и в боках конвейерного штрека (рис. 3) маркшейдерской рулеткой конструкции ВНИМИ с точностью до 0,1 мм.

Рис. 3. Характер смещений породного контура конвейерного штрека 2-й восточной лавы пласта h61 без крепи усиления (а) и при однобалочной асимметричной крепи усиления (б): I – на сопряжении с лавой, II и III– соответственно на расстоянии 60 и 120 м за очистным забоем (1, 2 – соответственно стойка и верхняк арочной крепи, 3 – продольная балка из СВП-27, 4 – элементы крепления балки к верхняку крепи, 5 – контурные реперы)

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

В конвейеpном штpеке устанавливалась усиливающая крепь из деревянных стоек диаметром 0,20 м и металлических составных стоек из СВП27 под верхняк каждой рамы арочной крепи от забоя штрека до забоя перекрепления выработки за лавой. Замеры смещений боковых пород в штреке, на сопряжении выработки с лавой и на участке длиной 60 м от лавы проводились с частотой 2-3 раза в неделю, а на расстоянии более 60 м за лавой – 1 раз в неделю. В опережении конвейерного штрека происходило интенсивное обжатие арочной крепи с формированием зоны повышенных нагрузок в кровле и боку выработки со стороны лавы. Величина пучения почвы при этом составляла 0,15-0,2 м. На сопряжении выработки с лавой и на участке длиной 100-120 м за очистным забоем на контуре штрека наблюдались интенсивные смещения вмещающих пород с выполаживанием и прогибом верхняка крепи в выработку и выдавливанием забойной ножки с разрывом на ней замков крепления. Интенсификация выдавливания почвы начиналась на участке 5-10 м вслед за лавой. Результаты инструментальных наблюдений за смещениями породного контура конвейерного штрека представлены на рис. 4.

Рис. 4. Графики зависимости вертикальных (а) и горизонтальных (б) смещений и соответственно скоростей смещений (в) и (г) контура конвейерного штрека 2-й восточной лавы пласта h61 от расстояния до лавы: 1 – на контрольном участке без ПБКУ; 2 – на экспериментальном участке при использовании одной балки из СВП-27

Наличие жесткой продольной связи комплектов крепи по длине конвейерного штрека способствовало образованию в кровле пласта и в боку

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

выработки локальных грузонесущих зон, препятствующих развитию процесса складкообразования (рис. 3) и выдавливанию верхняка со стойкой крепи в полость выработки. Из представленных на рис. 4 графиков видно, что применение однобалочной крепи усиления в конвейерном штреке 2-й восточной лавы пласта h61 позволило снизить вертикальные и горизонтальные смещения боковых пород на сопряжении лавы соответственно на 0,44 и 0,30 м, а на расстоянии 100 м вслед за лавой – на 0,90 и 0,40 м. Скорости вертикальных и горизонтальных смещений пород уменьшились соответственно в 1,59 и 1,2 раза. Таким образом, продольно-балочная связь комплектов основной крепи конвейерного штрека позволяет обеспечить перераспределение повышенной и неравномерной нагрузки между перегруженными и недогруженными рамами крепи, устраняет продольно-поперечные перекосы рам крепи, снижает количество разорванных замковых соединений арочной крепи и обеспечивает устойчивость выработки при ее поддержании в зоне влияния очистных работ. Библиографический список 1. Черняк И.Л., Ярунин С.А. Управление состоянием массива горных пород. М.: Недра, 1995. – 395с. 2. Литвинский Г.Г., Гайко Г.И., Кулдыркаев М.И. Стальные рамные крепи горных выработок. – К.: Техника, 1999. – 216 с. 3. Соловьев Г.И., Коваль А.Р., Литовченко С.И. О сохранении устойчивости конвейерного штрека продольно-балочной крепью усиления на шахте им. А.А. Скочинского // Сб. научн. тр. II Международной научно-практической конференции. Донецк: ДонНТУ, 2-3 октября 2007 г. – С.14-18. 4. Соловьев Г.И. Особенности физической модели самоорганизации боковых пород на контуре выемочной выработки при продольно-жестком усилении арочной крепи // Науковий вісник НГУ, Дніпропетровськ. 2006. – №1. – С.11-18.

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

УДК 622.831:537.86

МЕТОДИКА ОПРЕДЕЛЕНИЯ МЕТАНОНОСНОСТИ УГОЛЬНЫХ ПЛАСТОВ Голод Е.М., студент (ГОУ ВПО «ДонНТУ», г. Донецк)* Проведена количественная оценка содержания свободного и адсорбированного метана в открытых порах и микроблоках каменного угля насыщенного метаном. Установлено, что количество метана в транспортных каналах (порах) составляет более трети от общего содержания в угле. Обоснован метод и средства оценки газоносности и давления метана в угле, основанный на особенностях газовой эмиссии метана.

Вопрос о залежах метана в угольных пластах действующих и законсервированных шахт до настоящего времени остается дискуссионным. Это, в первую очередь, связано с отсутствием методологии оценки количества метана с учетом его фазового состояния. Существующие представления позволяют утверждать о наличии в угле трех фазовых состояний метана: свободный газ в порах и трещинах; в виде молекул, адсорбированных на поверхностях угля и в виде абсорбированных молекул в блоках угля с образованием твердого раствора метана в угле. При этом используются две основные модели описания системы «уголь-метан». Согласно одной из них [1], весь метан находится в свободном и адсорбированном состояниях, а насыщенность угля газом обеспечивается развитой сетью мелких открытых пор со значительной дисперсией их сечения. Недостатком модели являются трудности в объяснении продолжительности процесса десорбции метана из угля. Согласно указанным представлениям и теоретическим оценкам, коэффициент диффузии газа в самых мелких порах угля должен превышать значения 10-6÷10-7м2/с, в то время как, согласно эксперименту, этот коэффициент значительно меньше – 10-14÷10-16м2/с и характерен для диффузии в твердых телах. Другая модель [2,3] является следствием развития представлений о блоковом строении угля. Экспериментальной основой для неё послужил сравнительный анализ кинетики выхода метана из угольных образцов, представляющих собой совокупность мельчайших образований – микроблоков, свободный объём между которыми составляет объём открытых пор и трещин. Указанные поры сообщаются с внешней поверхностью угля и служат путями эвакуации газа после его диффузии из микроблоков. В рассматриваемой модели десорбции микроблоки представляют собой области угольного образца, не имеющие открытых пор и трещин. Размер *

Научный руководитель – к.т.н. Шестопалов И.Н.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

этих областей предполагается малым по сравнению с размером гранулы угля. Блоковая модель угля выгодно отличается от других моделей, так как в её рамках легко объяснить низкое значение коэффициента диффузии метана в углях, а высокую газоносность связать с наличием закрытых пор. При этом предполагается, что в рамках блочной модели угля общая задача о распределении метана может быть сведена к более узкой, а именно, – определению количества метана в микроблоках угля, в свободном состоянии в открытых трещинах и порах, в адсорбированном состоянии на поверхностях угля. При этом следует учитывать [4], что при наличии закрытых пор в микроблоках, содержащийся в них метан, находится как в свободном, так и в адсорбированном состоянии, а соотношение фаз будет таким же, как и в открытых порах. Применения вышеуказанных моделей для разработки экспрессметодов диагностики параметров массопереноса метана в угле, в том числе давления и его количества, приводят к необходимости обосновать механизм процесса десорбции, т.е. интенсивности фильтрационных и диффузионных потоков из трещиновато-пористого объема угля. Поскольку продолжительность фильтрационного потока составляет десятки секунд, а потеря свободной фазы метана в угле может достигать до 30 % его газоносности в зависимости от его фракционного состава и объема закрытых и открытых пор, требующих постоянного контроля. Учет этих потерь возможен при использовании метода интегральной десорбометрии, основанного на фиксировании в шахтных условиях кинетики процесса истечения метана при балансе фильтрационного и диффузионного потоков из микропор известного фракционного состава угля в заданный объем накопительной емкости, и сравнения этих параметров с данными десорбционного паспорта пласта, в котором фиксируется интенсивность фильтрационного потока свободной фазы метана из трещин и пор и его содержание под пластовым давлением. Таким образом, анализ существующих представлений по кинетике газовыделения газа из порового объема угля в накопительные емкости свидетельствует, что до настоящего времени не установлены закономерности между потоками десорбирующегося метана из угля и величинами исходного равновесного давления в пласте. Отсутствие этих зависимостей не позволило обосновать метод определения давления и количества метана в пластах и средства их измерения. Для установления закономерностей степени изменения плотности потока газа из трещиновато-пористой структуры угля была обоснована физическая модель угольного вещества [5], включающая трещины, соединенные с открытыми порами (фильтрационный объем), и закрытые поры.

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

Вся трещиновато-пористая система заполнена газом, кроме этого часть метана растворена в блоках угольного вещества, ненарушенными открытыми порами. Десорбция газа из такой модели начинает происходить при нарушении термодинамического равновесия, связанного с разгрузкой от горного давления. При этом газ из фильтрационного объема за счет разности давления сорбционного равновесия и внешнего давления устремляется в окружающую среду. После десорбции части газа из фильтрационного объема и выравнивания пластового и внешнего (атмосферного) давления начинается процесс истечения газа из закрытых пор и блоков по механизму диффузии. Процессы фильтрации газа и взаимосвязанные между собой с процессами диффузии газа из блоков сферической формы радиусом R описываются уравнением Дарси. Решения уравнения такого класса дополненными соответствующими граничными условиями позволяет оценить плотность потока метана (j(t)) из фракций угля, десорбирующегося к моменту t через единицу площади обнаженной поверхности. В результате решение установлено (в размерности времени):  Pпл  o D f R2 , если t    Ра t Df j( t )   2  Pпл  e De , если t  R  Ра t De

1 2

где Рпл, Ра – давление газа в угле и окружающей среде соответственно; Df – коэффициент фильтрации; De – коэффициент эффективной диффузии;  о –  е – эффективная пористость с учетом объема закрытых пор γ и  ; растворимости газа в объеме открытых пор       е   о  1   о 1      .     Из анализа формулы (1) и (2) следует, что первоначально десорбируется газ, находящийся в трещинах и открытых порах по механизму фильтрации, а только потом, на значительно больших временах, происходит диффузия основного объема газа, аккумулированного в закрытых порах и растворенного в блоках. При стандартных оценках размера блоков R~106 м и коэффициенте фильтрации 2·10-7 м2/с, фильтрационное время 10 10 -3 t f  7 ~10 с, 10

при

1010 t d  14 ~104с≈166 мин. 10

значении

Dе =10

-14 2

м /с

диффузионное

время

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

В целом проведенная оценка процесса десорбции газа из угля позволила впервые установить, что кинетика фильтрационных и диффузионных потоков десорбирующегося газа из порового объекта прямопропорциональна давлению газа объему открытых и закрытых пор и величине коэффициента фильтрации и диффузии и обратно пропорциональна времени процесса десорбции. Полученная закономерность дала возможность обосновать минимальное время необходимое для накопления газа в замкнутой объем при определении давления и количества метана в угольном пласте с использованием интегральной десорбометрии. Для исследований процесса десорбции газа из угольных фракций в сосуд известного объема использовали образцы, приготовленные из одного куска угля. После его дробления и отсева на ситах отбирали гранулы размером 1,0-1,5 мм и формировали навески массой 20 г. Далее образцы угля высушивали, помещали в контейнеры высокого давления и насыщали сжатым метаном при давлении до 10 МПа в течение 14 сут. Перед регистрацией десорбции производили сброс сжатого газа из свободного объема контейнера в сосуд большой емкости. После этой операции, занимающей не более 5 с, выход метана продолжался, однако скорость его выделения становилась на несколько порядков меньше. Непосредственно после замедления эмиссии метана его поток направляли в другой вакуумированный накопительный сосуд известного объема, после чего производили регистрацию хода десорбции на ее начальном участке – в течение первых 120 мин. Предлагаемая методика позволяет измерять количество свободного метана (Qсв) в трещинах и открытых порах угля, количество адсорбированного метана в них (Qадс) и количество метана в микроблоках угля (Qмб). Определяют газоносность образцов угля для каждого равновесного давления как сумму всего десорбированного метана: ΣQг=Qсв+Qадс+Qмб. Для условий пласта l1 – гор. 1305 м шахты им. А.Ф. Засядько при естественной влажности W≈1,0% ΣQг=1,8+4,8+11,4=18 м3/т, фактическая газоносность пласта l1 составляет 21-25 м3/т.с.б.м. В целом представленный методический прием показывает, что весь процесс десорбции можно условно разделить на две фазы: первая – это фаза интенсивного выделения газа, которая предшествует установлению баланса потоков диффузии и фильтрации, и вторая – завершающая фаза, когда источником выделяемого углем газа есть только его диффузия из закрытых пор в открытые поры. В ходе первой фазы давление метана в открытых порах угля быстро уменьшается и достигает некоторого минимального значения, при котором фильтрационный поток газа в открытых порах становится равным потоку газа, выделяемого путем диффузии из

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

микроблоков угля. Как показывают расчеты, в случае мелких гранул угля первая фаза настолько скоротечна, что из-за трудностей технического характера даже в лабораторных опытах ею часто приходится пренебрегать. Таким образом, десорбция газа, наблюдаемая в опытах с мелкими гранулами угля (размером 0,5-1,0 мм и меньше), практически, постоянно проходит в условиях баланса диффузионного и фильтрационного потоков газа. Поэтому для обоснования метода определения давления и количества метана в угле необходимо установить: какое количество метана остается в порах после завершения первой фазы выхода метана, то есть к моменту регистрации десорбции. Для этого изучали кинетику стационарного потока газа проходящего через уголь от градиента давления газа. Этот же прием используется далее для определения давления метана в транспортных каналах при его десорбции из угля. В качестве газа в наших опытах использовался воздух и метан. Образец угля шахты им. А.Ф. Засядько свободного от влаги имел форму цилиндра диаметром 13 мм и высотой lцил=12 мм. Регистрация количества и скорости выделения газа производилась по изменению давления в накопительном сосуде, объём которого составлял VHCстац  340см3 и выбирался из условия минимального влияния накапливаемого в нем газа на результат опыта. Избыточное относительно вакуума давление газа определялось с помощью ртутно-масляных манометров. В таблице 1 представлены результаты исследований квазистационарного движения молекул метана через образец угля шахты им. А.Ф. Засядько пласта l1. Таблица 1 Данные эксперимента по изучению влияния перепада давления метана по образцу угля на скорость изменения давления газа в накопительном сосуде P1

( P 2 )

PHC .

t

P t 

125 161 245 325 453 577

15 45 30 0 0 0

15973 28125 60937 105469 205460 333594

59 93 70 114 162 199

5400 3900 1700 1500 1170 870

0.011 0.024 0.041 0.076 0.139 0.229

Использованы обозначения: t – продолжительность опыта в секундах; P1 и P2 –давление газа на входе и выходе образца в мм. ртутного

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

столба; ( P2 ) – разность квадратов этих давлений; PHC – изменение давления газа в накопительном сосуде за время опыта в мм. масляного столба; P t  – скорость изменения этого давления – (мм. масл. ст. /сек). Эти данные дополнены результатами изучения переноса молекул воздуха и представлены также графически на рисунке 1.

Рис. 1. Зависимость скорости изменения давления газа в накопительном сосуде от разности квадратов давлений на торцах образца угля

Линейный характер зависимости Pнс t  от P 2  показывает, что даже в области низких давлений (ниже атмосферного) можно говорить о вязком течении газов в каменном угле и, соответственно, о правомочности использования закона Дарси для его описания. Сравним, далее, поток метана в приведенном выше опыте с потоком газа при его десорбции из навески угля. Масса навески составляла 20 грамм, размер гранул угля Rгр  2,0÷2,5мм, предварительное насыщение производилось метаном, сжатым до давления 30 атм. Регистрация хода десорбции начиналась через 5 с. В ходе эксперимента регистрировалось изменение давления газа в накопительном сосуде по мере его выхода из угля. На рис. 2 показана кинетика десорбции метана из угля в предваридес тельно вакуумированный сосуд объёмом V HC =1217 см3. Имея данные по стационарному течению газа, можно рассчитать ведес личину P 2  , градиент которой по длине открытых пор в гранулах угля определяет наблюдаемый в ходе десорбции поток газа:

 

Р

2 дес

 

  Р2     РНС t 

стац

дес Rгр2  S цил VНС  стац  3  V угля  lцил VНС

 Р    НС   t 

дес

(3)

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

Рис. 2. Кинетика изменения скорости (1) и давления метана (2) в накопительном сосуде

В формуле (3) значения параметров в первой квадратной скобке соответствуют стационарному потоку газа, а во второй – потоку при десорбции. Подставляя в формулу 3 численные значения, можно найти, что в начальный дес дес момент регистрации десорбции метана величина P 2   P12  P22  составляет 4,1·106 (Па)2. Когда газ из угля выделяется в предварительно вакуумированный сосуд, допустимо считать, что в начальный момент десорбции Р2 ≈ 0. Отсюда следует, что при десорбции метана из гранул размером 2,0÷2,5 мм перепад давления метана в открытых порах не превышает 4.1  10 6  2  10 3 Па (или 15 мм.рт.ст.). Аналогичные исследования десорбции, проведенные на угле в гранулах 0,2÷0,25 мм и 9,0÷10 мм, показывают, что давление метана в порах составляет 2,5 и 28 мм.рт.ст., соответственно. Полученные оценки показывают величину давления метана в порах в начальный момент регистрации десорбции. Как видно из рис. 2 (кривая 1), по мере выхода метана из микроблоков поток десорбции и фильтрации снижается. Поэтому перепад давления в порах будет уменьшаться. Время фильтрационного процесса  f , в течение которого давление газа в порах снижается от максимального (после насыщения угля) до минимального (при десорбции) оценивалось по формуле Л.С. Лейбензона [6]: 2  f  4  Rгр        2  P1 ,

(4)

где η – вязкость метана (η=1,08 10-5 Н/м2); к – проницаемость угля, l1 шахты им. А.Ф. Засядько (к=0,21 мД). Было установлено, что величина  f различна для различного размера гранул угля и составляет, в частности, 0,048, 0,8 и 7,6 с для гранул диаметром

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

0,2, 2,0 и 9,5 мм соответственно. Отметим, что полученные оценки величин  f справедливы для конкретного угля, который был насыщен метаном под определенным давлением. При ином насыщении баланс потоков диффузии и фильтрации будет характеризоваться другими значениями P1 и  f . Таким образом, впервые экспериментально подтверждено, что выход газа, содержащегося в открытых порах угля (Qсв+Qадс), происходит в первые доли секунды после расконсервации равновесной системы угольметан. При этом степень снижения газоносности угольного пласта (ΣQг) может составлять более 30 %. Для учета этих потерь и сокращения времени анализа углеметановой пробы достаточно измерять диффузионную составляющую потока десорбирующегося метана в шахтных условиях и соотнести с данными десорбционного паспорта угольного пласта. Десорбционный паспорт (ДП) угольного пласта – это экспериментально установленная информация (в цифровом или графическом виде) о корреляции между интенсивностью эмиссии метана из угля, пластовым давлением метана и его содержанием в угле. Для его составления необходимо выполнить лабораторные измерения кинетики десорбции метана и определить его содержание в угле. Измерения проводятся после предварительного насыщения угля в контейнерах при различных равновесных давлениях Рнас метана. Используются образцы угля равной массы в гранулах 0.2÷0.25 мм или 1.0÷1.5 мм (в зависимости от марки угля) естественной влажности. Десорбционный паспорт состоит из двух фрагментов. Первый – устанавливает зависимость интенсивности десорбции метана от величины равновесного давления газа при насыщении угля. Десорбция производится в герметичный накопительный сосуд с воздухом, в котором на отрезке времени Δt регистрируется изменение давления – ΔРдес. В графическом виде сведения об изменении величины ΔРдес при десорбции для нескольких значений давления Рнас представляют семейство кривых ΔРдес(t)=f(Рнас). На базе полученной информации устанавливают зависимость ΔРдес от Рнас в любом интервале времени. На рис 3 точками показан прирост давления – ΔРдес в накопительном сосуде за 15 минут десорбции (интервал времени десорбции 20-35 мин) в зависимости от насыщения. Второй фрагмент десорбционного паспорта устанавливает зависимость количества метана в угле от величины его давления насыщения Q=f(Pнас). Создание второго фрагмента паспорта в лабораторных условиях включает следующие операции: а) насыщение метаном при различных давлениях (от 0,5 до 10 МПа) нескольких проб угольного штыба естественной влажности; б) определение количества метана в этих пробах угля в виде зависимости Q=f(Pнас).

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

Рис. 3. Изменение давления в накопительном сосуде, с учетом фильтрационной и диффузионной составляющей процесса десорбции метана из угля после его насыщения

Для получения полной информации о давлении и количестве метана в угольном пласте, в режиме реального времени, необходимо в шахтных условиях зафиксировать в измерительной емкости давление метана от диффузионной составляющей потока из угольной фракции. После этого с использованием зависимости ΔРдес(t)=f(Рнас) и Q=f(Pнас) установить давление метана в месте отбора угольной пробы (Pнас) и газоносность пласта (Q). При определении давления и количества метана в угле оптимальный размер фракции, установленный по результатам исследования гранулометрического состава бурового штыба, формирующегося при бурении скважин диаметром 42 мм, и кинетики выхода метана должен составлять для пластов пологого падения 0,25-0,315 мм, а для крутопадающих пластов 0,4-0,5 мм. Все исследования кинетики десорбции метана представленные выше, позволили обосновать технические требования к прибору, в частности: объем десорбционной емкости (кюветы), чувствительность датчика и предельные значения давления, времен задержки измерения, объем угольной пробы. На основании установленных закономерностей по кинетике фильтрационных и диффузионных потоков метана и угольных фракций разработан опытный образец измерителя [6] для реализации экспресс-метод

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

определения давления и количества метана в угольных пластах. Определения газоносности и давления метана в пласте десорбометром ДС-03 были проведены на выбросоопасном пласте h6' - «Смоляниновский» гор. – 1315 м. в нижней нише 2й западной лавы УПЦП ОП «Шахта им. А.А. Скочинского» ГП «ДУЭК» и в нише 1й западной лавы угрожаемого пласта l8’ «Шахты Щегловская-Глубокая». Подвигание за время наблюдений составило 260м. Установлено, что для условий «Шахты им. А.А. Скочинского», содержание метана в призабойной части угольного пласта на глубине до 2,1м составляет в среднем Q=4,2м3/т, а на глубине 4м – Q=7,5м3/т, при это давления метана на тех же глубинах находится в пределе от 0,1-0,7МПа и 0,45-2,02МПа, соответственно. Для условий «Шахта «Щегловская-Глубокая» газоносность и давление метана в призабойной части угольного пласта на глубине до 2,1 м находится в пределе Q=2-4,5м3/т Р=0,5-3,0МПа, а на глубине 4м – Q=58,4м3/т Р=2,5-9,9МПа. Вывод 1. Установлен механизм десорбции метана из угля, учитывающий особенности трещиновато-пористой структуры угля и фазового состояния метана в нем. 2. Обоснованы технические параметры, разработан и испытан шахтный измеритель газоносности и давления метана в угольном массиве. Библиографический список 1. Желтов Ю.П., Золотарев П.П. О фильтрации газа в трещиноватых породах // ПМТФ – 1962. – №5. 2. Коган Н.Д., Яновская М.Ф. О модели пористой структуры ископаемых углей // ХТТ – 1968. – №5. – С. 26-32. 3. Беренблат Г.И., Желтов Ю.П., Кочина И.Н. Об основных представлениях теории фильтрации однородных жидкостей в трещиноватых породах // ИПММ. – 1960. – т. ХХIV. – №5. 4. Малышев Ю.Н., Трубецкой К.Н., Айруни А.Т. Фундаментально прикладные методы решения проблемы метана угольных пластов. М: – Академия горных наук. – 2000. – 519с. 5. Алексеев А.Д. Физика угля и горных процессов // К. – Наукова думка. – 2010. – 422с. 6. А.с. № 96884 UA, МПК (2011.01) Е21F5/00 Пристрій для виміру тиску й газоємкості вугільного пласта / А.Д. Алєксєєв, В.О. Васильковський, Г.П. Старіков, Я.В. Шажко та інші – Власник Інститута фізики гірничих процесів НАН Украіни. – Заявл. 06.12.2010. – Опубл. 12.12.2011. – Бюл. №23

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

УДК 622.281.74

О ДЕФОРМИРОВАНИИ ПОРОДНОГО МАССИВА, ВМЕЩАЮЩЕГО ПОДГОТОВИТЕЛЬНЫЕ ВЫРАБОТКИ С АНКЕРНЫМ КРЕПЛЕНИЕМ Голод Е.М., студент (ГОУ ВПО «ДонНТУ», г. Донецк)* Описаны результаты шахтных наблюдений за смещениями породного массива, вмещающего подготовительные выработки с анкерным креплением

Проблема и ее связь с научными и практическими задачами. Угольная промышленность – одна из ведущих отраслей народного хозяйства, важнейшая задача, которой в условиях рыночной экономики состоит в повышении эффективности производства и снижении себестоимости продукции. Одним из приоритетных направлений снижения затрат на добычу угля является внедрение новых технологий с использованием анкерной крепи. Ограниченное использование анкерного крепления на угольных шахтах Украины (объем применения составляет не более 70 км), объясняется с одной стороны недоверием работников шахт к этому виду крепи за непредсказуемость ее работы, отсутствием опыта эксплуатации и контроля за состоянием крепления, не достаточным пониманием ее роли в процессе поддержания выработки, а с другой стороны – отсутствием нормативной базы, позволяющей с учетом конкретной геомеханической ситуации и опыта использования, обосновано принять его параметры. В связи с выше изложенным, исследования закономерностей деформирования породного массива, вмещающего выработки с анкерным креплением для обоснования его рациональных параметров, являются актуальной задачей. Они проводятся в рамках тематического плана научноисследовательских работ Министерства образования и науки Украины по госбюджетной теме Д8-08 «Разработка проекта нормативного документа по использованию анкерного крепления для обеспечения устойчивости горных выработок глубоких шахт» (№ госрегистрации №0107U012803) в Государственном Высшем Учебном Заведении «Донецкий Национальный технический университет». Анализ исследований и публикаций. В научно-технической литературе представлено большое количество работ, посвященных изучению характера взаимодействия различных конструкций крепи (в том числе и ан*

Научный руководитель – к.т.н. Шестопалов И.Н.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

керной) с массивом. Это работы А.П. Широкова, В.Т. Глушко, А.А. Борисова, Н.И. Мельникова, Л.М. Ерофеева, А.Н. Зорина, Б.К. Чукуна, А.В. Ремезова, И.А. Юрченко, А.Н. Шашенко, В.В. Виноградова, А. Югона, А. Коста и др. В них достаточно глубоко исследованы механизм формирования нагрузки на рамные крепи, особенности и закономерности деформирования вмещающего выработки массива. Однако, в работах, посвященных анкерному креплению, в основном рассмотрены вопросы конструкции анкеров, технологии их возведения и расчета параметров. При этом анкера рассматриваются как несущие конструкции, без учета особенностей их взаимодействия с вмещающим массивом. На наш взгляд, механизм работы анкерной крепи заключается не в представлении об анкерах, как о несущей конструкции типа рамы, а как об элементах, изменяющих структуру массива, и препятствующих его разрушению, т.е. формированию вокруг выработки зоны разрушенных пород. Задачей данных исследований являлось установление особенностей деформирования породного массива, вмещающего подготовительные выработки с анкерным креплением. Основные результаты. Исследования проводились в подготовительных выработках шахты «Добропольская», имеющей многолетний опыт применения анкерных крепей. Шестой южный конвейерный штрек пласта m51в горизонта 450 м длиной 1540 м проводился комбайном КПД-32. Первые 100 м выработки закреплены металлической арочной податливой крепью КМП-А3/11,2. На пласте m15в применяется столбовая система разработки. Лавы отрабатываются по простиранию. Длина лав до 250 метров. Стратиграфическая колонка пласта m15в представлена на рис. 1. Непосредственная (она же основная) кровля пласта представлена алевролитом, малоустойчивым Б3. Выше залегает песчаник средней крепости. Еще выше залегает аргиллит средней крепости, малоустойчивый (Б3). Угольный пласт m15в состоит из 2-3-х угольных пачек, общей мощностью от 1,10 до 1,40 м, прочностью на сжатие 15 МПа. Угол Рис.1. Стратиграфичепадения пласта – 10 градусов. ская колонка пласта m51в

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

Непосредственно в почве пласта залегает аргиллит средней крепости, среднеустойчивый (П2). Основная почва пласта – песчаник средней крепости. Средняя скорость проведения выработки – 280 м/мес. Плотность установки анкеров – 1,0 анк/м2.Сечение выработки – прямоугольное. Сталеполимерные анкеры длиной 2,4 м устанавливались в забое под подхват, изготовленный из СВП-22 длиной 4,0 м. Паспорт крепления выработки показан на рис.2. Выработка пройдена с нижней подрывкой. В течение наблюдений замерные станции находились вне зоны влияния очистного забоя.

Рис.2. Паспорт крепления выработки

Общий вид и схема заложения реперов на замерной станции изображены на рис.3, а выкопировка из плана горных выработок с указанием мест установки станций – на рис.4. В кровле и боках выработки, в пределах пикетов 39, 49 и 58 было заложено 6 комплексных замерных станций, оборудованных глубинными и контурными реперами. Каждая станция представляла собой 3 скважины глубиной до 7 м, пробуренные в кровлю и бока выработки, оборудованные глубинными реперами, и один контурный репер в почву выработки. Расстояние между центрами глубинных реперов в скважине составляло от 0,3 до 0,5 м. Замеры выполнялись в соответствии с методикой [1].

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

а)

б)

Рис. 3. Общий вид (а) и схема размещения реперов (б) на комплексных замерных станциях в шестом южном конвейерном штреке пласта m51в гор. 450 м

Рис.4. Выкопировка из плана горных выработок по пласту m51в

Породы, на участке скважины между глубинными реперами считались разрушенными, если величина относительных деформаций (коэффициента разрыхления пород) превышала предельное значение (согласно исследованиям проф. И.Л. Черняка [2] предельные относительные деформации для сланца составляют 3х 10-2 (kр=1,03)). С целью изучения процесса развития деформаций во вмещающем выработку массиве, строились графики смещений глубинных реперов в направлении от контура выработки вглубь массива, а также графики изменения коэффициента разрыхления на участках между реперами (рис. 5-6). Поскольку характер смещений реперов на замерных станциях существенно не отличается, приведем наиболее характерные из них. Анализ графиков смещений глубинных реперов на замерных станциях показывает, что разрушения в кровле произошли на 239-249 сутки наблюдений на участках скважин, удаленных соответственно на 2-3 и 6-7

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

м от контура выработки. На остальных участках скважин разрушения пород не происходили. В кровле, в пределах участков скважин, находящихся в заанкерованном слое пород, смещения происходили с относительными деформациями значительно меньше предельных (3×10-3 – 13х10-3). 120 15 сут 65 сут 124 сут

100

131 сут 146 сут 149 сут

80 Смещения, мм

157 сут 181 сут 185 сут

196 сут 234 сут 239 сут

249 сут 256 сут 262 сут

269 сут 276 сут

0 0,0

1,0

2,0

3,0

4,0

5,0

6,0

7,0

Расстояние до контура, м

Рис.5. Графики смещений глубинных реперов в кровле на замерной станции №2 1,050

1,040

1,030 0-1 м 1-3 м

Кр

3-5 м

1,020

5-6 м 6-7 м Граница

1,010

1,000

0,990 0

100

150

200

250

Время от момента установки, сут

Рис.6. Графики изменения коэффициента разрыхления на участках между глубинными реперами в кровле во времени на замерной станции №2

Деформирование пород в боках выработки началось значительно раньше и протекало более интенсивно. Так, на пятнадцатые сутки наблюдений, породы удаленные на 0,5-2,5 м от контура были разрушены, при этом. Смещения боков составляли 28-34 мм. В дальнейшем происходило

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

развитие деформаций вглубь массива с увеличением коэффициента разрыхления в пределах уже разрушенных участков скважин. За период наблюдений 276 суток смещения контура на замерных станциях составили: 109-179 мм со стороны кровли и 185-365 мм – со стороны боков выработки. Выводы. В результате выполненных исследований [3,4,5] были установлены следующие особенности деформирования вмещающих пород. До момента начала ведения очистных работ деформации контура выработки не значительные. Максимальные смещения кровли составляют до 180 мм, а боков – до 365 мм. В целом, состояние выработки хорошее. Деформирование пород в глубине массива носит следующий характер. До момента включения анкеров в работу (2-8 суток) разрушения в кровле происходят от контура выработки на глубину до 0,5 м. Затем, разрушаются породы в глубине массива, за пределами заанкерованной области. Заанкерованная область пород практически не разрушается, при этом, наибольшие смещения породного обнажения в кровле выработки наблюдаются посередине пролета (происходит плавный прогиб), а вблизи стенок – образуются пластические шарниры. В боках выработки разрушения пласта и пород происходят на глубину до 2,5 м и проявляются в виде выдавливания верхней пачки угля и пород непосредственной почвы пласта. Очевидно, это связано с наличием в боках выработки слабых вмещающих пород. При этом деформирование носит пластический характер. Библиографический список 1. Методические указания по исследованию горного давления на угольных и сланцевых шахтах. – Л.: ВНИМИ. – 1973. – 102с. 2. Черняк И.Л. Повышение устойчивости подготовительных выработок. – М.: Недра, 1993. – 256с. 3. Плетнев В.А., Касьян Н.Н., Петренко Ю.А., Новиков А.О., Сахно И.Г. Результаты внедрения анкерных систем для поддержания горных выработок на шахте «Добропольская»// Геотехнологии и управление производством ХХI века. Монография в 2-х томах. ДонНТУ, ДЦНПГО, 2006.- с.39-44. 4. Новиков А.О., Сахно И.Г. Исследование особенностей деформирования породного массива, вмещающего выработку, закрепленную анкерной крепью// Известия Донецкого горного института. – Донецк: ДонНТУ, 2007. – №1. – С. 82-88. 5. Новиков А.О., Гладкий С.Ю., Шестопалов И.Н. Об особенностях деформирования породного массива, вмещающего подготовительные выработки с анкерным креплением //Известия Донецкого горного института. – Донецк: ДонНТУ, 2008. – №1. – С.120-129.

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

УДК 622.272

СОВЕРШЕНСТВОВАНИЕ ТЕХНОЛОГИИ ВЕДЕНИЯ МОНТАЖНО-ДЕМОНТАЖНЫХ РАБОТ В ОЧИСТНЫХ ЗАБОЯХ ПЛАСТА l3 ШАХТЫ "ЖДАНОВСКАЯ" Гонтаренко О.И., студент гр. РПМзс-15в* (ГОУ ВПО «ДонНТУ», г. Донецк) Выполнен анализ применяемых технологических схем монтажа и демонтажа выемочного оборудования на шахте. Предложены технологические схемы монтажа механизированного комплекса 1МКДД в очистном забое и его демонтажа после отработки запасов выемочного участка, позволяющие сократить сроки выполнения работ и снизить их трудоемкость. Ключевые слова: очистной забой, выемочное оборудование, монтажная камера, монтаж и демонтаж механизированного комплекса

Продолжительность подготовки монтажной камеры и монтажа выемочного оборудования во многом определяет общую продолжительность подготовки новой лавы и своевременный ввод ее в действие для воспроизводства выбывающей линии очистных забоев. Поэтому вопрос выбора рациональной технологической схемы введения монтажных и демонтажных работ на выемочных участках является весьма актуальным для шахты. Основными недостатками применяемой на шахте технологической схемы монтажа очистного механизированного комплекса являются: − проведение монтажного ходка буровзрывным способом с подрывкой пород кровли, что значительно увеличивает трудоемкость работ (бурение шпуров; заряжание и взрывание; проветривание и приведение забоя в безопасное состояние; погрузка породы вручную на конвейер; крепление выработки и др.), снижает скорость проведения выработки и увеличивает сроки подготовки новой лавы (по данным шахты на проведение ходка требуется более 1,5 месяца); − доставка секций механизированной крепи к месту монтажа по ходку на платформах требует укладки рельсовой колеи по почве ходка и сокращения ее по мере монтажа секций, что также увеличивает трудоемкость работ и общую их стоимость; − необходимость выкладки деревянных клетей на перекрытиях секций с целью обеспечения их контакта с верхняками крепи монтажного ходка, что приводит к значительному увеличению расхода лесоматериалов. *

Научный руководитель – к.т.н., доц. Подтыкалов А.С.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

Для устранения отмеченных недостатков в настоящем проекте разработана технологическая схема монтажа механизированного комплекса, позволяющая уменьшить затраты на проведение разрезной выработки, повысить скорость ведения монтажных работ, сократить затраты и повысить уровень безопасности работ. Для отработки запасов пласта l3 в качестве выемочного оборудования принят очистной механизированный комплекс 1МКДД, в состав которого входят механизированная крепь КДД 1-го типоразмера, узкозахватный очистной комбайн РКУ-10 и изгибающийся скребковый конвейер СПЦ-163. Учитывая значение вынимаемой мощности пласта — 1,32 м и габариты применяемого выемочного оборудования, для его монтажа на участке в качестве монтажной камеры предлагается использовать разрезную печь, которая проводится по пласту без подрывки боковых пород в направлении снизу вверх (от конвейерного штрека к вентиляционному). Проведение разрезной печи производится при помощи отбойных молотков. Параметры печи: ширина — 4,9 м, высота — 1,32 м (по вынимаемой мощности пласта), крепление — крепежные рамы, состоящие из трех деревянных стоек диаметром 15 см, устанавливаемых под деревянные брусья длиной 3,2 м сечением 0,2×0,15 м. Расстояние между рамами крепи по падению пласта составляет 0,8 м. Затяжка кровли производится металлической сеткой. Отбитый уголь вручную грузится на скребковый конвейер СПЦ-163 и транспортируется к конвейерному штреку. Конвейер располагается в печи со стороны плоскости забоя подготавливаемой лавы и наращивается по мере подвигания забоя выработки. Схема поперечного сечения разрезной печи с указанием параметров крепления и расстановкой оборудования показана на рис. 1, а технологическая схема монтажа комплекса — на рис. 2.

Рис. 1. Сечение монтажной камеры

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

Рис. 2. Технологическая схема монтажа комплекса

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

До начала монтажа очистного механизированного комплекса необходимо произвести предварительные работы, основными из которых являются [1, 2]: − проверка состояния монтажной камеры, приведение ее в рабочее и безопасное состояние; − установка навесного оборудования скребкового конвейера (присоединение направляющих, кронштейнов, бортов, кабелеукладчика и зачистных лемехов); − размещение, установка и наладка электрооборудования, гидросистемы высокого давления, машин и механизмов для обеспечения монтажа механизированного комплекса; − сооружение полков на сопряжении с монтажной камерой; − установка направляющих в монтажной камере; − выемка и крепление ниш для монтажных лебедок; − установка и укрепление монтажных лебедок; − наладка аппаратуры сигнализации и связи; − размещение вспомогательных средств и инструментов. Монтаж выемочного оборудования выполняют в такой последовательности. Доставляют и собирают на конвейерном штреке энергопоезд, насосные станции СНТ32-20, насос орошения УЦНС-13, монтируют электро- и гидрокоммуникации. Напротив входов в монтажную камеру в боках конвейерного и вентиляционного штреков устраиваются ниши, в которых устанавливаются лебедки, предназначенные для доставки монтируемого оборудования в монтажную камеру. Монтаж секций крепи производится в направлении от конвейерного штрека к вентиляционному. Доставка секций крепи к сопряжению с монтажной камерой производится по вентиляционному штреку на платформах с помощью маневровой лебедки типа ЛВД-24, установленной в тупике вентиляционного штрека. На сопряжении с монтажной камерой доставочная платформа фиксируется, и секция механизированной крепи с нее перегружается путем стягивания с помощью тяговой лебедки ЛВД-24 в тупике вентиляционного штрека на аккумулирующий рольганг, установленный на штреке. С рольганга секцию направляют на универсальные уголковые направляющие, проложенные по почве монтажной камеры. По ним могут транспортироваться как одиночные секции, так и группа секций. Транспортирование производится с помощью тяговой лебедки ЛШМ, установленной в

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

нише на конвейерном штреке. При этом для удержания секций крепи от сползания по направляющим в сторону падения пласта при спуске они присоединяются к канату предохранительной лебедки ЛПТ, установленной в нише на вентиляционном штреке. При монтаже механизированной крепи в монтажной камере вначале производится монтаж шести секций концевых комплектов КК на сопряжении лавы с конвейерным штреком. Спуск комплектов КК производится от вентиляционного штрека по уголковым направляющим. При этом обратные консоли комплектов доставляют отдельно и монтируют их после установки секций в рабочем положении. Спуск секций производится задней частью вниз (по падению пласта). Их останавливают на расстоянии 5– 6 м от места установки и приступают к монтажу. Секции монтируют после удаления минимально необходимого числа стоек и закрепления призабойного пространства в соответствии с паспортом. При этом секцию с помощью монтажных лебедок и обводных блоков, устанавливаемых на стойках в монтажной камере, разворачивают на 90º к забою и подтягивают к конвейеру. Схема разворота секций показана на рис. 2. После этого гибкий рукав секции подсоединяют к магистральному напорному трубопроводу, включают насосную станцию, и производят распор секций. Затем включают блок управления секцией, при этом выдвигается домкрат передвижки конвейера, и с помощью специального четырехзвенного отрезка цепи шток гидродомкрата подсоединяется к кронштейну линейной секции конвейера. Затем по аналогичной схеме производится спуск и установка линейных секций крепи 1КДД. Всего устанавливается 132 секции. Шаг установки их по длине лавы составляет 1,5 м. После этого на сопряжении лавы с вентиляционным штреком монтируется семь секций концевых комплектов КК. После установки секций производят монтаж гидрооборудования. Прокладывают трубопровод к секциям и с помощью рукавов подсоединяют к сливной и напорной магистралям. После монтажа секций крепи производят монтаж узкозахватного комбайна РКУ-10. После монтажа комбайна монтируют концевую головку конвейера. Параллельно с монтажом комбайна монтируют освещение лавы и автоматическую громкоговорящую связь. По окончании монтажных работ демонтируют все монтажные лебедки, временные трубопроводы и монтажное электро- и гидрооборудование. Производят комплексное опробование всех механизмов лавы на холостом ходу. После этого производится приемка смонтированного оборудования специальной рабочей комиссией.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

После приема лавы и пуска ее в эксплуатацию ведение очистных работ производится в соответствии с паспортом крепления и управления кровлей в очистном забое. После завершения отработки выемочного участка очистной забой останавливают и производят подготовку к демонтажу выемочного оборудования. При подходе к месту остановки лавы для демонтажа комплекса в случае необходимости требуется произвести присечку пород кровли или почвы для обеспечения полной раздвижки секций механизированной крепи. При выемке последнего цикла секции крепи не должны передвигаться к забою, а обнаженное пространство должно быть закреплено неполными рамками, установленными перпендикулярно линии очистного забоя. Под конец деревянного верхняка рамки (отрезка бруса необходимой длины) у забоя должна устанавливаться деревянная стойка требуемой высоты, а второй конец верхняка должен опираться на перекрытие секции. Рамки устанавливаются напротив каждой секции крепи. Под перекрытие секции пробиваются стойки во избежание посадки крепи "на жестко". Перед остановкой лавы для демонтажа механизированного комплекса необходимо произвести зачистку конвейера и секций крепи от горной массы. После закрепления призабойной части лавы конвейер передвигают к забою. Перед началом демонтажа механизированного комплекса все его оборудование подвергают ревизии, составляют браковочную ведомость на сборочные единицы и детали, подлежащие замене или ремонту в шахте или на поверхности. При демонтаже оборудование консервируют в соответствии с заводскими инструкциями. При демонтаже оборудования механизированного комплекса в первую очередь демонтируют: оборудование конвейерного штрека и энергопоезд; магистрали гидросистемы крепи; систему орошения; электроаппаратуру и кабели в лаве; навесное оборудование забойного конвейера. Все демонтируемое оборудование должно без задержек быть погружено на транспортные платформы или вагонетки и выдано на поверхность или доставлено к монтажной камере нового очистного забоя для повторного монтажа. В последнюю очередь демонтируют секции механизированной крепи, которые выдают в направлении от верхней части лавы к конвейерному штреку. Транспортировку секций крепи по демонтажной камере осуществляют лебедками по почве камеры. Демонтаж секций крепи включает в себя: разгрузку секций; отсоединение напорного и сливного рукавов от временной магистрали; установку пробок и заглушек на элементы гидросистемы крепи; очистку секции, ее

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

разворот и транспортировку на штрек. На место извлеченных секций устанавливают рамы индивидуальной крепи в соответствии с разработанным паспортом крепления демонтажной камеры. В случае плохого состояния кровли в призабойном пространстве до начала демонтажа над крепью создается оконтуривающий настил из распилов, укладываемых на перекрытия секций механизированной крепи на последних 4–5 м подвигания лавы. Демонтированное оборудование выдается на поверхность шахты, где его подвергают ревизии с целью выявления узлов и деталей, нуждающихся в ремонте. Основными показателями, характеризующими эффективность работ по монтажу и демонтажу механизированных комплексов, являются продолжительность работ (tм-д) и трудоемкость их выполнения (Тм-д). Продолжительность и трудоемкость выполнения монтажнодемонтажных работ зависят от целого ряда факторов, основными из которых являются [3]: − длина монтажной (демонтажной) камеры и угол ее наклона; − мощность пласта (высота камеры); − расстояние транспортировки очистного оборудования по выработкам; − вид применяемых средств механизации; − технология и организации работ; − объем работ, характеризующийся металлоемкостью или количеством единиц, составляющих комплекс. Удельная металлоемкость зависит от типа и типоразмера применяемого механизированного комплекса. Трудоемкость выполнения монтажно-демонтажных работ без учета поправочных коэффициентов, учитывающих сложность условий работ по каждому виду составляющих механизированного комплекса, определяется по формуле [3] Ti м-д = Vi м-д·Нi м-д·kз,

(1)

где Vi м-д – объем работ по монтажу-демонтажу отдельных частей, составляющих механизированный комплекс (секций механизированной крепи, линейных секций скребкового конвейера, выемочной машины), шт.; Hi м-д – норма времени на монтаж-демонтаж единицы соответствующего оборудования (одной секции механизированной крепи, одной линейной секции конвейера (рештака), одного комбайна и др.), чел.-ч; kз – коэффициент, учитывающий возможные задержки при монтажедемонтаже оборудования, kз =1,5–2,0.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

Суммарная трудоемкость работ по монтажу-демонтажу комплекса составляет

Tм д 

Т

iм д

, чел.-смен.

(2)

Общая продолжительность работ по монтажу-демонтажу всего комплекса t м д   tiм  д , сут.; (3)

t iм д 

Т iм  д , сут. N зв  п см

(4)

где Nзв – количественный состав звена, выполняющего соответствующий вид работ, чел.; псм – количество рабочих смен в сутки. Расчет трудоемкости и времени выполнения на основные монтажные работы при монтаже комплекса 1МКДД для 7-й восточной лавы пласта l3 приведен в табл.1. Таблица 1 Трудоемкость и сроки монтажа комплекса 1МКДД Норма времени Объем Наименование по сборнику на работ вида работ единицу объема Viм, едиработ Hiм,чел.-ч ниц Монтаж секций конце- 8,1 на 1 секцию с 13 вых комплектов КК шагом установки 1,5 м Монтаж секций меха- 7,6 на 1 секцию с 132 низированной крепи шагом установки 1КДД 1,5 м Монтаж комбайна 103,0 на 1 ком1 РКУ-10 байн Всего

Трудоемкость работ Тiм

Сроки выполнения чел.tiм, сутки чел.-ч

смен

105,3

17,6

1,1

1003,2

167,2

10,5

103,0

17,2

1,1

1211,5

202,0

12,7

Длина лавы составляет 224 м, работы выполняет звено монтажников в составе четырех человек. Режим работ по монтажу оборудования — 4 смены по 6 часов. Аналогичным образом рассчитаны трудоемкость и время выполнения основных работ при демонтаже комплекса после окончания отработки выемочного участка. Результаты этих расчетов представлены в табл. 2.

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

Таблица 2 Трудоемкость и сроки демонтажа комплекса 1МКДД Наименование вида работ Демонтаж комбайна РКУ-10 Демонтаж скребкового конвейера СПЦ-163 Демонтаж секций концевых комплектов КК Демонтаж секций механизированной крепи 1КДД Всего

Норма времени Объем по сборнику на работ единицу объема Viд, едиработ Hiд, чел.-ч ниц 85,0 на 1 ком1 байн 3,9 на 1 линей145 ную секцию длиной 1,5 м 7,7 на 1 секцию с 13 шагом установки 1,5 м 7,3 на 1 секцию с 132 шагом установки 1,5 м

Трудоемкость работ Тiд

чел.-ч

чел.смен

Сроки выполнения tiд, сутки

14,2

0,9

565,5

94,3

5,9

100,1

16,7

1,0

963,6

160,6

10,0

1714,2

285,8

17,8

С учетом значений, приведенных в табл. 1 и 2 построены графики организации монтажа и демонтажа механизированного комплекса 1МКДД в 7й восточной лаве пласта l3, учитывающие выполнение всех монтажных и демонтажных работ. Указанные графики представлены на рис. 3. Предложенные технологические схемы подготовки монтажной камеры, монтажа и демонтажа механизированного комплекса 1КДД в 7-й восточной лаве пласта l3, позволяют уменьшить затраты, а также снизить трудоемкость и сроки монтажа и демонтажа оборудования очистного забоя за счет применения более прогрессивных способов и средств доставки оборудования по монтажной камере и его монтажа в очистном забое. Продолжительность монтажных работ при этом сокращается на 18 суток (по сравнению с фактическими данными предприятия), а демонтажа — на 12 суток. Библиографический список 1. Холопов Ю.П., Негруцкий Б.Ф., Морозов В.И.и др. Монтаж, наладка и демонтаж очистных механизированных комплексов – М: Недра, 1985. – 232 с. 2. Технологические схемы монтажа и демонтажа механизированных комплексов типа КМК98Д, КД80, 1КМ88, КМ87УМ (КМ87УМН, КМ87УМП), КМТ и КД90. – Луганск: ГОАО НИПКИ "Углемеханизация", 2000. – 211 с. 3. Борзых А.Ф., Кузьменко А.М., Сафонов В.И., Рябичев В.Д. Монтаж и демонтаж очистных механизированных комплексов угольных шахт – Донецк: Норд-Пресс, 2008. – 265 с.

Рис. 3. Графики организации монтажа и демонтажа механизированного комплекса 1МКДД

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

УДК 622.281.74

ИССЛЕДОВАНИЕ ВЛИЯНИЯ УГЛА ЗАЛЕГАНИЯ ПОРОД И ГЛУБИНЫ АНКЕРОВАНИЯ НА УСТОЙЧИВОСТЬ ВЫРАБОТОК С АНКЕРНЫМ КРЕПЛЕНИЕМ Добронос В.И., студент (ГОУ ВПО «ДонНТУ», г. Донецк)* Одним из условий эффективной и безопасной работы при поддержании выработок на шахтах Украины является обеспечение их устойчивости при минимальном расходе крепящих материалов. В этой связи, исследования закономерностей деформирования породного массива, вмещающего выработки с анкерным креплением для обоснования его рациональных параметров, являются актуальной задачей. Существующие способы и методы определения параметров анкерного крепления не позволяют однозначно определить область ее использования, рассчитать рациональные параметры крепи, обеспечивающие устойчивость выработок в течении срока службы при минимальных затратах, сдерживают ее широкое промышленное внедрение на шахтах Украины. В настоящее время, расчет параметров анкерной крепи производится в соответствии с требованиями нормативных документов, в основу которых положены представления об анкерной крепи как о несущей конструкции, работающей по схемам «Подшивка» и «Сшивка». Расчет параметров анкерной крепи, как правило, основывается на необходимости соотнести ее «несущую способность» с величиной «нагрузки на крепь», которая формируется в результате разрушения вмещающего выработку массива и реализующихся в ее полость смещений пород. При этом не учитывается влияние угла залегания пород и глубины анкерования. Такие представления о механизме взаимодействия анкерной крепи и массива приводят к ограничению области ее применения, как самостоятельной конструкции, второй категорией устойчивости выработок (смещения контура не превышают 200 мм) и завышению значений плотности установки анкеров, делая применение анкерной крепи экономически не целесообразным. Проведение шахтных экспериментов по изучению особенностей деформирования породного массива в выработках с анкерным креплением весьма трудоемко и затруднительно, связано с необходимостью учета *

Научный руководитель – д.т.н., проф. Новиков А.О.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

влияния на искомые величины множества факторов. Поэтому, для проведения исследований был выбран лабораторный метод. Задачами исследований являлось: 1. Оценить влияние угла залегания пород при схеме анкерования «сшивка» на устойчивость выработок с анкерным креплением. 2. Установить характер влияния глубины анкерования на особенности деформирования пород в кровле выработки. Для решения поставленных задач использовался метод моделирования с помощью эквивалентных материалов. Моделировались вмещающие выработку породы с прочностью на одноосное сжатие 40 МПа и глубина заложения выработки до 800 м. В качестве эквивалентного материала был принят кварцевый песок с гипсовым связующим. Моделирование проводилось в масштабе 1:100. Глубина анкерования изменялась от 1,0 до 3,0 м, а угол залегания пород от 0 до 30 град. Для сокращения количества экспериментов использовалась методика его рационального планирования . Смещения вмещающих выработку пород в модели определялись с помощью метода фотофиксации. Анкера из круглого дерева диаметром 1 мм устанавливались в кровлю выработки, после ее проведения с помощью клея ПВА. Для определения влияния глубины анкерования и угла залегания пород на особенности деформирования массива вокруг выработки, строились графики смещений игольчатых реперов в кровле и диаграммы изменения коэффициента разрыхления между реперами, в модели, вокруг выработки. Выполненные исследования позволяют сделать следующие выводы. 1. С увеличением глубины анкерования кровли (при постоянном угле залегания пород) снижается степень нарушенности приконтурного участка массива (между контурным репером и репером на удалении 1,0 м в кровлю). 2. При глубине анкерования 2 метра и более, независимо от угла залегания, заанкерованный участок массива в кровле выработки, перемещается одним блоком без существенного расслоения, при этом максимальное значение коэффициента разрыхления составляет не более 1,018, что свидетельствует об отсутствии процессов разрушения в его пределах. 3. Разрушение пород в пределах заанкерованного участка в кровле установлено только при длине анкера 1 метр. 4. Разрушение пород в пределах формирующейся в кровли выработки зоны не упругих деформации наиболее интенсивно происходит за пределами заанкерованной зоны, причем степень нарушенности пород в ней уменьшается по мере увеличения глубины анкерования. 5. При увеличении глубины анкерования с 1 до 3 метров, максимальные смещения на контуре выработки в кровле, снижаются в 1,6 раза.

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

6. Наибольший размер зоны неупругих деформаций (ЗНД), формирующийся в кровле выработки с анкерным креплением, зафиксирован в модели с углом залегания 0о градусов. Он составил 5 метров при смещениях на контуре со стороны кровли 185 мм. 7. По мере увеличения угла залегания пород (от 0 до 30 град.), размер зоны неупругих деформаций, формирующийся в кровле выработки с анкерным креплением, снижается с 5 до 3 метров. Уменьшается так же величина смещений пород на контуре со стороны кровли выработки с 185 мм до 117 мм. 8. Коэффициент разрыхления пород за пределами заанкерованной области в кровле, по мере удаления от нее вглубь массива, убывает при увеличении угла залегания пород (так например, для участка удаленного от контура в кровлю 2-3 м при α= 0о от 1,109, до 1,086 при α=30о). 9. В пределах участка ЗНД в кровлю, на удалении 3-4 м от контура, коэффициент разрыхления пород при увеличении угла залегания от 0о до 30о снижается от 1,05 до 1. 10. При увеличении глубины анкерования с 1 до 3 метров (при постоянной плотности анкерования 1 анкер/м2) смещение контура выработки в кровле уменьшается в 1,6 раза, что хорошо согласуется с результатами исследований [3]. 11. Увеличение угла залегания пород от 0 до 30 градусов (при постоянной плотности анкерования 1 анкер/м2 и длине анкеров lа=2 м) приводит к уменьшению смещений на контуре выработки со стороны кровли в 1,5 раза. 12. Разрушение пород на удалении до 1 м от контура выработки в кровлю, зафиксировано при глубине анкерования 1 м (относительные деформации составляют 5,5%), что свидетельствует о ее недостаточности при анкеровании выработки пройденной в породах с прочностью 40 МПа на глубине 800 метров. С целью проверки результатов исследований в настоящее время проводятся шахтные инструментальные наблюдения в выработках шахты «Добропольская».

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

УДК 622.281.016

ИССЛЕДОВАНИЕ ОСОБЕННОСТЕЙ ДЕФОРМИРОВАНИЯ ПОРОД НА КОНТУРЕ ПОДГОТОВИТЕЛЬНЫХ ВЫРАБОТОК, ЗАКРЕПЛЕННЫХ АНКЕРНОЙ КРЕПЬЮ Добронос В.И., студент (ГОУ ВПО «ДонНТУ», г. Донецк)* Целью работы было установление характера влияния анкерования пород кровли и боков выработки на ее устойчивость, а также влияния разгрузки пород в боках на характер деформирования кровли. Исследования проводились на моделях из эквивалентных материалов в масштабе 1:100. Модель представляла собой плоский стенд с размерами (440-335 мм), толщиной 100мм. Для изготовления моделей использовались гипсо-песчаные и песчано- парафиновые смеси. Для подбора свойств эквивалентного материала были изготовлены образцы с различным процентным содержанием вяжущего, которые в дальнейшем испытывались на одноосное сжатие. По результатам испытания образцов были построены графики зависимости прочности от % содержания наполнителя в них (гипс, парафин). В результате был произведен подбор эквивалентного материала для моделируемых условий. Было отработано пять моделей: модель с незакрепленной выработкой; модель с реальным паспортом крепления выработки анкерной крепью для конкретных условий; модель с шахтным паспортом проведения крепления в сочетании с разгрузочной щелью в боках шириной 1,5 м; модель с шахтным паспортом проведения крепления в сочетании с разгрузочной щелью в боках шириной 3 м; модель с шахтным паспортом проведения крепления в сочетании с укреплением боков анкерными розетками. Для установления характера деформирования пород в модели были заложены игольчатые репера в характерных точках. Их перемещение определялось с помощью фотофиксации. И наложение изображения по базовым точкам находящихся на раме модели. В дальнейшем строились графики смещения реперов заложенных вокруг выработки в кровле, почве и боках выработки, а также путем построения диаграмм изменения коэффициента разрыхления пород на участках между глубинными реперами, в кровле почве и боках выработки. *

Научный руководитель – д.т.н., проф. Новиков А.О.

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

Анализ полученных результатов исследований позволил сделать следующие выводы. 1. При применении в выработке разгрузочных щелей с шириной 1,5м конечные смещения пород кровли в 1,2 раза, боков в 1,6 раза, а пород почвы 1,5 раза меньше, чем смещения в выработке без дополнительных мероприятий (модель №2). 2. При применении в выработке разгрузочных щелей с шириной 3м конечные смещения уменьшаются: в кровле в 1,1 раза, в боках в 3,1 раза, в почве 4,2 раза по сравнению с шахтным вариантом (модель №2). 3. При укреплении боковых пород анкерованием розетками конечные смещения уменьшается в кровле в 2,2 раза, боках – в 3,2 раза, пород почвы в 3,6 меньше по сравнению с шахтным вариантом (модель №2). Как показали проведенные исследования, наиболее эффективным дополнительным мероприятием, обеспечивающим устойчивость пород по всему контуру подготовительной выработки, закрепленной анкерной крепью, является укрепление боковых пород анкерными розетками. Этот способ рекомендован для использования в паспортах крепления подготовительных выработок на шахте «Добропольская».

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

УДК 622.281.74

О ДЕФОРМИРОВАНИИ КРОВЛИ В МОНТАЖНЫХ ПЕЧАХ С АНКЕРНЫМ КРЕПЛЕНИЕМ Добронос В.И., студент (ГОУ ВПО «ДонНТУ», г. Донецк)* Украина по оценкам экспертов владеет 3,5% мировых запасов каменного угля (около 65 % запасов угля приходится на пласты мощностью до 1,2 м), что в условиях дефицита собственной добычи нефти и газа, неуклонного роста цен на них на мировых рынках, делает уголь надежным и долговременным энергоносителем в топливно-энергетическом балансе страны. В настоящее время около 84 % угля добывается подземным способом примерно в 570 механизированных очистных забоях, причем постоянно, сорок процентов всех работающих механизированных комплексов монтируются-демонтируются. Трудоемкость и продолжительность монтажа очистного оборудования во многом зависит от того, обеспечены ли необходимые размеры рабочего пространства и устойчивое состояние монтажных камер, и их своевременное проведение. Решение этой проблемы невозможно без широкого внедрения передового опыта эффективного ведения монтажнодемонтажных работ с использованием рациональных технологических схем и нового оборудования, а также внедрения новых технологий проведения и поддержания монтажных камер, в том числе с использованием анкерного крепления. С целью установления особенностей деформирования пород кровли в монтажных печах с анкерным креплением были проведены шахтные инструментальные наблюдения в монтажном ходке четвертой северной лавы уклона пласта m40 горизонта 200 м шахты «Добропольская». Выработка длиной 126 м (ш. «Добропольская») проводилась комбайном, в направлении сверху-вниз, с нижней подрывкой пород. На участке выработки длиной 90 м, при ее проведении, были оборудованы контурные замерные станции. Они представляли собой замерные сечения, установленные через каждый метр длины выработки с пятью фиксированными замерными точками в кровле (хвостовики установленных в кровлю анкеров) и контурным репером в почве. Первые 30 м выработки были закреплены металлической рамной крепью, а остальная часть выработки – анкерами. Плотность установки *

Научный руководитель – д.т.н., проф. Новиков А.О.

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

анкеров в кровлю – 1 анк/м2. Анкера длиной 2,4 м устанавливались под металлический подхват длиной 4,00 м. Расстояние между рядами анкеров – 1м. Бурение шпуров для установки анкеров в кровлю производилось при помощи буровой колонки расположенной на комбайне. Закрепление стального анкера в шпуре производилось химическим способом. По мере проведения выработки (с периодичностью от 2 до 6 суток), в ней проводилась теодолитная и нивелирная съемки с фиксацией координат хвостовика каждого из установленных анкеров в пределах наблюдаемого участка. Обработка результатов производилась путем построения изолиний смещений пород кровли в выработку во времени, поверхностей смещающейся кровли выработки во времени, изолиний скоростей смещений пород кровли ходка. Проведенные исследования позволяют сделать следующие выводы: 1. Деформации пород кровли в первые 9 суток наблюдений носят не равномерный характер, как во времени, так и в пространстве. Если на первые сутки наблюдений практически по всей поверхности кровли ходка скорость смещений составляла до 3 мм в сутки. Исключение составили участки 12-14 м, 23-24 м, 27-28 м, 43-45 м, 47-48 м, 52-53 м, 67-68 м и 74-75 м в пределах которых скорость смещений составила 5-8 мм в сутки. На третьи сутки наблюдений расположение участков с повышенной скоростью деформаций в кровле ходка несколько изменилось. На участках 23-24 м, 37-38 м, 43-45 м, 47-48 м, 52-53 м, 59-60 м, 74-75 м скорость смещений пород кровли на контуре ходка составила от 4 до 10 мм в сутки, а на остальной поверхности кровли ходка не превышала 3 мм в сутки. На седьмые сутки наблюдений увеличивается количество участков с повышенной скоростью деформаций в кровле ходка. В пределах участков 1011 м, 17-18 м, 19-24 м, 37-38 м, 52-53 м, 60-61 м, 68-69 м, 74-75 м и 8687 м скорость смещений пород кровли на контуре ходка составила от 4 до 8 мм в сутки, а на остальной поверхности кровли ходка не превышала 2-3 мм в сутки. 2. На 15 сутки наблюдений деформации кровли (в пределах наблюдаемого участка монтажного ходка с анкерным креплением) выравниваются. При этом в пределах участка 0-37 м среднее их значение составляет 20 мм, а в остальной части – около 30 мм. Выделяются 2 области с максимальными значениями деформаций, приуроченные к участкам 10-12 м и 41-42 м. Максимальное значение деформаций зафиксировано в пределах участка 10-12 м и составляет 60 мм. 3. На первые сутки наблюдений практически по всей поверхности кровли ходка скорость смещений составляла до 3 мм в сутки. Исключение составили участки 12-14 м, 23-24 м, 27-28 м, 43-45 м, 47-48 м, 52-53 м, 67-

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

68 м и 74-75 м в пределах которых скорость смещений составила 5-8 мм в сутки. На третьи сутки наблюдений расположение участков с повышенной скоростью деформаций в кровле ходка несколько изменилось. На участках 23-24 м, 37-38 м, 43-45 м, 47-48 м, 52-53 м, 59-60 м, 74-75 м скорость смещений пород кровли на контуре ходка составила от 4 до 10 мм в сутки, а на остальной поверхности кровли ходка не превышала 3 мм в сутки. На седьмые сутки наблюдений увеличивается количество участков с повышенной скоростью деформаций в кровле ходка. В пределах участков 1011 м, 17-18 м, 19-24 м, 37-38 м, 52-53 м, 60-61 м, 68-69 м, 74-75 м и 8687 м скорость смещений пород кровли на контуре ходка составила от 4 до 8 мм в сутки, а на остальной поверхности кровли ходка не превышала 2-3 мм в сутки. На девятые сутки наблюдений количество участков с повышенной скоростью деформаций в кровле ходка начинает сокращаться. В пределах участков 10-12 м, 20-24 м, 38-42 м, 52-53 м, 60-61 м, 74-75 м и 86-87 м скорость смещений пород кровли на контуре ходка составила от 4 до 6 мм в сутки, а на остальной поверхности кровли ходка не превышала 1-2 мм в сутки. Интенсификация смещений кровли в ходке произошла на 3-7 сутки наблюдений и связана с развивающимися деформациями в боках ходка, проявляющимися в виде разрушения и выдавливания пласта, а также пород непосредственной почвы. Установлено, что величина смещений боков ходка на 3-и сутки наблюдений составляла до 25-30 мм, при этом глубина распространения деформаций достигала 3 м. 4. На пятнадцатые сутки наблюдений происходит дальнейшая стабилизация скорости смещений пород кровли ходка. Уменьшается протяженность участков с повышенной скоростью деформаций пород кровли. Теперь только в пределах участков 7-8 м, 22-24 м, 38-39 м, 52-53 м, 5960 м, 68 м и 74-75 м скорость смещений пород кровли на контуре ходка составила от 3 до 7 мм в сутки, а на остальной поверхности кровли ходка не превышает 2-3 мм в сутки. До 70 % от конечной величины смещений кровли в ходке за период наблюдений произошли за первые 15 суток. Площадь областей с повышенной интенсивностью смещений кровли в ходке в период наблюдений составляла от 18 до 10 %. Следует также отметить, что до 80 % площади участков с повышенной скоростью деформаций пород кровли расположено со стороны забоя монтируемой лавы и приходится на первый ряд установленных анкеров. 5. За последующие 15 суток наблюдений характер распределения деформаций в кровле ходка не изменился. К моменту окончания наблюдений на 90 % площади обнажения кровли смещения выровнялись и стабилизировались, при этом среднее опускание кровли составило 35 мм, а максимальное (в пределах участка 10-12 м) – 70 мм, средняя скорость опуска-

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

ния кровли составляла около 1,5 мм в сутки, а максимальная (в пределах участка 22-24 м) – 2,5 мм в сутки. Учитывая, имеющийся опыт поддержания выработок с анкерным креплением, фактическое состояние крепи в монтажной камере и рекомендации нормативных документов по его проектированию, (согласно которым при деформациях контура на величину 1-2 % от глубины анкерования) обнажение считается устойчивым. Можно считать положительным опыт применения анкерного крепления в монтажном ходке (четвертой северной лавы уклона) пласта m40 горизонта 200 м. С целью установления особенностей деформирования породного массива, вмещающего монтажные камеры с анкерным креплением, позволяющих обоснованно принимать его параметры, намечено провести шахтные инструментальные наблюдения на глубинных замерных станциях в выработках горизонта 450 м пласта m40 шахты «Добропольская».

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

УДК 622.257

ИССЛЕДОВАНИЯ КОНСОЛИДАЦИИ ГРУНТОВ НАРУШЕННОГО СЛОЖЕНИЯ ВЯЗКОПЛАСТИЧНЫМ РАСТВОРОМ Должиков П.Н., Рыжикова О.А., Пронский Д.В., Шмырко Е.О. (АФГТ ЛГУ им. В. Даля, г. Антрацит, ЛНР) В данной работе рассмотрен метод физического моделирования, позволяющий определять деформационные характеристики и проводить исследования деформирования искусственного основания с соблюдением основных принципов подобия процессов в грунтовом массиве. Ключевые слова: искусственное основание, деформационные характеристики, сжимаемая толща, консолидация грунта, степень разуплотненности минерального скелета грунта.

С целью стабилизации деформационных процессов в грунтовом массиве и защиты от недопустимых осадок выполняют укрепление основания. Одним из средств улучшения инженерно-геологических условий строительства является создание надежного искусственного основания. Для обоснования эффективности применения такого основания использовался метод физического моделирования, позволяющий определять деформационные характеристики и проводить исследования деформирования искусственного основания с соблюдением основных принципов подобия процессов в грунтовом массиве. Процесс деформирования искусственного основания является весьма сложным, зависящим от целого ряда факторов, полное соблюдение которых при лабораторных испытаниях невозможно. Поэтому при моделировании учитывались основные характеристики и параметры, от которых зависит исследуемый процесс. В качестве исходных характеристик выбираем нагрузку на основание и величину сжимаемой толщи. Исходя из того, что процесс деформирования грунтового массива представляет собой изменение сжимающих напряжений в зависимости от прочностных характеристик грунтового массива и размеров фундаментов, функция зависимости величины осадки грунтового массива от основных параметров имеет вид: h  f  , E , b, P, h ,

где σ – прочность основания, кг/м2; Е – модуль деформации основания, кг/м2;

(1)

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

b – ширина фундамента, м; P – нагрузка на основание, кг; h – глубина сжимаемой толщи, м. На основе анализа уравнения размерностей и условия независимости переменных были полученные критерии подобия процесса консолидации грунта, которые имеют вид: 1 

h P P h ; 2  ; 3  ; 4  . 2 2 b E  h   h h

Одним из основных условий физического моделирования является соблюдение геометрического подобия системы. На практике тело затампонированного грунтового массива представляет собой неправильную форму близкую к эллиптическому сечению. Равенство для модели и оригинала критериев π1 и π4 позволяет определить линейные размеры модели. Выражая критерии подобия как отношение соответствующих величин в натуре и на модели, получим: hн hм h  b   hм  н м ; bн bм bн

hн hм h  h   hм  н м ; hн hм hн

hн  bм hн  hм b h   м  м. bн hн bн hн

Используя в расчетах фактические размеры ширины фундамента здания и величины сжимаемой толщи, вычислили коэффициент геометрической пропорциональности, который равен CL = 16. В основе физического моделирования деформирования обводненных и разуплотненных грунтов лежит способность уплотнения грунта в условиях одноосного сжатия без возможности бокового расширения образца при его нагружении вертикальной нагрузкой. Исходя из того, что основные процессы деформации грунтов в основании зависят от нагрузки по подошве фундамента, исследование деформационных характеристик грунта выполняются при штамповых испытаниях, что является аналогом фильтрационной консолидации. С целью определения нагрузки действующей на модель воспользуемся критерием подобия π2 выражающим отношение соответствующей величины в натуре и на модели:

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

b Pм  Pн   м  bн

   0,004  Pн . 

Для проведения экспериментального исследования процесса консолидации грунта была разработана конструкция стенда, приведенная на рис. 2.

Рис. 2. Схема экспериментального стенда для моделирования процесса консолидации грунта: 1 – подложка (скальный грунт); 2 – глиноцементный раствор; 3 – суглинок; 4 – перфорированный штамп; 5 – металлическая труба; 6 – металлический прут (арматура); 7 – индикатор

Стенд изготовлен в виде цилиндра из металлической трубы диаметром 100 мм и высотой 500 мм, сверху и снизу оснащенного перфорированными штампами и расположенного между прижимными плитами стационарного пресса. Для измерения вертикальных деформаций образца на верхнем штампе по центру устанавливают индикаторы. Между перфорированными штампами в металлической трубе, уплотняя слоями, укладывают грунт объемом 3,7 л. Испытания проводится с образцами грунта нарушенной структурой, обладающими искусственно приданными им свойствами и состоянием. Фрагмент экспериментального исследования моделирования процесса консолидации грунта представлен на рис. 3.

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

Рис. 3. Фрагменты экспериментальных исследований консолидации грунтов вязкопластичным раствором

Испытания проводятся с образцами грунта нарушенной структурой, обладающими искусственно приданными им свойствами и состоянием. В качестве образцов деформируемого грунта использовались рыхлые суглинки, перемешанные с раздробленным известняком. В зависимости от разуплотненности грунта плотность скелета изменялась от 1,3 до 1,8 г/см3. Результаты исследований консолидации грунтов различной степени разуплотненности приведены на рис. 4.

Рис. 4. Зависимость уплотнения образцов грунта от сжимающей нагрузки при начальной плотности скелета – 1,3 г/см3 (1), 1,5 г/см3 (2), 1,8 г/см3 (3)

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

Также, по результатам лабораторных исследований установлена зависимость коэффициента фильтрации грунта от величины объемной массы его скелета, которая на рис. 5 показана штриховой линией.

Рис. 5. Зависимость коэффициента фильтрации грунта от начальной плотности скелета

Как показывает практика, степень разуплотненности минерального скелета грунта может изменяться в значительных пределах. Для удобства анализа был проанализирован ряд грунтов с исходной объемной массой скелета с.исх=1,3; 1,4; 1,5; 1,6; 1,7; 1,8 г/см3, что позволило построить соответственно шесть зависимостей Кф = ƒ(с).

Рис. 6. Зависимости изменения коэффициента фильтрации грунта от дефицита плотности при его уплотнении

100

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

Выводы. Анализ результатов исследований позволяет сделать вывод о том, что приращение объемной массы скелета суглинка при инъекционной консолидации в практических условиях составит не более 0,45 – 0,5 г/см3, при этом, для достижения водонепроницаемости разуплотненного грунтов достаточно увеличить плотность его скелета на 25 – 40 % при с.исх = 1,3 – 1,4 г/см3, на 10 – 20 % при с.исх = 1,5 – 1,6 г/см3 и на 1 – 5 % при с.исх = 1,7 – 1,8 г/см3. На основании этого были определены величины и построена диаграмма распределения приращений объемной массы скелета грунта, для обеспечения его водонепроницаемости и устойчивости (рис. 7).

Рис. 7. Распределение приращений объемной массы скелета грунта при его консолидации

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

101

УДК 622.323

МЕРОПРИЯТИЯ ПО УМЕНЬШЕНИЮ ВЕЛИЧИН СМЕЩЕНИЯ ПОРОД В ПОДГОТОВИТЕЛЬНЫХ ВЫРАБОТКАХ Дрох В.В., Марюшенков А.В., студенты гр. РПМ-12б* (ГОУ ВПО «ДонНТУ», г. Донецк) В статье приведены возможные мероприятия по уменьшению смещению пород в подготовительных выработках схематическое выполнение усиления крепи и уменьшения смещений и порядок определения затрат на проведение предложенных мероприятий. Ключевые слова: пласт, подготовительная выработка, крепь, анкерование, забутовка, крепь усиления, предварительный распор, взрывощелевая разгрузка.

Для разработки мероприятий по уменьшению величин смещения пород проведен был обзор возможных мероприятий по активному управлению состоянием горного массива. К ним относятся: 1. Установка крепи усиления в участковых выработках. Крепь усиления представляет собой металлические податливые стойки трения или гидравлические. Устанавливаются по центру выработки или относятся к одному из боков выработки под раму крепи с использованием специальной насадки или под деревянный или металлический прогон (рис. 1). Место установки стоек определяется технологией ведения работ, но обязательно соблюдение зазоров, определенных ПБ. По длине выработки крепь усиления на участках  1 – впереди первого очистного забоя,  2 – позади первого очистного забоя и  3 – впереди второго очистного забоя. Величины  1 ,  2 и  3 определяются главным образом глубиной расположения выработки и характеристикой кровли по обрушаемости [1, 2, 3]. 2. Анкерование кровли и боков выработки (рис. 2) Наиболее эффективны металлические анкеры длиной 2м, закрепленные по всей длине быстротвердеющим химическим составом. Схема расположения анкеров должна быть увязана с шагом установки основной крепи. Анкерование производится при проведении выработки на расстоянии нескольких десятков метров от ее забоя. 3. Применение рамно-анкерной крепи (рис. 3) *

Научные руководители – к.т.н., доц. Ворхлик И.Г., к.т.н., доц. Выговская Д.Д.

102

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

Рис. 1. Установка крепи усиления в участковой выработке: 1 – спецверхняк с опорой; 2 – удлиненная насадка УГД-3; 3 – гидростойка

Рис. 2. Анкерование кровли и боков выработки

Рис. 3. Применение рамно-анкерной крепи: 1 – анкер из арматурной стали; 2 – фигурная планка; 3 – затяжка; 4 – металлическая крепь

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

103

Арочная крепь возводится обычным способом. Анкеры устанавливаются через отверстия в фигурных планках вначале в кровле, а затем в боках выработки. Анкерование завершается на расстоянии не более 6 м от забоя проводимой выработки. 4. Механизированная забутовка закрепного пространства. Производится в процессе возведения крепи забутовочными машинами МЗ-3, МЗ-6м, 3К-1. Подача забутовочного материала по горизонтали до 150м, по вертикали – до 8м. 5. Тампонаж закрепного пространства Производится в процессе возведения крепи твердеющими смесями на основе вяжущих: цемент, природный ангидрид, фосфогипс. Для приготовления смеси и подачи ее в закрепное пространство применяют машины СО-149 «Монолит»-2(3), ПБМ-2Э, СБ-67, СО-49Б, СО-85А. 6. Предварительный распор основной крепи (рис. 4)

Рис. 4. Предварительный распор основной крепи

Производится с помощью гидростоек в процессе возведения крепи. Гидростойки одним концом устанавливаются под кронштейн, а другим – на металлические подкладки, уложенные на почву выработки. 7. Упрочнение пород кровли и боков выработки нагнетанием вяжущих веществ. Производится на расстоянии 15-60м от забоя выработки. Работы ведутся в два этапа: сначала тампонируют закрепное пространство песчаноцементным раствором, а затем через 7-10 суток через шпуры длиной 2-3м

104

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

(из расчета 1 шпур на 2-2,5м2 площади породных обнажений в выработке) нагнетают цементный раствор под давлением 15 МПа. 8. Отсечное торпедирование над искусственным сооружением Скважины бурят из выработки до подхода лавы. Минимальное расстояние от забоя лавы до места торпедирования – 30м. Расстояние между скважинами – 2-5м. 9. Анкерование почвы в момент проведения выработки Производится деревянными или стеклопластиковыми анкерами (реже металлическими) длиной около 2 м с закреплением их по всей длине бетоном или полимером или с помощью замков в забое шпура. Анкеры располагаются на равном расстоянии друг от друга. У боков выработки анкеры устанавливаются с некоторым отклонением от вертикали в сторону массива. 10. Применение замкнутых рамных крепей ДонУГИ. Могут применяться металлические кольцевые податливые крепи КМП-К4 и КМП-К6. Но целесообразны лишь в выработках, проведенных в слабых породах при наличии значительного всестороннего давления или пучащих пород в почве и сроке службы выработки более 2-х лет. 11. Активная разгрузка почвы с последующим ее упрочнением (АРПУ) (рис. 5).

Рис. 5. Активная разгрузка почвы с последующим ее упрочнением (АРПУ): а – первый этап; б – второй этап; 1 – разгрузочные шпуры; 2 – инъекционные скважины.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

105

Проводиться с отставанием от забоя выработки не более 10 м. Число шпуров для разгрузки 0,8-1,0 шт./м2 площади почвы выработки, глубины шпура 1,6-1,8 м, величина зазора ВВ в каждом шпуре 1-2 патрона. Число инъекционных скважин – 75% числа шпуров для разгрузки. Нагнетается песчано-цементный раствор. 12. Взрывощелевая разгрузка почвы (ВЩР) Основные параметры способа указаны на рис. 6.

Рис. 6. Двусторонняя взрывощелевая разгрузка почвы

В шпурах производится комуфлетное взрывание ВВ массой 0,3-0,6 кг. Работа производится в непосредственной близости от проходческого забоя. 13. Скважинная разгрузка массива от повышенного горного давления. Производится бурением разгрузочных скважин в боках (боку) выработки по пласту. Длина скважин 8-10 м, диаметр 250-400 мм, расстояние между ними 0,8-1 диаметра скважины. В связи с тем, что мощность пласта m 3  1,2 м, то потребуется бурение скважин в 2 ряда. Скважины бурятся станками типа «Старт». Анализ вышеизложенных мероприятий по уменьшению смещений кровли позволяет сделать заключение, что при сравнительной технологической простоте эффективными и достаточными в условиях пласта m 3 в обоих случаях подготовки выемочных полей (при повторном использовании выработок и проведением выработок вприсечку к выработанному пространству) могут считаться установка крепи усиления (уменьшает

106

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

смещения пород в зоне временного опорного давления U1 U 2  в 1,3-2 раза), анкерование кровли и боков выработки (коэффициент уменьшения смещения – 0,8), предварительный распор основной крепи (уменьшает смещение кровли U к в 1,2 раза). По этим же соображениям эффективными мероприятиями по уменьшению смещений почвы выработки следует признать установку крепи усиления, анкерование почвы в момент проведения выработки (коэффициент уменьшения U п – 0,8), взрывощелевая разгрузка почвы (уменьшает U п в 2 раза). Анализ затрат на проведение мероприятий показывает, что камуфлетное взрывание и упрочнение почвы песочно-цементным раствором в 23 раза дороже, чем взрывощелевая разгрузка. Применение рамно-анкерной крепи – сложно, а коэффициент уменьшения U к не превышает 0,7-0,8. Механизированная забутовка и тампонаж закрепного пространства уменьшает U к в 1,25 раза, а отсечное торпедирование – в 1,2 раза. Применение замкнутых рамных крепей в целом эффективно, но дорого. То же, но еще в большей степени и активная разгрузка почвы с ее последующим упрочнением (АРПУ). Скважинная разгрузка, как было уже отмечено, уменьшает смещение почвы U п в 2,3 раза, но увеличивает смещение кровли U к на половину диаметра разгрузочной скважины. Кроме того, в перебуренной скважинами части угольного массива шириной 8-10 м происходит интенсивное растрескивание пород кровли, что в значительной мере осложняет очистную выемку при отработке следующей лавы. Анализируя и обобщая вышеизложенное приходим к выводу, что в условиях (на примере пласта m 3 ) в целях уменьшения величины смещения боковых пород в подготовительных выработках следует рекомендовать применение крепи усиления с параметрами  1  25 м,  2  65 м,  3  35 м, предварительный распор основной крепи, качественную забутовку дробленой породой закрепного пространства и взрывощелевую разгрузку почвы. При этом в каждом конкретном случае (при изменении горно-геологических условий, а, следовательно, и величин смещения боковых пород) следует применять мероприятия по уменьшению смещений исходя из общих, выше изложенных, положений и на основании техникоэкономического обоснования рационального варианта. В качестве критерия сравнения вариантов рекомендуется величина удельных эксплуатационных затрат (руб./т), представляющая собой отношение суммы учитываемых эксплуатационных затрат на проведение мероприятий к промышленным запасам угля в пределах выемочного поля.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

Cэ 

С  min , Z пр

107

(1)

где  C – сумма учитываемых эксплуатационных затрат на проведение мероприятий, руб.; Z пр – величина промышленных запасов в выемочном поле, т. Наиболее приемлемыми и конкурентоспособными способами подготовки выемочных полей в условиях доработки пласта m 3 является способ подготовки выемочных полей с повторным использованием выработок при их охране односторонними бутовыми полосами и способ подготовки путем проведения выработок вприсечку к выработанному пространству после полной отработки верхней лавы. В качестве мероприятий по уменьшению смещений пород в подготовительных выработках, обеспечивающих нахождение выработок в нормальном эксплуатационном состоянии, рекомендуется принять: установку крепи усиления, предварительный распор основной крепи, качественную забутовку закрепного пространства и взрывощелевую разгрузку почвы. При изменении горно-геологических условий, а, следовательно, и величин смещений боковых пород, следует принять целесообразные в этих условиях мероприятия по их уменьшению, руководствуясь общими и частными положениями, изложенными в 8.4, а также пересмотреть, при доказательной необходимости, и собственно способ подготовки выемочных полей. Библиографический список 1. Указания по рациональному расположению, охране и поддержанию горных выработок на угольных шахтах СССР. Издание 4-е, дополненное. – Л.: ВНИМИ, 1986. – 221с. 2. Охрана и ремонт горных выработок (под ред. К.В. Кошелева). – М., «Недра», 1990. – 218с. 3. Методические указания к курсовому и дипломному проектированию по курсу «Управление состоянием породного массива» (раздел «Подготавливающие и участковые выработки») для студентов специальности 7.090301 всех форм обучения. – Донецк, 2002, – 102с.

108

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

УДК 622.281

АНАЛИЗ СУЩЕСТВУЮЩИХ РЕШЕНИЙ, НАПРАВЛЕННЫХ НА ПОВЫШЕНИЕ УСТОЙЧИВОСТИ КРЕПИ В ПОДГОТОВИТЕЛЬНЫХ ВЫРАБОТКАХ Зеленюк В.О., студент (ГОУ ВПО «ДонНТУ», г. Донецк)* Как показывают результаты обследований состояния подготовительных выработок, проведенных независимыми организациями, среди основных причин потери устойчивости выработок, поддерживаемых вне зон влияния очистных работ, являются: несоответствие параметров применяемых крепей горно-геологическим и техническим условиям поддержания; отсутствие контакта крепи с породным массивом после ее возведения, а также последующие нарушения устанавливающегося в массиве равновесного состояния горными работами. Анализ технической литературы, посвященной повышению устойчивости выработок, свидетельствует о наличии большого количества разно направленных векторов, характеризующих предлагаемые пути решения этой сложной проблемы. Так, в ряде работ авторы отмечают тот факт, что более благоприятные условия поддержания обеспечиваются в выработках, проводимых комбайнами. Однако, по утверждениям авторов других работ, влияние способа проведения на устойчивость выработки зафиксировано лишь в течение 8-12 месяцев после ее проведения. В то же время, производственный опыт показывает, что область применения большей части парка проходческих комбайнов ограничена прочностью вмещающих выработки пород до 40 МПа. При использовании буро-взрывной технологии проведения выработок, устойчивость приконтурного массива повышают путем применения контурного взрывания. Этот способ значительно снижает интенсивность трещинообразования во вмещающих породах по сравнению с обычным взрыванием (так, доказано, что при контурном взрывании по песчанику глубина трещинообразования в 7-8 раз, а по сланцу в 3-4 раза меньше). При этом обеспечивается более точное оконтуривание поперечного сечения, уменьшается амплитуда неравномерностей породных обнажений, а следовательно, и концентрация действующих напряжений. В настоящее время совершенствование контурного взрывания идет по пути разработки технологий, предусматривающих выполнение на стенках шпуров профильных надрезов, ориентированных по направлению отбойки. *

Научный руководитель – д.т.н., проф. Новиков А.О.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

109

Вместе с тем, широкому применению контурного взрывания в отрасли препятствует то, что существующее бурильное оборудование не позволяет бурить оконтуривающие шпуры вплотную к проектному контуру, параллельно оси выработки. К другим направлениям повышения устойчивости металлических арочных крепей в выработках являются многочисленные попытки создать систему «крепь-массив» с учетом вектора преобладающих смещений в породной толще («подогнать» крепь под массив) и времени возникновения плотного контакта между крепью и массивом. Для этого отечественными и зарубежными разработчиками крепей предложено большое количество конструкций, призванных решить эти проблемы. Так, в ДПИ разработана крепь АПК-4, состоящая из четырех взаимозаменяемых элементов, соединенных тремя замками, которые перемещаются вместе со звеньями при работе крепи в режиме податливости. Конструкция хорошо зарекомендовала себя в условиях интенсивных боковых нагрузок. В Кузбассе разработана и применяется подковообразная арочная трехзвенная крепь, хорошо сопротивляющаяся боковым смещениям и нагрузкам. В ИГД им. А.А. Скочинского предложена крепь МПК-А4, верхний сегмент которой состоит из двух отрезков профиля СВП, соединяемых между собой податливым кулачковым узлом. Наличие податливого узла в своде арки обеспечивает боковую податливость. В СанктПетербургском горном институте создана складная металлическая крепь. Каждая рама крепи состоит из двух криволинейных стоек и верхняка, соединяемых специальными замками, выполняющими одновременно функции узлов податливости и шарниров. В зависимости от величины и направления прогнозируемых смещений элементы крепи могут быть соединены по трем различным схемам. Для условий всестороннего горного давления разработаны также конструкции кольцевых податливых крепей Ш1К4, КПК, КПК-ПЛ. В Германии разработана многозвенная крепь увеличенной податливости, обеспечивающая плотный контакт крепи с боковыми породами. Она состоит из однотипных звеньев, которые в зоне податливости скрепляются соединительными накладками. Во всех разработанных в последние годы крепях, кроме изменения конфигурации, конструкции и расположения по периметру элементов податливости совершенствовались также и они сами, а также профили, используемые для изготовления крепей. Рассмотренные выше конструкции рамных крепей в настоящее время имеют весьма ограниченное применение из-за сложности изготовления, наличия конструктивных недоработок, сложности возведения и организационных причин.

110

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

Для улучшения условий работы крепи в выработках с длительным сроком службы применяется тампонаж закрепного пространства. Вместе с тем, ряд ученых неоднозначно оценивают влияние жесткости материала создаваемой тампонажной оболочки на работу податливой крепи. Кроме того, для ведения работ необходимо не только специальное оборудование, но и предварительное выполнение работ по герметизации (изоляции) выработки, что делает способ трудо- и материалоемким. Для тяжелых горно-геологических условий были разработаны комбинированные конструкции крепи, нашедшие в последние годы широкое распространение (объем применения до 5 %): анкер-металлическая, АНТ (арка, набрызг, тампонаж), ШСНГ (штанга, сетка, набрызг, тампонаж) и другие, в которых поддерживающие элементы тем или иным способом связываются для обеспечения совместной работы с приконтурным массивом. Вместе с тем, эти конструкции имеют ряд технологических недоработок, а механизм их работы, с точки зрения геомеханики, до сих пор недостаточно изучен. Поскольку преобладающим видом крепи в настоящее время остается арочная податливая, то в целом ряде работ для повышения ее устойчивости предлагается применять различные способы усиления крепи, увеличения ее жесткости в направлении преобладающих смещений без существенных конструктивных изменений. Так, например, предлагается использовать напрягающую стяжку на уровне замков податливости, устанавливаемую при помощи винтовых домкратов. Это, по замыслу авторов, создает в верхняке крепи крутящий момент, направленный в противоположную сторону моменту от внешней косонаправленной нагрузки. В ряде работ авторами установлена взаимосвязь между качеством, а также свойствами забутовки закрепного пространства с последующей устойчивостью выработки. В работах авторами предлагается заполнять пустоты за крепью измельченной породой с помощью специальных забутовочных машин, укладывать за крепь тканевые рукава с твердеющими смесями, заполнять закрепное пространство пенопластом. Все выше названные выше способы на шахтах практически не используются, поскольку для их реализации требуется дополнительное оборудование, разместить которое весьма сложно в стесненных условиях проходческого забоя. Кроме того, забутовку закрепного пространства практически невозможно совместить с другими технологическими процессами в забое, что снижает темпы проходческих работ. В последние 20 лет в ДонНТУ и ДонГТУ были разработаны способы охраны, направленные на сглаживание технических огрехов (устранение переборов пород) в технологии выемки породы при проведении выработок. Они основаны на использовании идеи взрывной забутовки закрепного

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

111

пространства путем взрывания зарядов рыхления, одновременно выполняющих функцию локальной разгрузки пород от повышенных напряжений. Из-за необходимости точно соблюдать технологию и параметры работ при общей высокой культуре производства, способы широкого применения на шахтах не нашли. Большое количество теоретических и экспериментальных работ посвящено использованию в выработках способа инъекционного упрочнения пород, направленного на обеспечение совместной работы крепи и приконтурного массива для улучшения состояния крепи. Опыт применения способа показывает, что инъекция скрепляющих растворов в массив на глубину до 3,0 м под давлением до 3,0 МПа – более эффективное средство влияния на устойчивость крепи, чем тампонаж закрепного пространства. Необходимым условием применения инъекционного упрочнения является наличие вокруг выработки трещиноватой зоны. Для реализации способа необходимо специальное оборудование и большой объем работ по бурению и подготовке инъекционных скважин. Большим количеством исследователей доказано, что быстрому вводу податливой крепи в работу способствует ее предварительный распор. Для этого при установке крепи она принудительно вдавливается в породное обнажение, при этом за счет смятия и уплотнения пород обеспечивается их лучший контакт с крепью. С целью снижения напряжений во вмещающих выработку породах, а также сохранения природной прочности пород и вовлечения их в совместную работу с крепью для охраны выработок, в ДонУГИ и ДПИ был предложен ряд способов охраны на основе локальной разгрузки. Это способы скважинной разгрузки и взрыво-щелевой разгрузки. Несмотря на свою простоту и получаемый положительный эффект, способы не нашли на шахтах широкого применения по следующим причинам. Бурение скважин необходимо производить вне зон опорного давления и его невозможно совмещать с процессами проходческого цикла. Кроме того, применение способов на 10-15 % увеличивают смещения пород со стороны кровли, возникают сложности с поддержанием сопряжений «лава-штрек». Способ взрыво-щелевой разгрузки малоэффективен в условиях слабометаморфизованных и обводненных пород. На основе способов локальной разгрузки и укрепления, в КГМИ и ДПИ были разработаны способы охраны АРПУ и взрыво-укрепления. Сущность первого заключается в перераспределении напряжений вокруг выработки путем их разгрузки, с отделением части пород от массива и последующим использованием их в качестве естественного строительного материала для создания в почве выработки грузонесущего обратного сво-

112

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

да из укрепленных пород. Разгрузка осуществляется взрыванием в шпурах камуфлетных зарядов ВВ. Затем бурят тампонажные шпуры, в которые нагнетают скрепляющий раствор. Образованная В почве разгруженная зона меняет соотношение высоты и ширины выработки. Она приобретает эллиптическую форму, благодаря чему концентрация напряжений в массиве уменьшается, что увеличивает устойчивость выработки в целом. Способ взрыво-укрепления предусматривает одновременное выполнение работ по разгрузке породного массива и его укреплению. Сущность его состоит в бурении шпуров в приконтурный массив с размещением ампул со скрепляющим составом и зарядов ВВ. При взрывании происходит рыхление пород по длине шпура, разрушение оболочек ампул и проникновение скрепляющего раствора (пенополиуретана, эпоксидной смолы с отвердителем) в образовавшиеся трещины. К недостаткам данных способов следует отнести высокую их трудоемокость и материалоемкость, а также необходимость наличия дополнительного оборудования. В конце 80-х годов прошлого века в ДПИ был разработан способ поддержания выработок «крепь-охрана», который реализует идею совмещения разгрузки вмещающего массива от повышенных напряжений с процессом крепления. Сущность способа состоит в образовании на заданном удалении от контура выработки зоны разрушенных пород, что достигается путем взрывного раскрепления трубчатых анкеров, устанавливаемых по периметру выработки в радиально пробуренных шпурах. Приконтурный целик пород, усиленный анкерами, призван выполнять роль крепи. Проведенный анализ технических решений, направленных на повышение устойчивости рамного крепления в выработках показывает, что наиболее перспективным направлением является разработка комбинированных способов охраны, позволяющих, с одной стороны, изменять направление преобладающих смещений пород в выработку, обеспечивая паспортные условия работы крепи, а также ее плотный контакт с вмещающим массивом, а с другой стороны – максимально вовлекать приконтурный массив в совместную работу с крепью и использовать при этом природную прочность вмещающих пород. Кроме того, предлагаемые способы должны быть составной частью технологии проведения и крепления выработки.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

113

УДК 622.281

ОПЫТ ПОДДЕРЖАНИЯ ПОДГОТОВИТЕЛЬНЫХ ВЫРАБОТОК РАМНЫМИ КОНСТРУКЦИЯМИ КРЕПИ И ПЕРСПЕКТИВЫ ИХ РАЗВИТИЯ Зеленюк В.О., студент (ГОУ ВПО «ДонНТУ», г. Донецк)* В статье проанализирован опыт поддержания подготовительных выработок различными рамными конструкциями крепи и тенденции её развития ,в том числе на ближайший период.

Устойчивый интерес к проблеме крепления и поддержания горных выработок на угольных шахтах в последние десятилетия неразрывно связан с возрастающими требованиями к прочности и надежности применяемых конструкций крепей в усложняющихся горно-геологических условиях отработки месторождений, интенсификацией проявлений горного давления. С промышленным освоением металлопроката в 40-е годы 19 века стальные рамные крепи начали широко применяться в практике подземного строительства шахт Германии и Чехии. Первоначально в горных выработках использовали жесткие рамы из стального двутаврового профиля или рельса, соединяемых при помощи планок и болтов. Однако значительные смещения породного контура приводили к недопустимым деформациям крепи и необходимости ее ремонта, поскольку жесткая конструкция может приспосабливаться к смешению пород только ценой остаточной деформации с последующим разрушением элементов рамы. В этой связи к началу XX века жесткие металлические конструкции считались непригодными для крепления горных выработок. Поэтому в дальнейшем совершенствование стальных рамных крепей шло по пути увеличения их работоспособности и приспособления (адаптации) к формоизменению сечения выработки. Для этого на первом этапе (до 1924 г.) в конструкцию стальной арочной крепи были введены дополнительные шарниры, позволившие снизить неравномерность распределения внешних нагрузок за счет их передачи на окружающие крепь породы. Особая заслуга по внедрению шарнирных арок принадлежит фирме «Ф.В. Моль и сыновья», благодаря которой в 30-40-е годы 20 века стальная рамная крепь находит массовое применение на угольных шахтах Рура. На втором этапе, в 1932 году фирма «Тиссен-Хайнцман» (Германия) разрабатывает парные желобчатые профили различных ти*

Научный руководитель – д.т.н., проф. Новиков А.О.

114

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

поразмеров и удачную конструкцию их соединений (прототип нынешних замков податливости). Благодаря этому рамная крепь стала податливой и, сохранив свои функции, получила возможность «уходить» от горного давления без разрушения, приспосабливаясь к смешениям породного контура. После второй мировой войны металлические податливые крепи получают широкое распространение в большинстве промышленно-развитых стран. К концу 50-х годов 20 века стальной рамной крепью поддерживалось: в Германии – до 50 % горных выработок, во Франции – более 60 %, в Англии – более 70 %, в Бельгии – до 90 %. С 50-х годов 20 века началось широкое использование стальных рамных крепей на шахтах бывшего СССР. Большой вклад в разработку стальной рамной крепи внесли отечественные научные школы, возникшие на базе горных вузов и отраслевых институтов. Первоначально работы по конструированию и внедрению рамных крепей были сосредоточены в ДонУГИ (г. Донецк). Здесь были разработаны параметрический ряд взаимозаменяемых специальных профилей (СВП), особые стали для изготовления элементов крепи, созданы нормативные материалы по изготовлению и применению податливых крепей типа АП (Комиссаров М.А., Зигель Ф С. и др.). Большой вклад в разработку конструкций равно-радиусных крепей, обеспечивающих поддержание подготовительных выработок в условиях наклонного и крутого падения на шахтах ЦРД, внесли проф. С.Я. Липкович и С.В. Краснов. Важные исследования по изучению взаимодействия металлической податливой крепи с массивом и определению нагрузок на крепь быль проведены в 60-е 70-е годы 20-го века проф. Ю.3. Заславским, проф. И.Л. Черняком и проф. Ю.М. Либерманом. В Институте Горного Дела им. А. А. Скочинского (г. Люберцы) под руководством проф. М.Н. Гелескула и проф. Е.С. Киселева примерно в эти же годы были изучены вопросы повышения производительности труда и экономии металла на горно-подготовительных работах, созданы новые стальные податливые крепи типа МПК, МИК с кулачковыми и клиновыми узлами податливости. Научной школой проф. В.Н. Каретникова и В.Б. Клейменова (Тульский Государственный Технический Университет, г. Тула) были разработаны методы автоматизированного расчета крепи как пространственной системы, предложены новые элементы для пространственного усиления конструкций, улучшенный специальный профиль СВПУ и др. Оригинальные, исследования проведены в Санкт-Петербургском Государственном Горном Университете проф. В.В. Смирняковым, который

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

115

одним из первых создал шарнирно-податливый узел соединения несущих элементов крепи и разработал ряд крепей повышенной податливости. При освоении угольных месторождений Западного Донбасса, где выработки проходились и поддерживались в слабых, склонных к размоканию породам, большой вклад в совершенствование конструкций и технологии возведения стальных рамных крепей внесли ученые: проф. А.П. Максимов (НГА Украины), проф. Г.С. Пиньковский (Днепрогипрошахт), проф. Б.М. Усаченко (ИГТМ АН Украины), проф. Ю.М. Халимендик, проф. В.И. Бондаренко (НГУ) и др. Нормативные материалы по расчету и применению крепи в горных выработках были разработаны во ВНИМИ (г. С.-Петербург) и НИИОМШС (г. Харьков) под руководством проф. И.Г. Коскова и проф. В.П. Дружко. Большой вклад в решение проблемы управления усилиями в рамных крепях, разработку способов и средств повышения работоспособности конструкций, разработку методов оценки и прогноза взаимодействия крепи и вмещающего массива внесли ученые ДонГТУ (г. Алчевск): проф. Г.Г. Литвинский и Г.И. Гайко. Задача снижения расхода металла в стальных рамных крепях путем применения анкеров решена в КузНИИшахтострое проф. Ерофеевым Л.М. (г. Кемерово). Большое разнообразие конструктивных решений стальных рамных крепей и значительный диапазон их рабочих характеристик, позволяющий подбирать конструкции для широко круга геомеханических условий поддерживаемых выработок, сделали рамные крепи фактически универсальным средством крепления горных выработок. Для подготовительных выработок угольных шахт Украины наиболее используемой была и остается разработанная ДонУГИ в 70-е годы 20-го века арочная податливая крепь из спецпрофиля СВП: трехзвенная – АП-3 (или КМП-А3 и модификация с удлиненными стойками) и 5-ти звенная (АП-5 или КМП-А5). Объемы применения арочной крепи в подготовительных выработках – до 95 % от общего объема проведения. На шахтах таких развитых угледобывающих стран как Россия, Польша, Чехия, Германия и Китай рамные крепи также являются наиболее распространенными конструкциями. По данным ряда исследований (в том числе Ю.З. Заславского) с увеличением глубины разработки с 500 м до 1000 м смещения боковых пород в подготовительных выработках выросли в три раза, а воспринимаемые крепью нагрузки – в 2,0 раза. Несмотря на это (по данным В.Г. Лисичкина и К.В. Кошелева), в подавляющем большинстве случаев, деформированные податливые крепи, работая за пределами своего паспортного эксплуа-

116

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

тационного режима работы, обеспечивают остаточную несущую способность. При этом нагрузка на крепь, при запредельном деформировании несущих ее элементов, перераспределяется по периметру рамы, а смещения элементов крепи происходят с постепенной (поэтапной, достаточно плавной) потерей устойчивости, без разрушений. При этом сохраняется значительная часть от первоначального сечения выработки (рабочего пространства). Все это позволяет считать металлическую арочную податливую крепь одной из наиболее безопасных конструкций. По данным исследований, выполненных Н.В. Гавриловым, В.И. Бондаренко и Л.В. Байсаровым, кроме высокой надежности, стальная рамная крепь является конкурентоспособной по стоимости крепления, уступая только нарызгбетонной и анкерной крепям, которые имеют ограниченную область применения по устойчивости вмещающих пород и условиям разработки. Вместе с тем, применяемые в настоящее время рамные крепи имеют и очень существенные недостатки, выявленные в процессе их эксплуатации. В ряде же случаев, как показывает производственный опыт, отмечено их полное не соответствие условиям больших глубин и интенсивного проявления горного давления. Так, по данным обследований состояния горных выработок на шахтах, проведенных ДонНТУ, ДНУ, ДонГТУ и др. типовые рамные крепи деформированы и требуют ремонта в 30-50 % обследованных выработок. Как система крепления, арочная крепь имеет ряд недостатков. Она фактически не поддерживает выработку до тех пор, пока вмещающие породы не разрушатся и не начнут смещаться в выработку, нагружая рамы крепи. То есть, крепь работает в пассивном режиме и не препятствует разрушению вмещающего массива. Кроме этого основными недостатками арочной крепи являются: большая металлоемкость; крепь не включается в работу сразу после обнажения проектного контура выработки, невозможность полной механизации процесса крепления (затяжка рам и забутовка закрепного пространства производятся вручную); не соответствие условиям ее нагружения (нет соосности между направлениями податливости крепи и наибольших смещений контура выработки). Проведенные многочисленные экспериментальные исследования и опыт поддержания выработок показывают, что обеспечить их нормальное эксплуатационное состояние в течение всего срока службы можно лишь путем использования несущей способности породного массива, вмещающего выработки. Поэтому, одним из перспективных направлений совершенствования рамных конструкций в последние годы стало применение анкерно-рамных и рамно-анкерных конструкций крепи.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

117

Крайне негативным следствием применения типовых металлокрепей в сложных горно-геологических условиях, кроме роста стоимости поддержания выработок, является невозможность увеличить нагрузку на очистной забой и интенсивность отработки запасов. Так, на шахтах им. А.А. Скочинского, им. Челюскинцев, ш/у «Октябрьская», им. А.Ф. Засядько, «Щегловская-Глубокая», им. А.Г. Стаханова и др., где глубина ведения работ превышает 900 м, стоимость перекрепления 1 п.м выработки на 30 % и более превышает стоимость ее крепления при сооружении. В условиях выше перечисленных шахт все подготовительные выработки при столбовой системе разработки обязательно 1 раз перекрепляются, а при комбинированной или сплошной системе разработки – 2-3 раза. При этом, из-за плохого состояния подготовительных выработок суточная нагрузка на лаву не превышала 700-800 т. Совершенствование конструкций рамных крепей в последние десятилетия развивалось по следующим направлениям: − уменьшение металлоемкости крепи; − максимальное упрощение конструктивных элементов; − упрощение технологии изготовления крепи. Приоритетными мероприятиями при этом было использование низколегированных сталей с более высокими прочностными свойствами и прокатных профилей с повышенными статическими показателями (КГВ). Конструкции крепежных рам упрощались за счет исключения электросварки на участках опирания стоек на подошву выработки («подпятник»), сокращения длины нахлестки элементов в замках и количества межрамных стяжек. У профиля КГВ, несмотря на достигаемое снижение металлоемкости крепи на 4 % при постоянной несущей способности и увеличении на 30 % рабочего сопротивления запас прочности еще ниже – 1,1-1,2. Опыт применения сталей с более высокими прочностными свойствами был направлен на снижение размера профиля на ступень при том же сечении. Однако при этом рабочее сопротивление крепи снизилось на 1222 %, а за счет повышения хрупкости стали возросла деформация несущих элементов крепи. Другой известной тенденцией развития средств крепления выработок (в том числе и рамных конструкций) последние 3-4 десятилетия остается увеличение площади поперечного сечения подготовительных выработок. Так, если в 70-е годы 20-го века значение средней площади поперечного сечения для откаточных штреков не превышало 11,2 м2 , то в 2003 году оно составляло уже 14,8 м2, а в настоящее время достигает 16-18 м2. По данным обследований состояния горных выработок, проведенных ДНУ в 2008-2010 годах, крепи с сечением до 11,2 м2 практически не ис-

118

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

пользуются (4 %); с сечением 13,8 м2 – 37 %; с сечением 15,5 м2 – 25 %; с сечением 18,3 м2 – 29 %; и с сечением 19 м2 и более – 5 %. Следует отметить, что рамы с поперечным сечением в свету до 11,2 м2 , которые наиболее часто встречались 25-30 лет назад, в настоящее время практически не используются, а преобладающие сейчас сечения 13,8 м2 зачастую оказываются не достаточными и вытесняются сечениями 15,5 м2 и 18,3 м2. На шахтах с особо тяжелыми условиями поддержания преимущественно используются крепи трехзвенные, с удлиненными стойками с сечением 18,3 м2. Вместе с тем, опыт применения трехзвенных крепей с удлиненными стойками (сечение 18,3 м2) и пятизвенных крепей оказался отрицательным, так как улучшения состояния выработок добиться не удалось. Еще одна тенденция развития рамного крепления связана с применением более тяжелых профилей. Так, к 1983 году, спецпрофиль СВП-14 вышел из употребления, а удельный объем применения спецпрофиля СВП-17 снизился в 5,9 раза (с 20 % до 3,4 %). К 2003 году, СВП-17 также вышел из употребления. Из года в год сокращается объем применения СВП-19. Основными типоразмерами в настоящее время являются СВП-22, СВП-27 и СВП-33, что связано с увеличением средних сечений поддерживаемых выработок изготавливаемых из профилей больших размеров. В процессе обследования состояния крепей на шахтах Западного Донбасса, проводимого В.Я. Кириченко, была выявлена тенденция изготовления металлокрепи из более тяжелых типоразмеров профиля, чем это необходимо по техническим условиям. Это объясняется стремлением производственников повысить несущую способность типовых рамных крепей. Такая экстенсивная тенденция развития рамного крепления малоэффективна и связана с отсутствием альтернатив при выборе типа крепи. Результатом такого подхода явилась негативная тенденция увеличения плотности установки рамной крепи, которая уже сейчас привела к росту металлоемкости крепи до 1,2 тонны на 1 п.м выработки. В последние десятилетия неуклонно происходит изменение геомеханической ситуации при отработке угольных пластов на больших глубинах. Возрастают не только смещения вмещающих выработки пород, изменяется характер и интенсивность протекающих во вмещающем выработки массиве деформационных процессов. Это приводит не только к резкому увеличению затрат на поддержание выработок, но и практически сводит на нет одно из основных преимуществ наиболее перспективных столбовой и комбинированной систем разработки, обеспечивающих при нагрузке на лаву 3,0-3,5 тыс. тонн в сутки необходимую экономичность отработки запасов. Вместе с тем, объем их применения на шахтах Украины в 2012 году

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

119

составил более 80 %, а объем добываемого там угля − более 90 % с использованием современных механизированных комплексов. Однако суточные нагрузки на лаву только в 50 % случаев превышают 1500 т/сут, перекрывая минимальный порог окупаемости таких комплексов как 3КД-90. Основной причиной такой ситуации следует считать не удовлетворительное состояние всех поддерживаемых конвейерных и вентиляционных выработок, в том числе и на уровне «окна лавы». В настоящее время до 55% участковых затрат приходится на ремонт и поддержание выемочных штреков, а также комплекс работ на сопряжениях. Использование для поддержания конвейерных выработок старых типовых рамных крепей, имеющим не соответствующие новым условиям силовые и кинематические характеристики не позволяет обеспечить эффективность отработки запасов при столбовой системе разработки. Одним из радикальных путей решения этой проблемы является переход на безнишевую технологию, с выносом концевых приводов лавного конвейера в пределы сечения выемочных штреков. Однако это условие в новой геомеханической ситуации, при использовании стальных крепей старого типа, стало непреодолимым препятствием при решении задачи обеспечить высокие технико-экономические показатели работы добычных участков. По мнению экспертов, наиболее перспективной считается тенденция, направленная на повышение несущей способности крепи за счет изменения формы поперечного сечения выработки и типа рамной конструкции. До 80-х годов 20 века, в Украине, идея создания рамных крепей эллиптической формы считалась не осуществимой по техникотехнологическим причинам. Переходным техническим решением стали разработанные трех-шарнирные крепи КС-4, прошедшие успешную апробацию на шахте «Южно-Донбасская №3» в 1994-1995 гг. В начале 80-х годов прошлого века были разработаны две конструкции рамной крепи, приближающейся по форме к эллипсу: КЭП и КШПУ. Крепь типа КЭП была разработана МакИСИ и успешно использовалась в системе Укршахтостроя. Однако, для крепления штреков она не подошла из-за ограниченной податливости (от 120 до 200 мм). Крепь КШПУ была создана для условий Западного Донбасса и по сравнению с АП-3 показала лучшую несущую способность и более высокую устойчивость. Дальнейшее развитие тенденция изменения формы поперечного сечения выработок нашла при разработке пятизвенной крепи типа КМП-А5С (разработчик Донбасский НЦ при АГН Украины) и четырехзвенной крепи КМП-А4К (разработанной на основании опыта применения рамных крепей на шахтах Германии). Однако эти конструкции крепи широкого распро-

120

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

странения не получили из-за необходимости иметь в забое дополнительное оборудование для монтажа и более сложной технологии сборки. Анализируя объемы и области применения стальных арочных крепей, количество выпускаемых конструкций, а также изобретения, продлевающие срок эксплуатации рамных конструкций, проф. Г.Г. Литвинский делает вывод об их S-образном характере развития во времени, как любой технической системы. Так как система уже прошла исходный этап быстрого совершенствования и последующий этап стабильного роста, то темпы ее развития начинают спадать, хотя объемы применения еще достаточно высоки. В дальнейшем, в соответствии с «законом жизни технических систем», стальная рамная крепь скорее всего вытиснится принципиально иной системой крепления (анкерные, породонесущие конструкции и др.). Однако, в ближайшие 10-20 лет это маловероятно из-за высокой инерционности развития горной промышленности. Более вероятно, что рамная крепь перейдет на существенно более высокий уровень своего технического развития. Наиболее перспективными направлениями совершенствования металлического рамного крепления для подготовительных выработок является изменение формы поперечного сечения и конструкции крепи, а также использование комбинированных конструкций на основе анкерных систем, позволяющих за счет вовлечения вмещающих пород в совместную работу с крепью существенно увеличить ее несущую способность.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

121

УДК 622.28.044:622.261.2

О СВОЕВРЕМЕННОСТИ ПРИМЕНЕНИЯ СПОСОБОВ ОХРАНЫ ГОРНЫХ ВЫРАБОТОК Зеленюк В.О., студент (ГОУ ВПО «ДонНТУ», г. Донецк)* Угольная промышленность – одна из ведущих отраслей народного хозяйства, важнейшая задача, которой в условиях рыночной экономики состоит в повышении эффективности производства, снижении себестоимости продукции. Большим резервом повышения эффективности работы угольных шахт является совершенствование способов крепления и поддержания горных выработок, поскольку в себестоимости одной тонны угля до 45 % занимают затраты на поддержание. Применяемая в настоящее время металлическая арочная податливая крепь, которой закреплено до 90 % протяженности поддерживаемых горных выработок, практически исчерпала свои возможности и не обеспечивает устойчивое состояние выработок на больших глубинах и в сложных горно-геологических условиях. В настоящее время до 25-30 % поддерживаемых выработок ремонтируются с затратами на ремонт до 15,0 тыс.грн./м. Существенно улучшить состояние выработок можно путем применения дополнительных мероприятий (нагнетание скрепляющих растворов, анкерование и др.), позволяющих управлять напряженнодеформированным состоянием массива и использовать его несущую способность. Вместе с тем, опыт применения таких мероприятий (в частности рамно-анкерной крепи) показывает, что технический эффект существенно зависит от своевременности их реализации. Как показывают проведенные исследования[1], выполнение локальных дополнительных мероприятий, направленных на повышение устойчивости выработок после образования зоны разрушенных пород на глубину более половины ширины выработки, технически неэффективно. Так, в настоящее время отсутствуют научно обоснованные рекомендации по определению времени и места установки анкеров относительно проходческого забоя. В этой связи установление особенностей формирования вокруг выработок зоны разрушенных пород во времени является весьма актуальной задачей. В научно-технической литературе представлено большое количество работ, посвященных изучению механизма формирования вокруг горных выработок зоны неупругих деформаций и прогнозированию проявлений *

Научный руководитель – д.т.н., проф. Новиков А.О.

122

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

горного давления. Это работы В.Т. Глушко, Л.М. Ерофеева, Ю.З. Заславского, А.Н. Зорина, К.В. Кошелева, Н.Н. Касьяна, И.Л. Черняка, А.Н. Шашенко, и др. Вместе с тем размеры этой зоны и время ее формирования и определяют сроки выполнения дополнительных мероприятий по повышению устойчивости. Задача исследований – установление особенностей формирования зон разрушенных пород во времени, вокруг выработок с рамным креплением, для обоснования сроков выполнения дополнительных мероприятий, направленных на повышение устойчивости выработок (в том числе – сохранение природной прочности вмещающих пород). Для решения поставленной задачи анализировались результаты шахтных инструментальных наблюдений по 13 глубинным замерным станциям, выполненных проф. И.Л. Черняком, проф. Ю.З. Заславским и авторами статьи. Характеристика горнотехнических условий в местах заложения замерных станций представлена в таблице 1. Таблица 1

Критерий устойчивости пород, γH/σсж, ед.

Сечение выработки в свету, м

2-й западный конвейерный штрек пл. h8 шахты «Шахтерская Глубокая»

ПС

1050

13,5

КМП-А5

0,525

6-й восточный вентиляционный штрек пл. l4 шахты им. Челюскинцев

ПС

720

7,0

КМП-А3

0,391

Восточный кор. полевой вентиляционный штрек шахты «Бутовская Глубокая»

ПС

1006

11,2

КМП-А3

0,662

Восточный парн. полевой вентиляционный штрек шахты «Щегловка Глубокая»

ГС

780

8,9

КМП-А3

0,609

Тип крепи

Глубина заложения выработки, м

Средняя прочность пород, МПа

Название выработки

Наименование вмещающих пород

№ замерной станции

Характеристика горнотехнических условий в местах заложения замерных станций

123

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

Критерий устойчивости пород, γH/σсж, ед.

Сечение выработки в свету, м

ПС и П

700

11,2

КМП-А3

0,330

Транспортный ходок западного панельного уклона. №2 пл. m2 шахты «Чекист»

ПС

780

10,0

КМП-А3

0,433

Восточный полевой штрек шахты «БутовскаяГлубокая

1006

14,4

КМП-А3

0,354

9-й западный конвейерный штрек пл. m3 шахты им. А.Ф. Засядько

ГС

950

13,8

КМП-А5

0,742

6-й южный бортовой ходок бл. №2 пл. l7 шахты им. Стаханова

ПС

860

11,2

КМП-А3

0,430

4-й северный. бортовой. ходок пл. l3 шахты им. Стаханова

ПС

950

14,4

КМП-А3

0,475

5-й откаточный штрек пл. m2 шахты №10 «Чекист

ПС

780

10,0

КМП-А3

0,557

5-й северный конвейерный штрек пл. m40 шахты «Добропольская»

ГС

620

11,2

КМП-А3

0,417

5-й северный конвейерный штрек пл. m40 шахты «Добропольская»

ГС

620

11,2

КМП-А3

0,417

Тип крепи

Глубина заложения выработки, м

Восточный полевой вентиляционный штрек шахты «МушкетовскаяЗаперевальная №2»

Название выработки

Наименование вмещающих пород

Средняя прочность пород, МПа

№ замерной станции

Продолжение табл. 1

Результаты наблюдений обрабатывались в виде графиков смещений глубинных реперов в скважинах, а также графиков изменения относительных деформаций пород на участках между реперами.

124

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

Размеры зоны разрушенных пород определялись по величине предельных относительных деформаций вмещающих пород. Породы, на участке скважины между глубинными реперами считались разрушенными, если величина относительных деформаций превышала предельное значение. Согласно исследованиям, проведенным в МГГУ под руководством И.Л. Черняка [2] предельные относительные деформации для глинистого сланца составляют 310-2, а для песчаного сланца 210-2. Предельное значение относительных деформаций(ε пр) определялось по формуле:  пр 

где

U1  U 2 , b

(1)

U 1 и U 2 – смещения соответствующих реперов, мм.

b – расстояние между соседними реперами, мм. Анализ графиков показал, что характер смещений пород на всех замерных станциях существенно не отличается. В качестве примера рассмотрим результаты наблюдений на 9-й замерной станции. Выработка площадью сечения в свету 11,2 м2 сооружалась на глубине 860 м комбайновым способом. Вмещающие породы – мелко-слоистый песчаный сланец мощностью 14 м, с пределом прочности на одноосное сжатие 50 МПа. Крепление ходка осуществлялось податливой крепью АП3, с плотностью установки 2 рамы на 1 метр. В скважине, пробуренной в кровле выработки, было установлено 7 реперов. Расстояние от контурного до первого репера и между первым, вторым, третьим и четвертым реперами составляло 1,0 м, между четвертым и пятым – 3,0 м, а между пятым и шестым – 2,0 м. Графики смещений глубинных реперов во времени и изменения коэффициента разрыхления на участках скважины между реперами представлены на рис.1 и 2. Как видно из представленных графиков (см. рис.2), зона разрушенных пород в кровле начала образовываться на десятые сутки наблюдений. Ее размер составил 2,5 м (значение коэффициента разрыхления составляет 1,13, а размер зоны не упругих деформаций в кровле – 7 м). К 120 суткам наблюдений размер зоны разрушенных пород в кровле выработки достигает 4,3 м (максимальное значение относительных деформаций 0,26 зафиксировано на участке скважины между контурным и вторым реперами), при этом размер зоны неупругих деформаций в кровле составил 9 м. Аналогичные результаты были получены и на других замерных станциях. Для анализа результатов наблюдений были построены графики изменения размеров зоны разрушенных пород во времени (рис.3).

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

500

Смещения, мм

400

300

5 сут 10 сут 15 сут 30 сут 60 сут

200

90 сут 120 сут

100

0 0,0

2,0

4,0

6,0

8,0

10,0

Расстояние до контура, м

Рис.1. Графики смещений глубинных реперов в кровле выработки во времени 1,300

Коэф ф ициент разры хления пород,ед .

1,250

1,200

5 сут 10 сут 15 сут 30 сут

1,150

60 сут 90 сут 120 сут Граница

1,100

1,050

1,000 0,0

1,0

2,0

3,0

4,0

5,0

6,0

7,0

8,0

9,0

Расстояние до контура, м

Рис.2. Графики изменения коэффициента разрыхления пород между глубинными реперами во времени 5

Размер зоны разрушенных пород, м

Зс.1 Зс.2

Зс.3 Зс.4 Зс.5 Зс.6

Зс.7 Зс.8 Зс.9 Зс.10 Зс.11

Зс.12 Зс.13

0 0

Время после обнажения контура выработки, сут

Рис.3. Графики изменения размера зоны разрушенных пород во времени на замерных станциях

125

126

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

Выполненные исследования позволили сделать следующие выводы: 1. В зависимости от горно-геологических условий зона разрушенных пород вокруг выработок начинает образовываться уже через 2-32 суток после проведения выработки, причем большая интенсивность ее образования характерна для глубины заложения более 900 м. 2. На глубину 2 м зона разрушенных пород образуется через 3-36 суток, что фактически ограничивает предельные сроки применения дополнительных мероприятий по повышению устойчивости выработок, направленных на сохранение природной прочности вмещающих пород. 3. С увеличением значения критерия устойчивости (γH/σсж) с 0,33 до 0,74 средняя скорость образования зоны разрушенных пород возрастает в 3-4 раза, достигая 0,5-0,8 м/сут. Дальнейшие исследования будут направлены на разработку методики прогноза размеров зоны разрушенных пород во времени. Библиографический список 1. Новиков А.О. Развитие научных основ управления устойчивостью выработок с использованием анкерных систем. [Текст] : дис. ... докт. техн. наук: 05.15.02 : защищена 07.07.2011 / Новиков Александр Олегович — Донецк, 2011. — 479 с. 2. Черняк И.Л. Повышение устойчивости подготовительных выработок. – М.: Недра, 1993. – 256с.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

127

УДК 662.74

ПЕРСПЕКТИВЫ РАЗРАБОТКИ ПОДЗЕМНОЙ ГАЗИФИКАЦИИ УГЛЯ Золотухин Д.Е., студент гр. РПМ-14* (ГОУ ВПО «ДонНТУ», г. Донецк) Проведен анализ и изучены теоретические аспекты способов разработки угольных пластов методом подземной газификации углей.

Актуальность. В связи с нецелесообразностью разработки угольных пластов из целиков вблизи нарушений, пластов со сложными горногеологическими условиями, а также пластов, относящихся к забалансовым, возникает вопрос о способах извлечения угля из данных пластов. Одним из перспективных способов является подземная газификация угля, которая позволяет перерабатывать его непосредственно в месте залегания, с целью получения генераторного газа, который можно использовать как топливо для электростанций, так и для других нужд социального характера. В настоящее время ведутся научные работы по глубокой переработке угля, как с целью получения электроэнергии, так и с целью производства ценных химических продуктов. Особенно актуальным в настоящий момент является второе направление использования угля, предполагающее получение синтез-газа, метанола, жидкого топлива и других дефицитных продуктов. Это дает возможность рассматривать уголь как надежный альтернативный источник получения углеводородного сырья, особенно на фоне истощающихся запасов нефти и газа, связанных с ростом объемов их потребления и низкими ценами. Цель исследования. Анализ и выбор эффективного способа подземной газификации забалансовых и трудноразрабатываемых угольных пластов, основной задачей которого является получение генераторного газа. Газификация углей является перспективным технологическим процессом для получения чистого синтетического газа и на его основе для комбинированных производств электрической энергии, тепла и технологического пара, водорода, метанола, жидкого топлива и других ценных продуктов. Проведение газификации угля под давлением и ее интеграция в энергетический цикл парогазовой установки позволяет достичь высоких экономических показателей при выработке электроэнергии с минимальным воздействием на окружающую среду. *

Научный руководитель – ст. преподаватель Фомичев В.И.

128

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

Получение жидкого топлива из угля в настоящее время является промышленно освоенным процессом, при этом реакции неполного окисления угля ведутся в наземных газогенераторах. Главным недостатком процесса является высокая стоимость газогенераторов, а также значительные затраты на добычу и транспортировку угля к месту переработки. Подземная газификация угля (ПГУ) - физико-химический процесс превращения угля в горючие газы с помощью свободного или связанного кислорода непосредственно в недрах земли. При этом уголь в пласте, под землей, превращается в горючий газ (газ подземной газификации, генераторный газ, искусственный газ), обладающий достаточной калорийностью для энергетического и технологического использования. Мощные (250-300 МВт) энергетические ПГУ с газификацией угля эксплуатируются за рубежом уже долгое время. Ведется разработка также ПГУ мощностью до 600 МВт. Основными достоинствами подземной газификации угля являются: относительно небольшой объём подземных работ; отсутствие необходимости дополнительной подготовки топлива у потребителя; сохранность плодородного слоя почвы в пределах горного отвода, т.к. отсутствуют породные отвалы и др.; чистота воздушного бассейна; более низкая, при прочих равных условиях, по сравнению с традиционными способами добычи стоимость топлива. Основными недостатками подземной газификации является: относительно невысокая теплота сжигания газа; трудность контроля распространения фронта газификации. Перспективным направлением глубокой переработки угля является скважинная технология подземной газификации угля, обеспечивающая осуществление реакций неполного окисления угля в подземных условиях непосредственно на месте залегания угольных пластов при этом газ ПГУ является сырьем для получения синтез-газа, метанола, аммиака, карбамида и других химических продуктов. В настоящее время разработаны две технологические схемы ПГУ, позволяющие осуществлять контроль над процессом подземной газификации, получая высококачественный газ с низкой себестоимостью: – подача дутья со стороны угольного целика при отводе газа через выгазованное пространство; – подача дутья со стороны выгазованного пространства, отвод газа со стороны целика угля через опережающие скважины для его термической подготовки. Система газификации включает определённый порядок проведения подготовительных и огневых работ во времени и пространстве. Подгото-

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

129

вительные работы включают: бурение скважин, подготовку каналов газификации, обеспечение водоотлива. Под огневыми работами подразумевается собственно процесс газификации угля. В угольном пласте создаются необходимые реакционные каналы с помощью фильтрационно-огневой (или фильтрационной) сбойки скважин, гидравлического разрыва пласта или направленного бурения скважин по угольному пласту. В каналах газификации сформировываются реакционные зоны, при этом процесс газификации ведётся обычно на воздушном дутье. По мере выгазовывания угольного пласта реакционные зоны перемещаются и под действием горного давления происходит сдвижение пород кровли и заполнение ими выгазованного пространства. Благодаря этому размеры и структура каналов газификации остаются в течение длительного времени относительно постоянными, что обусловливает постоянство состава получаемого газа. Экспериментально подтверждено, что газификация угольных пластов с повышенным содержанием кислорода способствует росту температуры в окислительной зоне и более полному реагированию углерода угля. Теплота сгорания получаемого газа достигает максимальных значений для бурых углей в пределах 6,5-6,7 МДж/м3, для каменных углей, при концентрации кислорода в дутье 65-70% – 8,0-8,2 МДж/м3 при обычном давлении и 10,210,4 МДж/м3 при повышенном давлении. Также удалось получить устойчивый выход с применением воздушного дутья энергетического газа при подземной газификации углей: при выходе газа с 1 кг угля для бурых углей 2-3 м3, а для каменных — 4-5 м3 . Низшая теплота сгорания такого газа, получаемого на воздушном дутье – 3,2-5 Мдж/м³; а на дутье, обогащенном кислородом (60—65 %), или парокислородном - 47,6 Мдж/м³. Для повышения калорийности получаемого горючего газа существует несколько методов подземной газификации: 1. Высокотемпературное разложение угля – при этом методе происходит коксование угля при температуре 900-1100°С и твердый остаток этого процесса называют коксом. Данный газ имеет теплотворность 17-20 МДж/м3. Объём получаемого газа 300-320 м3/т угля. 2. Среднетемпературное разложение угля (среднетемпературное коксование угля) осуществляется при температуре 700-800°С, коксовый остаток данного процесса называют среднетемпературным коксом. Теплотворность газа среднетемпературного коксования колеблится в пределах 21-25 МДж/м3. Объём получаемого газа ~200 м3/т. 3. Низкотемпературное разложение угля ( полукоксование угля) осуществляется при температуре 550-600°С, коксовый остаток при этом называется полукоксом. Теплотворность газа полукоксования достигает 25-34 МДж/м3. Выход газа в этом случае составляет 60 м3/т.

130

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

Газ ПГУ в экологическом отношении по сравнению со сжиганием твердого и жидкого топлива является наиболее чистым, так как при его сгорании практически не образуется вредных примесей (сернистого ангидрида, твердых частиц), а содержание окислов углерода и азота незначительно. Образуемые в подземном газогенераторе побочные продукты газификации выносятся вместе с газом на поверхность и выпадают в виде газового конденсата, который, как указывалось ранее, легко поддается очистке известными способами. Отработка угольных пластов ведется таким способом при котором не происходит провалов земной поверхности и полностью сохраняется почвенный слой. Обобщенный опыта работы показал, что оседание земной поверхности над выгазованным пространством составляет 1-3 м при выгазованной мощности пласта 8-10 м. Ландшафт и плодородный слой почвы практически не нарушаются, земля над отработанными газогенераторами используется в подсобном хозяйстве, станции для посева зерновых культур и многолетних трав. Специальных затрат на рекультивацию этих земель не потребовалось. Загрязнения воздушного бассейна и водоносных горизонтов не наблюдалось. Однако при ПГУ возможно загрязнение подземных вод в связи с наличием прямого их контакта с очагом газификации, а также возможных утечек газа из подземного газогенератора. Степень и масштабы загрязнения подземных вод зависят от природных условий. В целом выполненные исследования показывают, что отрицательное воздействие процесса носит локальный характер и не является угрожающим, так как вокруг очага горения образуется область депрессии подземных вод. За счет этого продукты загрязнения, содержащиеся в утечках газа, конденсируясь при фильтрации, возвращаются в газогенератор и извлекаются на поверхность в виде испаренной и откачиваемой воды. Содержание фенолов в подземных водах не превышает 0,01-0,5 мг/л, что позволяет использовать их для технического водоснабжения без предварительной очитки. Исключить или свести к минимуму вредных воздействий газа утечек на окружающую среду можно при проведении следующих мероприятий: – Оставление предохранительных целиков, препятствующих проникновению газа на поверхность и в недра; – Создание заградительных завес (газодренаж, барражи); – Применение нагнетательно-вакуумной системы подачи дутья отвода газа;

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

131

– Проведение откачки воды из выгазованного пространства в процессе газификации и после ее окончания; – Тушение очага газификации на отработанных площадях путем заиливания и затопления; – Своевременная ликвидация обрывов обсадных труб. Нормальный технологический процесс производства газа ПГУ исключает попадание газа в атмосферу, это достигается применением соответствующего оборудования, трубопроводов, автоматизации, средств КИП. Аварийные сбросы газа производятся на факельную установку. Охлаждение воды, используемой в цикле, производится в закрытых теплообменниках по схеме "вода-вода". Производственные сточные воды внутреннего контура после очистки используются в замкнутом цикле условно чистых вод. Экологические преимущества подземной газификации углей перед традиционными способами разработки угольных месторождений заключается главным образом, с одной стороны в экологической чистоте газов подземной газификации как топлива, а с другой – в самой незначительной степени воздействия данной технологии на природный ландшафт, которая не идет ни в какое сравнение, например с разрушительным воздействием на окружающую среду такого широко применяемого метода добычи угля, как открытая разработка угольных пластов. Особо отметим, что метод ПГУ позволяет не нарушать растительный слой, и после окончания газификации угольного пласта наземный участок может быть без какой-либо рекультивации передан для сельскохозяйственного употребления. Выводы. Подземная газификация трудноразрабатываемых угольных пластов является более выгодной в техническом, экономическом и экологическом планах, так как. дает возможность использовать уголь не только как твердое топливо, которое является менее экономически выгодным при его традиционной добыче и менее экологически чистым при его сжигании, но как и сырье для получения экологически чистого газообразного топлива для электростанций, так и сырье для получения химических продуктов. Почва после ПГУ имеет относительно незначительное проседание и не требует рекультивации плодородного слоя и в дальнейшем может быть пригодна для сельского хозяйства. При использовании станции ПГУ совместно с ТЭС способствует снижению стоимости 1кВт элекроэнергии так как стоимость 1000м3 газа полученого путем ПГУ в разы дешевле природного газа и по объемам тепловыделения дешевле твердого угля добытого подземным способом.

132

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

Также электростанция на данном виде топлива будет соответствовать всем нормам экологических стандартов, т.к. не происходят выбросы в атмосферу твердого остатка и вредных газов, что позволяет не использовать дорогстоящие фильтрационные установки. При мощности вырабатываемой электростанцией работающей на топливе ПГУ 60МВт срок окупаемости данной установки составит ~3года 6 месяцев а себестоимость 1кВт электроэнергии будет составлять 0.6руб что делает данную систему перспективной. Библиографический список 1. Разработка временных рекомендаций на подбор угольных месторождений для проектирования станций подземной газификации углей // ИГД им. А.А. Скочинского.-М.-1998. – 63 с. 2. Антонова Р.И., Бежанишвили А.Г., Блиндерман М.С. и др. Подземная газификация углей в СССР – М, ЦНИЭИуголь. – 1990. – 98 с. 3. Кулешов В.М., Корчемагин А.В., Панасенко В.М. Повышение эффективности подземной газификации угля // Уголь Украины. – 1990. – № 2. – С. 18-20. 4. Скафа П.В. Подземная газификация углей//Государственное научнотехническое издательство литературы по горному делу. – М.-1960. – 316с. 5. Ревва М.К. Основные итоги работы станции Подземгаз. Бюллетень «Подземная газификация углей».-1957. – №2. 6. Шишаков И.В. Основы производства горючих газов//Госэнергоиздат.-1958. 7. Цейтлин Д.Г. Критический обзор методов подземной газификации углей. «Подземная газификация углей». – 1954. – №3. 8. Лавров Н.В. Физико-химические основы горения и газификации топлива//Металлургиздат. – 1957. 9. Крейнин Е.В. Экологическое и технико-экономическое обоснование строительства промышленных предприятий подземной газификации углей // Уголь. – 1997. – № 2 – С. 46-48. 10. Каталог участков (месторождений), пригодных для подземной газификации углей // Донгипрошахт. – Донецк, 1993. – 81 с. 11. Журнал "Горная Промышленность" – 2009. – №3. – стр.36.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

133

УДК 622.267.3

ВЛИЯНИЕ ФОРМЫ ВЫРАБОТКИ НА ИНТЕНСИВНОСТЬ ПУЧЕНИЯ ПОРОД ПОЧВЫ Зябрев Ю.Г., студент (ГОУ ВПО «ДонНТУ», г. Донецк)* Во многих случаях потеря устойчивости горных выработок связана с пучением пород почвы. В результате проведения горной выработки изменяется естественное напряженное состояние окружающего ее массива горных пород. Это изменение, а также факторы, воздействующие на свойства окружающих пород, приводят к деформациям пород кровли, почвы, боков и смещению их в выработку. При этом если смещение пород боков выработки измеряется десятками сантиметров, то величина смещения пород почвы составляет 1 м и более. На ранних стадиях развития геомеханики и малых глубинах отработки пластов пучение почвы связывали с эффектом набухания слабых пород и выдавливанием их в полость выработки [1]. Результаты исследований смещений породного массива по контуру выработок на физических моделях и в натурных условиях показывают, что величина их имеет значительные расхождения по периметру выработки. При этом конвергенция пород почвы-кровли в 2-6 раз превосходит конвергенцию боков выработок. Это связано с различным характером разрушения пород. В кровле и почве выработки разрушение пород происходит в форме складки, а в боках – в виде отрыва и сдвига. На сегодняшний день механизм складкообразования пород почвы и кровли выработок изучен недостаточно. Поэтому, целью лабораторных исследований на структурных моделях является изучение процесса складкообразования пород в зависимости от формы выработки, мощности породных слоев и размера породных боков по напластованию. Известно, что складка породных слоев образуется в результате их смещений в плоскости напластования [2]. В естественных условиях смещения породных слоев в плоскости их напластования является результатом разрушения породного массива с увеличением его объема. При этом разрушение породных слое и их смещение по плоскостям напластования происходит практически одновременно. Этот процесс можно исследовать на физических моделях из эквивалентных материалов. Изготовление и испытание таких моделей сопряжено с трудоемкими процессами закатки, *

Научный руководитель – д.т.н., проф. Касьян Н.Н.

134

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

оснастки и отработки моделей. В то же время на них можно получить только качественную картину геомеханических процессов, происходящих в породном массиве, вмещающем выработку. На основании изложенного представляется возможным (рациональным) исследовать общие закономерности складкообразования слоистых горных пород в окрестности выработок различной формы на структурных моделях. Главным условием достоверности получаемых результатов является соблюдение в моделях основных параметров процессов, которые в максимальной мере отражают физическую сущность исследуемого явления. При этом используется метод суперпозиции и метод аналогий. В нашем случае в структурной модели используется геометрическое подобие формы и размера сечения выработок; мощности породных слоев; размера имитируемой зоны разрушенных пород в масштабе 1:50. Метод суперпозиции в предлагаемых структурных моделях используется следующим образом. Если в реальных условиях формирование складки происходит за счет разрушения пород и сдвижения фрагментов разрушенного массива по плоскостям напластования, то в структурной модели из отдельных фрагментов формируется зона разрушенных пород, а складка образуется за счет принудительного смещения этих фрагментов по плоскостям напластования. Исследования производились на структурной модели, которая представляла собой металлический каркас 500×500 мм из швеллера шириной 30 мм (рис.1). Бока каркаса закрывались стеклянными стенками толщиной 6 мм. Породный массив имитировался деревянными блоками 5–10–20– 50 мм. Зона разрушенных пород составлялась из блоков соответствующей длины с закругленными концами. Последнее обеспечивало минимальную площадь контактов между отдельными фрагментами и предотвращало заклинивание последних за счет устранения контакта по всей торцевой поверхности. Имитация сдвижений породных блоков в модели производилась за счет винтовых домкратов, расположенных на боковых стойках каркаса. Сдвижение массива модели по плоскостям напластования производилось подвижными планками через камеры, заполненные водой и соединенные между собой. Последнее обеспечивало симметричное смещение тела модели на ее боковых границах. В моделях изучались особенности процесса складкообразования пород почвы выработок при различных их формах (арочная, трапециевидная, ромбовидная). Поперечное сечение выработок составляло 12 м2 в натуре. При отработке структурных моделей определялась зона породного массива, участвующая в формировании складок в зависимости от формы выработки и размера породных фрагментов.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

135

Интенсивность складкообразования пород почвы выработок оценивалась через коэффициент интенсивности K i , который определялся как отношение величины поднятия (опускания) слоев ( y ) к величине смещения слоев в плоскости напластования ( x ).

Рис. 1. Общий вид модели

На рис.2 представлено состояние моделей после испытаний. Анализ приведенных рисунков показывает, что в качественном отношении картины деформирования контура выработок соответствуют состояниям выработок, наблюдаемым в шахтных условиях. На рис. 3 приведен график распределения интенсивности процесса складкообразования пород почвы выработок ( y x ) от их контура вглубь массива в зависимости от формы выработки. Анализ графиков показывает, что при любой форме выработки наблюдается уменьшение интенсивности процесса складкообразования пород при движении вглубь массива. Так, например, при трапециевидной форме выработки интенсивность складкообразования пород на контуре составляет y x  6 ; на глубине 1 м – y x  3 ; на глубине 2 м – y x  1 , а на глубине 2,2 м – y x  0 . По этому показателю можно установить на какую величину распространяется зона пород, формирующих складку в зависимости от формы выработки.

136

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

а)

б)

в) Рис. 2. Состояние моделей выработок после испытаний: а – трапеция; б – арка; в – ромб

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

137

Эта зона распространяется в зависимости от формы выработки от ее контура вглубь массива на расстояние соответственно равные: при трапециевидной форме – 2,2-3 м; при арочной – 2,7 м; при ромбовидной – 3 м. Следует отметить наблюдаемую закономерность, суть которой заключается в том, что пи различной форме выработки с увеличением смещений слоев пород в плоскости напластования ( x ) интенсивность процесса их складкообразования уменьшается. h, м 4

1 2

2 1

3 y/x

0 0

Рис. 3. Распределение интенсивности смещений пород почвы выработок вглубь массива в зависимости от формы сечения: 1 – трапециевидная; 2 – арочная; 3 – ромбическая

Анализ приведенных исследований на структурных моделях позволяет сделать следующие выводы: – в качественном отношении характер деформирования контура выработок соответствует результатам натурных наблюдений; – на интенсивность смещения пород почвы существенное влияние оказывает форма выработки; – разработку мероприятий по уменьшению пучения почвы выработок необходимо вести в направлении существенного уменьшения пролета несущего контура почвы. Библиографический список 1. Целигоров А.И. Некоторые опросы пучения горных пород. – М.: Углетехиздат, 1949. – 60 с. 2. Заславский Ю.З., Зорин А.Н., Черняк И.Л. Расчеты параметров крепи выработок глубоких шахт. – «Техніка», 1972. – 156 с.

138

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

УДК 622.411.33:662.767.1

ИСПОЛЬЗОВАНИЕ ШАХТНОГО МЕТАНА НА ГОРНОДОБЫВАЮЩИХ ПРЕДПРИЯТИЯХ ДОНЕЦКОГО БАССЕЙНА В КАЧЕСТВЕ ТОПЛИВНО-ЭНЕРГЕТИЧЕСКОГО РЕСУРСА Иванюгин А.А., студент гр. РПМ-13а* (ГОУ ВПО «ДонНТУ», г. Донецк) В статье рассмотрены необходимость и способы использования шахтного метана в качестве топливно-энергетического ресурса, а также актуальность и важность внедрения подобной технологии на горнодобывающих предприятиях Донецкого бассейна. Ключевые слова: угольный метан, когенерационная установка, энергоресурс, метан угольных пластов, топливо, энергия

В настоящее время угольные месторождений в мире рассматривается как углегазовые. Основным компонентом природных газов угольных пластов является метан. Его концентрация в смеси природных газов угольных пластов составляет 80-98%. Опыт зарубежных стран показывает, что масштабная добыча угольного метана в США, Австралии, Китае началась после того, как государства стали стимулировать данные проекты, предоставив значительные налоговые льготы компаниям, занявшимся извлечением газа из угольных пластов. По мнению американских экспертов, это направление будет неуклонно развиваться, и к 2030 г. мировая добыча метана из угольных пластов достигнет 78 млрд. м3 в год[1]. Таким образом, экономическая целесообразность и возможность крупномасштабной добычи метана из угольных пластов подтверждается опытом ряда стран. Очевидно, это необходимо срочно сделать и в ДНР. Ведь добыча метана угольных пластов будет иметь значительный социально-экономический эффект в республике. Одними из основных задач, стоящих перед Министерством угля и энергетики ДНР являются [2]: обеспечение рационального и безопасного использования энергетических ресурсов, повышение конкурентоспособности энергетического сектора и эффективности использования топливноэнергетических ресурсов. В настоящее время на большинстве шахт повышение добычи угля рассматривается без учета утилизации метана (не говоря уже об использо*

Научный руководитель – ассистент Касьяненко А.Л.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

139

вании метана при производстве электроэнергии) ввиду высоких экономических издержек в основное электроэнергетическое оборудование и соответствующую инфраструктуру. Вместе с тем для достижения целевых показателей в области охраны окружающей среды в будущем владельцам шахт, возможно, придется повысить эффективность дегазации до таких уровней, которые превысят требования, предъявляемые исключительно из потребностей обеспечения шахтной безопасности. Соответствующее совершенствование систем дегазации, которое позволит получать газ относительно высокого качества, может явиться дополнительным стимулом для инвестиций в проекты по извлечению и использованию газа. Благодаря использованию шахтного метана снижаются затраты на электроэнергию, потребляемую шахтой. Затраты на капиталовложения в производство 1 МВт электрической мощности для когенерационной установки, использующей шахтный метан, составляют приблизительно 1-1,5 млн. дол. Затраты на эксплуатацию и техническое обслуживание на единицу объема электроэнергии, произведенной этой же установкой, составляют в среднем 0,02-0,025 дол. за 1 кВт·ч [3]. Выбросы метана при добыче угля делятся на образующиеся при дегазации угольных пластов и на метановые выбросы, осуществляемые за счет вентиляции горных выработок. В угольных шахтах выделение метана происходит в основном при ведении очистных работ. Исходя из требований безопасности подземных работ, этот газ в большом количестве дегазируется. Концентрация метана в дегазируемой метано-воздушной смеси является, как правило, достаточно высокой, что позволяет эту смесь сжигать в котельных или использовать ее в качестве моторного топлива. Сжигание 1000 м3/ч метана (721 кг СН4) в газопоршневых моторах соответствует тепловой мощности около 10 МВт. Этого достаточно для выработки 3800 кВт электроэнергии в час (или 30 400 МВт в год). При 8000 ч работы в году сжигается 5765 т метана. Это соответствует 105,2 тыс. т в эквиваленте СО2. Если на этот дополнительный объем полученного электричества уменьшится объем электричества от угольных электростанций, то уменьшим парниковые выбросы еще почти на 28 тыс. т в эквиваленте СО2 [4]. К сожалению, в Донбассе очень медленно приходит понимание того, что шахтный газ – это наше богатство, как нефть и природный газ. Огромные ресурсы, мировой опыт, технологии и имеющееся оборудование для добычи и использования угольного метана позволили бы ему уже в ближайшем будущем занять достойное место в топливно-энергетическом балансе страны. Однако в отличие от зарубежных стран, до настоящего времени в нашей республике нет даже правовой основы для промышленной крупно-

140

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

масштабной добычи угольного метана, что мешает привлечению инвестиций в этот бизнес. Так, до сих пор угольный метан не внесен в общий классификатор продукции в качестве самостоятельного полезного сырьевого ископаемого, что не позволяет утвердить для него специальный налоговый режим. Рассмотрим поподробнее возможность применения такой технологии как обработка и использование шахтного метана в качестве энергоресурса. В частности, Донецкий бассейн, в условиях дефицита топливноэнергетических ресурсов, рассматривается как комплекс перспективных газовых месторождений [5,6]. Установлено, что практически во всех регионах Донбасса имеет место природные скопления углеводородных газов, а наиболее перспективны Красноармейский, Южно-Донбасский геологопромышленные районы, а также западная и центральная части ДонецкоМакеевского района, что связано с широким развитием тектонических, структурных и структурно-тектонических ловушек. Касательно Красноармейского района широко распространены гидродинамические и литологические ловушки, а тектонические ловушки наиболее развиты в Центральной (поля шахт «Краснолиманская», им. А.Г.Стаханова, и др.) и крайней северной частях района, а структурно-тектонические – к флексурным перегибам в висячих крыльях Добропольского, Центрального и Селидовского надвигов. Согласно оценке авторов[7], прогнозируемые ресурсы свободных углеводородных отложений в Южно-Донбасском районе составляет 12-14млрд.м3, в Красноармейском – около 29млрд.м3, в Донецко-Макеевском – около 30 млрд.м3. Залежи расположены на глубине 220-2000 мпри пластовых давлениях от 2-2,5 до 10-20 МПа. Дебиты скважин от 1,5-2 до 30-35 тыс.м3/сут. То есть угленосные отложения Донбасса имеют хорошие перспективынасамостоятельноеипопутноеизвлечениеуглеводородныхгазо в, которые могут использоваться для местного газоснабжения городов и поселков или для переработки. Причем при разумном извлечении возможна длительная эксплуатация скоплений в связи с регенерацией залежей за счет высокого общего газонасыщения угленосной толщи. Опыт работ по утилизации шахтного метана проводились еще при СССР в конце 80-х годов[8]. Так на шахте «Северная» (Воркутауголь) шахтный газ сжигали в котельных для производства тепла, а в конце 90-х гг. на площадке шахты был запущен в эксплуатацию газопоршневой агрегат мощностью 975 кВт, использующий шахтный метан в качестве топлива. Причем работа установки параллельно подключалась к централизованной сети, поскольку потребности в электроэнергии на шахте превышают вырабатываемое количество энергии, но тем не менее шахта экономит на оплате электроэнергии.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

141

На Донбассе насчитывалось 17 шахт, в которых концентрация метана позволяла применять прямое его сжигание, так 12 шахт уже используют часть извлеченного газа как топливо для котельных и в качестве горючего для транспорта: шахты ГП «ДУЭК», ГП «Макеевуголь»,ООО «ДТЭК Добропольеуголь», ОАО «Краснодонуголь», ПАО «Шахта им. А.Ф. Засядько», ПАО «Шахтоуправление «Покровское», ГП УК «Краснолиманская» и др. Добыча угля этими шахтами составляет 76,6 % всей добычи дегазируемых шахт, а метана извлекается 84,6 % общего дебита дегазационных систем Донбасса, при средней эффективности дегазации 37% (достигая 76% в ПАО «Краснодонуголь»). В 2004 году на шахте им. А.Ф. Засядько началось проектирование самой мощной в СНГ когенерационной установки с использованием шахтного метана в качестве топлива [9]. Работы осуществляла компания «Синапс». При реализации проекта были решены многие технические вопросы, связанные с проектированием различных узлов теплоэлектростанции (ТЭС) и подготовкой газа – шахтного метана. На рис. 1 показана схема работы когенерационной установки.

Рис. 1. Схема работы когенерационной установки, представляющей собой сложное технологическое оборудование, предназначенное для совместного производства тепла, электроэнергии (когенерация) и холода (тригенерация)

Практическое использование шахтного метана сдерживается рядом технических и экономических факторов [10]. Это, прежде всего нестабильность концентрации шахтного газа, высокая взрывоопасность метановоздушной смеси с низкой концентрацией метана, наличие взрывоопасных компонентов.

142

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

Высокая теплотворная способность позволяет использовать шахтный газ для отопления жилых помещений, для производства электроэнергии и как топливо для автотранспорта. Как показывает мировой опыт, экономически эффективно использовать угольный и шахтный метан в качестве топлива на теплоэлектростанциях совместно с углем. Чтобы успешно реализовать проекты по угольному метану, необходимо не просто собирать его и сжигать, но и использовать для получения тепловой и электрической энергии. По расчетам специалистов, наиболее перспективным направлением является использование когенерационных установок на основе газопоршневых двигателей [11]. Это новая технология для комбинированного производства электроэнергии и тепла на основе автономных двигателей и системы рекуперации тепла, в которой энергия охлаждающей воды и отработанных газов используется для нужд теплоснабжения потребителей. Если шахты сумеют обеспечить себя теплом и электричеством, то себестоимость добычи угля сократится до 30% (в зависимости от доли затрат на электричество в себестоимости). Так, на шахте «Ментон» (Великобритания) генераторная установка, работающая на метане, полностью обеспечивает потребности шахты в электроэнергии. В ФРГ на начало 2006 г. только в Рурском угольном бассейне работали более 130 контейнерных ТЭС на шахтном газе с установленной мощностью более 200 МВт электроэнергии. Выводы: – из угольных месторождений можно добывать газ попутно с углем и в качестве самостоятельного полезного ископаемого, однако шахтный метан является энергетическим топливом, которое практически не используется; – использование шахтного метана, кроме обеспечения безопасности труда на шахте, решает проблемы экологические (снижение загрязнения окружающей среды), экономические (снижает себестоимость одной тонны угля); – с помощью когенерационных установок можно добиться наибольшей финансовой отдачи, в то же время обеспечивая шахту и близлежащие населенные пункты) электроэнергией и теплом; – в среднем энергопотребление шахты составляет 8-10 МВтч, то при использовании когенерационных установок и эффективной дегазации на шахте, можно обеспечить до 50% собственной электроэнергией; – утилизация шахтного метана позволит снизить себестоимость добычи угля на шахтах.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

143

Успешная реализация проектов по добыче угольного метана позволит повысить безопасность труда шахтеров угольных предприятий, создать новые рабочие места и повысить эффективность использования топливно-энергетических ресурсов и функционирования топливноэнергетического комплекса Республики. Библиографический список 1. Ragnauth, S.A. Global mitigation of non-CO2 greenhouse gases: marginal abatement costs curves and abatement potential through 2030 / S. Ragnauth, J. Creason, J. Alsalam, S. Ohrel, J. Petrusa, R. Beach // Journal of Integrative Environmental Sciences. – 2015. – Vol. 12, Issue sup1. – p. 155-168. 2. Задачи Министерства угля и энергетики Донецкой Народной Республики [Электронный ресурс]: Официальный сайт Министерства угля и энергетики Донецкой Народной Республики Режим доступа: http://mintekdnr.ru/index/zadachi_ministerstva/0-12. − Загл. с экрана. - 13.05.2016. 3. Чекменев, Ю. В. Применение шахтного метана [Текст] / Ю. В. Чекменев, А. Н. Фурса, А. Ю. Чекменев // Уголь. – 2014. – № 5. – С. 92-94. 4. Смирнов, О. В. Децентрализация дегазации метана поверхностными скважинами на шахтах ОАО «СУЭК» / О. В. Смирнов, К. Бакхаус // Уголь. – 2014. – № 7. – С. 34-35. 5. Анциферов, А.В. Перспективы развития Донбасса как комплексного углегазового бассейна [Текст] / А.В. Анциферов, А.А. Голубев, В.А.Анциферов // Уголь Украины. – 2004. – №8. – С.4-8. 6. Красник, В.Г. Состояние и перспективы добычи шахтного метана в Украине [Текст] / В.Г.Красник, О.С.Торопчин // Уголь Украины. – 2005. – №11. – С.16-18. 7. Газоносность и ресурсы метана угольных бассейнов Украины [Текст] / А.В. Анциферов, А.А. Голубев, В.А. Канин, М.Г. Тиркель, Г.З. Задара, В.И. Узнюк, В.А. Анциферов, В.Г. Суярко. Т. I Геология и газоносность Юго-Западного и Южного Донбасса. –Донецк: Вебер, 2009. – 456 с. Т. II. Углеобразование и газовые месторождения Северо-Восточного Донбасса, окраин Большого Донбасса, ДнепровскоДонецкой впадины и Львовско-Волынского бассейна. –Донецк: Вебер, 2010. – 477 с. 8. Белошицкий, М.В. Использование шахтного метана в качестве энергоносителя [Текст] / М.В. Белошицкий, А.А. Троицкий // Турбины и дизели. – 2006. –№6. – С.2-9. 9. Федоров, С.Д. Проблема утилизации шахтного метана в когенерационных установках и пути ее решения на примере шахты им. А.Ф. Засядько [Текст] / С. Д. Федоров, С. В. Облакевич, О. П. Радюк // Промислова електроенергетика та електротехніка. – 2006. –№5. – С. 35-41. 10. Мазаник, Е.В. Утилизация низкоконцентрированных метановоздушных смесей [Текст] / Е. В. Мазаник, А. П. Садов, Е. М. Могилева, К. С. Коликов // Уголь. – 2014. – №9. – С.86-87. 11. Садов, А.П.Опыт использования вентиляционного метана в качестве дополнительного топлива для двигателей внутреннего сгорания[Текст] / А. П. Садов, В. Н. Костеренко, О. В. Тайлаков, Е. А. Уткаев, Д. Н. Застрелов, А. И. Смыслов // Уголь. –2015. – №12. – С.61-65.

144

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

УДК 622.28.044:622.261.2

О ДИНАМИКЕ РАЗВИТИЯ ЗОНЫ РАЗРУШЕННЫХ ПОРОД ВОКРУГ ГОРНЫХ ВЫРАБОТОК Иващенко Д.С., студент (ГОУ ВПО «ДонНТУ», г. Донецк)* В статье описаны результаты шахтных наблюдений за деформированием породного массива, вмещающего выработки с рамным креплением

Проблема и ее связь с научными и практическими заданиями Угольная промышленность – одна из ведущих отраслей народного хозяйства, важнейшая задача, которой в условиях рыночной экономики состоит в повышении эффективности производства и снижении себестоимости продукции. Большим резервом повышения эффективности работы угольных шахт является совершенствование способов крепления и поддержания горных выработок. Многолетний опыт поддержания выработок за счет применения металлического рамного податливого крепления показал, что оно не обеспечивает нормальное эксплуатационное состояние выработок в течении срока службы. Предпринятые за последние 30-40 лет попытки улучшить состояние выработок за счет применения более мощных профилей, уплотнения крепи, повышения ее конструктивной податливости и т. д. положительных результатов не дали, а привели лишь к росту материальных и трудовых затрат на поддержание. Следует также отметить, что традиционная рамная крепь является пассивной ограждающей конструкцией, не позволяющей влиять на напряженно-деформированное состояние вмещающих выработку пород, использовать их несущую способность, которая даже за пределами прочности пород остается достаточно высокой. В этой связи, исследования закономерностей деформирования вмещающих выработки пород, являются отправной точкой при решении проблемы обеспечения устойчивости горных выработок и несомненно являются актуальными. Анализ исследований и публикаций В научно-технической литературе представлено большое количество работ, посвященных изучению характера взаимодействия различных конструкций крепи с массивом. Это работы В.Т. Глушко, Л.М. Ерофеева, Ю.З. Заславского, А.Н. Зорина, К.В. Кошелева, Н.Н. Касьяна, И.Л. Черняка, А.Н. Шашенко, и др. В этих работах подробно изучены закономерности деформирования массива, вмещающего выработки с рам*

Научный руководитель – к.т.н. Шестопалов И.Н.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

145

ными конструкциями крепи, однако динамика развития зон разрушенных пород, позволяющая своевременно и адекватно управлять процессами разрушения в массиве в них изучена еще не в полной мере. В этой связи, проведение исследований, позволяющих обосновать дополнительные мероприятия по повышению устойчивости выработок и определить их рациональные параметры, является актуальной задачей. Задачей данных исследований являлось установление особенностей формирования зон разрушенных пород во времени, вокруг выработок с рамным креплением, для обоснования сроков выполнения дополнительных мероприятий, направленных на повышение устойчивости выработок (в том числе – сохранение природной прочности вмещающих пород). Основные результаты Для изучения динамики развития зон разрушенных пород анализировались результаты шахтных инструментальных наблюдений на 11 глубинных замерных станциях, выполненных проф. И.Л. Черняком и проф. Ю.З. Заславским, а также двух станциях, установленных авторами статьи, проведенных в подготовительных выработках 12 шахт Донбасса. Характеристика установленных в выработках замерных станций представлена в таблице 1. Таблица 1

Тип крепи

Критерий устойчивости пород, γH/σсж, ед. Продолжительность наблюдений, сут

Сечение выработки м

Глубина залож. выработки, м

2-й зап. конв. штр. пл. h8 шахты «Шахтерская Глубокая» 6-й вост. вент. штр. пл.. l4 шахты им. Челюскинцев Вост. кор. полевой вент. штр. шахты «Бутовская Глубокая»

Прочность пород, МПа

Название выработки

Наименование вмещ. пород

№ замерной станции

Характеристика установленных в выработках замерных станций

ПС

1050

13,5

КМП-А5

0,525

ПС

720

7,0

КМП-А3

0,391

180

ПС

3442 (38)

1006

11,2

КМП-А3

0,662

146

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

11 12

Продолжительность наблюдений, сут

Критерий устойчивости пород, γH/σсж, ед.

Тип крепи

Сечение выработки м

Глубина залож. выработки, м

Прочность пород, МПа

Наименование вмещ. пород

№ замерной станции

Продолжение табл. 1

ГС

780

8,9

КМП-А3

0,609

436

ПС и П

4855 (51)

700

11,2

КМП-А3

0,330

207

ПС

780

10,0

КМП-А3

0,433

1006

14,4

КМП-А3

0,354

ГС

950

13,8

КМП-А5

0,742

100

ПС

860

11,2

КМП-А3

0,430

120

ПС

950

14,4

КМП-А3

0,475

ПС

780

10,0

КМП-А3

0,557

300

5-й сев. конв. штр. пл. m40 шахты «Добропольская»

ГС

620

11,2

КМП-А3

0,417

462

5-й сев. конв. штр. пл. m40 шахты «Добропольская»

ГС

620

11,2

КМП-А3

0,417

414

Название выработки

Вост. парн. полевой вент. штр. шахты «Щегловка Глубокая» Вост. полевой вент. штр. шахты «МушкетовскаяЗаперевальная №2» Трансп. ходок зап. панельного укл. №2 пл. m2 шахты «Чекист» Вост. полевой штр. шахты «БутовскаяГлубокая 9-й зап. конв. штр. пл. m3 шахты им. А.Ф. Засядько 6-й южн. борт. ход. бл. №2 пл. l7 шахты им. Стаханова 4-й сев. борт. ходок пл. l3 шахты им. Стаханова 5-й отк. штр. пл.. m2 шахты №10 «Чекист

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

147

Для анализа динамики развития зоны разрушенных пород во вмещающем выработку массиве были построены графики смещений глубинных реперов в скважинах, в направлении от контура выработки вглубь массива, а также графики изменения коэффициента разрыхления на участках между реперами. Породы, на участке скважины между глубинными реперами считались разрушенными, если величина относительных деформаций (коэффициента разрыхления пород) превышала предельное значение. Согласно исследованиям, проведенным в МГГУ под руководством И.Л. Черняка [1] предельные относительные деформации для глинистого сланца составляют 310-2, а для песчаного сланца 210-2. Поскольку характер смещений реперов на замерных станциях существенно не отличается, а объем статьи ограничен, приведем наиболее характерные графики. Глубинная замерная станция № 9 была оборудована при проведении 6-го южного бортового ходка блока № 2 пл. l7 шахты им. Стаханова. Выработка площадью сечения в свету 11,2 м2 сооружалась на глубине 860 м комбайновым способом. Вмещающие породы – мелкослоистый песчаный сланец мощностью 14 м, с пределом прочности на одноосное сжатие 50 МПа. Крепление ходка осуществлялось податливой крепью АП-3, с плотностью установки 2 рамы на 1 метр. В скважине, пробуренной в кровле выработки, было установлено 7 реперов. Расстояние от контурного до первого репера и между первым, вторым, третьим и четвертым реперами составляло 1,0 м, между четвертым и пятым – 3,0 м, а между пятым и шестым – 2,0 м. Графики смещений глубинных реперов во времени и изменения коэффициента разрыхления на участках скважины между реперами представлены на рис.1 и 2. Как видно из представленных графиков (см. рис.2), зона разрушенных пород в кровле начала образовываться на десятые сутки наблюдений. Ее размер составил 2,5 м (значение коэффициента разрыхления составляет 1,13, а размер зоны не упругих деформаций в кровле – 7м). К 120 суткам наблюдений размер зоны разрушенных пород в кровле выработки достигает 4,3 м (максимальное значение коэффициента разрыхления составляет 1,26 и приходится на участок скважины 0 - 2м), а размер зоны не упругих деформаций в кровле – 9м. Графики изменения размера зоны разрушенных пород во времени на замерных станциях показаны на рис.3.

148

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

500

Смещения, мм

400

300

5 сут 10 сут 15 сут 30 сут 60 сут

200

90 сут 120 сут

100

0 0,0

2,0

4,0

6,0

8,0

10,0

Расстояние до контура, м

Рис.1. Графики смещений глубинных реперов в кровле выработки во времени 1,300

Коэффициент разрыхления пород,ед.

1,250

1,200

5 сут 10 сут 15 сут 30 сут

1,150

60 сут 90 сут 120 сут Граница

1,100

1,050

1,000 0,0

1,0

2,0

3,0

4,0

5,0

6,0

7,0

8,0

9,0

Расстояние до контура, м

Рис.2. Графики изменения коэффициента разрыхления пород между глубинными реперами во времени.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

149

Размер зоны разрушенных пород, м

Зс.1 Зс.2

Зс.3 Зс.4 Зс.5 Зс.6

Зс.7 Зс.8 Зс.9 Зс.10 Зс.11

Зс.12 Зс.13

0 0

Время после проведения, сут

Рис.3. Графики изменения размера зоны разрушенных пород во времени на замерных станциях

Анализ графиков на рис.3 позволят сделать следующие выводы. 1. В зависимости от горно-геологических и горнотехнических условий заложения выработок зона разрушенных пород размером в 1м образуется в кровле уже через 2 – 32 суток после проведения выработки, причем большая интенсивность ее образования характерна для глубины заложения более 900м. 2. На глубину 2м зона разрушенных пород образуется через 2,3 - 36 суток, что фактически ограничивает предельные сроки применения дополнительных мероприятий по повышению устойчивости выработок, направленных на сохранение природной прочности вмещающих пород. 3. С увеличением значения критерия устойчивости с 0,33 до 0,74 средняя скорость образования зоны разрушенных пород возрастает в 3 – 4 раза, достигая 0,5 – 0,8 м/сут. 4. Наибольшей эффективности дополнительных мероприятий, направленных на повышение устойчивости выработки за счет сохранения природной прочности вмещающих пород можно достичь, применив их сразу при возведении крепи, но не позднее двух суток после проведения выработки. Библиографический список 1. Черняк И.Л. Повышение устойчивости подготовительных выработок. – М.: Недра, 1993. – 256с.

150

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

УДК 622.831

ОСОБЕННОСТИ ОХРАНЫ ПОДГОТОВИТЕЛЬНЫХ ВЫРАБОТОК ГЛУБОКИХ ШАХТ ПОРОДНЫМИ ПОЛОСАМИ Иващенко Д.С., студент (ГОУ ВПО «ДонНТУ», г. Донецк)* Рассмотрены особенности охраны бутовыми полосами конвейерных штреков, проводимых вслед за лавой при сплошной системе разработки для условий глубоких шахт Донбасса. Розглянуті особливості охорони бутовими смугами конвеєрних штреків, які проводяться услід за лавою при суцільній системі розробки для умов глибоких шахт Донбасу.

С увеличением глубины разработки отмечается существенное ухудшение состояния подготовительных выработок, поддерживаемых в зоне влияния очистных работ, из-за интенсификации проявлений горного давления и повышения трудоемкости их поддержания. Анализ опыта поддержания подготовительных выработок в сложных горно-геологических условиях больших глубин разработки при применении столбовых систем показывает, что даже вне зоны влияния опорного давления наблюдается интенсивные смещения боковых пород и особенно выдавливание пород почвы [1-3]. Это приводит к необходимости осуществлять многократные подрывки почвы перед очистным забоем на участке выработки, насыщенном горно-шахтным оборудованием, транспортными, электрическими и другими коммуникациями. Возможность применения столбовых систем разработки для эффективной эксплуатации высокопроизводительных и дорогостоящих механизированных комплексов также во многом осложняется интенсивным пучением пород почвы. Совершенствование способов охраны выемочных выработок должно быть ориентировано на разработку эффективных и малозатратных технологий для обеспечения устойчивости выработок. Одним из таких способов является охрана подготовительных выработок бутовыми полосами (рис. 1). Анализ результатов поддержания транспортных штреков, проводимых вслед за лавой показал [1], что при наличии различий в технологии проведения, способе возведения бутовых полос, шаге установки арочной крепи, основным фактором предопределившим эффективность данного способа охраны, применяемого на шахте «Щегловская-Глубокая» ПАО *

Научные руководители – к.т.н. Соловьев Г.И., к.т.н. Голембиевский П.П.

151

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

«Шахоуправление “Донбасс”, является проходка выработки по разгруженному массиву пород, не испытывающему знакопеременного механизма деформирования – вначале сжатия в зоне опорного давления, а затем разуплотнения за лавой на участке выработанного пространства в зоне активных сдвижений пород кровли.

А-А 4

2 4,3

3 1 1,0

12,0

5,2

Рис. 1. Способ охраны выработок бутовой полосой: 1 –стойка крепи; 2 – верхняк арочной крепи; 3 – замки крепи; 4 – чураковая стенка с укладкой рядов стоек на глине; 5 – стойки деревянной крепи; 6 – бутовая полоса из породы от проведения конвейерного штрека; 7 – обрезная органная крепь

На основании проведенного анализа [1-3] можно рассматривать сплошную систему разработки с проведением выработок вслед за лавой как систему, обеспечивающую следующие благоприятные возможности для роста эффективности ведения горных работ в сложных горногеологических условиях. 1. Повышение устойчивости боковых пород на сопряжениях лавы с подготовительными выработками, проводимыми вслед за лавой и охраняемыми бутовыми полосами из породы от проведения этих выработок 2. Решение одного из важнейших экологических вопросов - оставления породы в шахте. 3. Создание предпосылок для малозатратного поддержания и повторного использования выработок; 4. Обеспечение возможности максимального извлечения и повторного использования металлокрепи из погашаемых выработок; 5. Возможность применения данного варианта системы разработки при отработке весьма выбросоопасных пластов. При столбовой системе разработки а поверхность поднимается порода от проведения капитальных и подготовительных выработок, ремонта выработок, обрушений неустойчивых боковых пород в приза-

152

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

бойное пространство лав. Суммарные объемы выдаваемой на поверхность породы составляют по всей угольной отрасли миллионы тонн породы в год. Подъем и утилизация породы на поверхности сопряжены со значительными затратами трудовых и материальных ресурсов на транспортировку и складирование огромных объемов породы, отчуждение земельных участков и крайне отрицательного влияния на окружающую среду. Приведенные аспекты подчеркивают важность и большое народнохозяйственное значение поиска новых технических решений по снижению объемов выдачи и складирования породы на поверхности. На шахтах Донбасса, в основном отрабатывающих тонкие угольные пласты в сложных горно-геологических условиях, в качестве охранных сооружений широко применяется возведение породных полос, обеспечивающих предотвращение деформирования породного контура и постоянной крепи подготовительных выработок. Смещения кровли на контуре выработки, охраняемой бутовой полосой являются следствием опускания и расслоения кровли и предопределяются недостаточной плотностью породной полосы и некачественным заполнением закладываемого пространства. Охранные полосы, возведенные пневматическим способом при использовании породозакладочного комплекса “Титан”, по сравнению с полосами, возводимыми вручную или с помощью скреперных установок (ЗУ-1, ЗУ-2), обладают повышенной плотностью закладки (коэффициент плотности равен 0,7-0,8 против 0,4-0,5 при обычной технологии работ) и обеспечивают более высокую эффективность охраны выработки от проявлений горного давления. Однако, как показывают результаты многочисленных шахтных исследований по этой проблеме [2, 3], область интенсивного пучения почвы при этом лишь переносится на большее расстояние от забоя. Применение бутовых полос обеспечивает необходимые конструктивные размеры подготовительных выработок на концевых участках лав, но не исключает необходимости их перекрепления и подрывки почвы при дальнейшей эксплуатации. По нашему мнению, целесообразно использование такого варианта способа охраны, при котором породная полоса на всем своем протяжении быстро воспринимала бы нагрузку от пород кровли еще на сопряжении лавы со штреком, способствовала обрушению зависающих консолей пород основной кровли вблизи выработки и снижению пригрузки на опорные конструкции и крепь выработки. В то же время бутовая полоса, являясь своеобразным концентратором напряжений, не должна интенсифицировать выдавливание пород почвы в выработку, а напротив - должна ком-

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

153

пенсировать повышенные напряжения в почве и предотвратить интенсивное деформирование породного контура и крепи. Эффективность охраны подготовительных выработок бутовыми полосами можно проследить на примере транспортных штреков, проводимых на шахтах ГП “Донецкуголь” им. газеты “Донбасс” и им. М.И.Калинина, по пласту h10 “Ливенский” мощностью 1,2 – 1,4 м, со слабыми породами непосредственных кровли и почвы, и высокой газодинамической активностью. На шахте им. газеты “Донбасс” применялась сплошная система разработки “лава-штрек” с тремя подготовительными выработками, проводимыми вслед за лавой. Эти выработки, из которых средний штрек – вентиляционный, нижний – транспортный и верхний – воздухоподающий, охранялись бутовыми полосами, возводимыми скреперными установками ЗУ-2 (рис. 2, а). Выработки проводились буровзрывным способом вслед за лавой с верхней подрывкой. Вдоль среднего вентиляционного штрека возводились двусторонние бутовые полосы с размерами по падению – 10 м и по восстанию – 4 м. Размер бутовых полос возводимых над транспортным штреком составлял 16 м, а под воздухоподающим – 12 м. Отставание породных забоев подготовительных выработок от лавы составляло 6 – 8 м. а)

б)

Рис. 2. Схема 2-й западной лавы пласта h10 при использовании сплошной системы разработки со средним вентиляционным штреком в условиях шахт им. газеты “Социалистический Донбасс” (а) и им. М.И.Калинина (б)

154

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

На шахте им. М.И.Калинина при отработке пласта h10 «Ливенский» применялась сплошная система разработки “лава-этаж” с проведением транспортного штрека буровзрывным способом впереди лавы с опережением ее вначале на 40 м, а позднее – на 10 м. Воздухоподающий штрек проводился вслед за лавой вприсечку к транспортной выработке ранее отработанной лавы, а проведение среднего вентиляционного штрека осуществлялось вслед за лавой. Воздухоподающий и вентиляционный штреки проводились с отставанием от лавы на 8 м (рис. 2, б). Охрана транспортного штрека осуществлялась бутовой полосой, возводимой вручную из породы, получаемой из бутового штрека. Размер бутовой полосы составлял 12 м. Охрана воздухоподающего штрека производилась бутовой полосой, возводимой скреперной лебедкой ЗУ-1 из породы от проведения штрека. Размер бутовой полосы равнялся 14 м. Вентиляционный штрек охранялся двусторонними бутовыми полосами с шириной по 6 м, возводимыми вручную. Проведенные наблюдения за смещениями боковых пород на контуре подготовительных выработок показали, что средние вертикальные и горизонтальные смещения воздухоподающего, вентиляционного и конвейерного штреков на расстоянии 120 вслед за лавой для шахт «Социалистический Донбасс» и им. М.И. Калинина соответственно составили 2,2 и 3,2 м; 1,9 и 2,9 м; 2,9 и 4,8 м [4]. Это позволяет сделать вывод о том, что наибольшие смещения боковых пород наблюдались на контуре конвейерного штрека, охраняемого по схеме «угольный массив – бутовая полоса». Вертикальные смещения боковых пород на контуре воздухоподающего штрека, охраняемого по схеме «присечной угольный целик – бутовая полоса», были меньшими соответственно в 1,5 и 1,32 раза по сравнению с аналогичными смещениями конвейерного штрека. Смещения вентиляционного штрека, охраняемого по схеме «бутовая полоса – бутовая полоса», были меньшими соответственно в 1,65 и 1,53 раза. Следует отметить, что смещения на контуре всех подготовительных выработок в значительной степени превышали паспортную податливость применяемой металлической арочной крепи, что было сопряжено с необходимостью проведения дорогостоящих ремонтов выработок в виде неоднократных подрывок почвы, замены элементов разрушенных комплектов крепи и перекрепления отдельных участков выработок. Таким образом, необходимо разработать новые способы и средства поддержания и охраны, которые позволили бы не просто утилизировать породу в выработанном пространстве, а предоставили бы возможность управлять геомеханическими процессами в выработанном пространстве с целью минимизации вредного проявления горного давления в подготови-

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

155

тельных выработках. Одним из решений данной проблемы может стать способ охраны подготовительных выработок бутовыми полосами, имеющими характер дискретных опор переменной жесткости по площади породной полосы. Библиографический список 1. Аносов О.С. и др. Управление горным давлением при разработке угольных пластов. – Донецк: Донбасс, 1990. – 303с. 2. Черняк И.Л., Шевченко Б.А., Самохвалов Ю.И. Повышение устойчивости подготовительных выработок на шахте им. А.Г.Стаханова - Уголь Украины, - №11. – 1987. 3. Черняк И.Л. Предотвращение пучения горных выработок. – М.: Недра, 1978. 237с. 4. Соловьев Г.И. О новой концепции обеспечения устойчивости выемочных выработок в зоне влияния очистных работ // Горный информационно-аналитический бюллетень, МГГУ, Москва. №4, 2005 г. С. 200-204.

156

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

УДК 622.831

ОБОСНОВАНИЕ ПАРАМЕТРОВ НОВОГО СПОСОБА ЗАКРЕПЛЕНИЯ АНКЕРА Квич А.В., студент (ГОУ ВПО «ДонНТУ», г. Донецк)* На сегодняшний день наибольшее распространение получил способ закрепления анкерной крепи с помощью различных полимерных смол. В общей стоимости установки одного анкера (350500 руб.) 40% составляет стоимость скрепляющих материалов. Поэтому поиск и разработка альтернативных, ресурсосберегающих способов закрепления анкерной крепи в настоящее время имеет актуальное значение. В направлении решения данной технической задачи в ДонНТУ предложен новый способ закрепления анкера за счет естественного деформирования стенок шпура [1]. Данный способ основан на использовании процессов естественного деформирования стенок шпура. Учитывая тот факт, что зона влияния выработки распространяется на 3-4 ее радиуса, шпур длиной 2-3м, пробуренный с контура выработки вглубь массива, попадает в зону действия повышенных напряжений. При этом вокруг шпура также формируется зона повышенных напряжений. В связи с тем, что уровень действующих напряжений в окрестности шпура выше чем вокруг выработки, можно предположить, что деформационные процессы вокруг шпура будут происходить с опережением деформационных процессов в породном массиве вокруг выработки. На (рис. 1) показана схема к объяснению механизма закрепления анкера. Реализация разработанного способа закрепления анкера производится в два этапа. На первом этапе в пробуренный шпур 1 вводится анкер 2, который с помощью пластмассовой втулки 3 закрепляется в донной части скважины. После этого устанавливают опорную плиту 4 и с помощью гайки 5 производят предварительное натяжение анкера. На втором этапе за счет деформирования стенок скважины производится закрепление анкера по всей длине, что возможно только в случае, когда конвергенция стенок скважины превышает разность между диаметром шпура и анкера. Важным и актуальным вопросом является определение области применения и технические параметры данного способа. *

Научный руководитель – д.т.н., проф. Касьян Н.Н.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

157

Рис. 1. Закрепление анкера за счет естественного деформирования стенок шпура

Для этого необходимо решить две задачи. Первая задача состоит в определении геомеханических условий (соотношение между прочностью породы на одноосное сжатие и средним действующим напряжением), в которых возможна реализация предлагаемого способа закрепления анкера. Вторая задача заключается в определении участков по сечению выработки, на которых наиболее интенсивно происходит деформирование стенок шпуров, проведенных в радиальном направлении, а также установлении предельного расстояния от забоя выработки, на котором все еще возможно закрепление анкера рекомендуемым способом. Решение первой задачи производилось на моделях из эквивалентных материалов с соблюдением критериев геометрического и механического подобия. В качестве модели массива использовались образцы различного материала. Геометрический масштаб моделей составлял 1:5. Исследования образцов с разными прочностными характеристиками проводились в институте «Физических процессов горного производства» на установке трехосного сжатия (УТС), которая позволяет определять физико-механические свойства твердых тел в различных видах объемных напряженных состояний и контролировать процесс деформирования и разрушения. Применение УТС дает возможность в лабораторных условиях создавать любые соотношения между компонентами сжимающих напряжений, соответствующие натурным условиям ведения горных работ. Общий вид установки показан на рис. 2. Испытывались образцы кубической формы с размером 555555мм без отверстия и с отверстием 8 мм. Образцы были сделаны из силикатного

158

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

кирпича прочностью 25 МПа и гипса прочностью 5, 10 МПа. На первом этапе моделирования все образцы нагружались на одноосное сжатие, для определения предела прочности образцов. Вторым этапом было нагружение, создаваемое равномерным трехосным сжатием образцов с отверстием и без отверстия, которое соответствовало давлению в ненарушенном горном массиве, соответствующим глубинам 800-1300 м. При этом для кирпича σ1  σ 2  σ 3  32,5 МПа, а для гипса σ1  σ 2  σ 3  20 МПа. Затем при жестко фиксированных боковых плитах, продолжалось сжатие образца по σ1 вплоть до разрушения. При нагружении фиксировались компоненты напряжений σ1 , σ 2 и σ 3 , а так же деформации образца в трех взаимно перпендикулярных направлениях.

Рис. 2. Установка трехосного сжатия (УТС)

Анализ лабораторных испытаний моделей показал, что независимо от прочности на одноосное сжатие процесс разрушения материала вокруг отверстия происходил при соотношении прочности материала на одноосное сжатие ( R0 ) к среднедействующему напряжению (  ср ) равном 0,5. Это соотношение представляет собой параметр, определяющий возможную область применения нового способа закрепления анкера. Для решения второй задачи необходимо проведение шахтных натурных исследований по измерению деформаций стенок шпуров в различных направлениях от оси выработок и на разном расстоянии от забоя. Анализ известных приборов по измерению деформаций скважин и шпуров показал, что все они имеют ряд существенных недостатков [2]. Во-первых, сложны в изготовлении. Во-вторых, измерение деформаций

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

159

стенок скважины производится в сечении по линии. При этом на точность измерений оказывает влияние наличие неровностей стенок скважины, раскрытые трещины, штыб. На кафедре РМПИ предложен новый способ измерения деформаций скважин (шпуров), основанный на принципе «сообщающихся сосудов». Предлагаемое измерительное устройство просто в изготовлении и обладает высокой точностью. Функциональная схема устройства показан на рис. 3.

Рис. 3. Схема прибора

Предлагаемый прибор по измерению диаметра скважин (шпуров) состоит из эластичного рабочего цилиндра (2), армированной трубки (3), измерительного цилиндра (4) со штоком с поршнем (5) и манометра (6). Система заполнена постоянным объемом жидкости (7). Прибор предварительно тарируется в координатах  C  f h  . При тарировке и измерении поддерживается постоянное давление в системе. Измерение диаметра скважины производится путем введения рабочего цилиндра в скважину (1) и созданием за счет хода штока измерительного цилиндра тарировочного давления Р. При этом измеряется расстояние h и по тарировочному графику определяется диаметр скважины. Расчеты показывают, что при базе 100 мм и диаметрах измерительного (10 мм) и рабочего (30 мм) цилиндров изменениям диаметра рабочего цилиндра на 2; 4 и 6 мм соответствует ход штока измерительного цилиндра на 116; 224 и 324 мм соответственно. Таким образом, изготовление предлагаемого измерительного устройства и проведение шахтных натурных исследований позволит обосновать технологические параметры нового способа закрепления анкерной крепи. Библиографический список 1. Патент Украины по заявке №2000063409 от 12.06.2000 г. Способ установки анкера / А.П. Клюев, Н.Н. Касьян, П.С. Дрипан, А.И. Москаленко 2. Ардашев К.А., Ахматов В.И., Катков Г.А. Методы и приборы для исследования проявлений горного давления. Справочник. – М., Недра, 1981. – 128 с.

160

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

УДК 622.281:691.5

ЦЕМЕНТНО-МИНЕРАЛЬНАЯ СМЕСЬ ДЛЯ ВОЗВЕДЕНИЯ НЕСУЩИХ ОКОЛОШТРЕКОВЫХ ПОЛОС ГИДРОМЕХАНИЧЕСКИМ СПОСОБОМ Козлитин А.А. (начальник отдела физико-химических исследований и испытаний на пожароопасность), Лебедева В.В. (ст. науч. сотрудник ОФХИИП), Непочатых И.Н. (науч. сотрудник ОФХИИП) (НИИГД «Респиратор», г. Донецк, ДНР) Разработан состав цементно-минеральной смеси, обладающий набором необходимой механической прочности в условиях интенсивного роста нагрузок со стороны породного массива, что позволяет использовать его для возведения несущих околоштрековых полос гидромеханическим способом. Ключевые слова: горная выработка, околоштрековые полосы, цементноминеральная смесь, механическая прочность, время твердения

Актуальность. Наметившаяся в последнее время тенденция перехода угледобывающих лав на большие глубины, приводит к усложнению горно-геологических условий, связанных с интенсивным проявлением горного давления, газоносности угольных пластов и т.д. Безопасность ведения работ в таких сложных условиях зависит от способа сохранения устойчивости горных выработок позади очистных забоев, отрабатываемых обратным ходом. Ввиду увеличения глубины подземных разработок повысились требования к системам крепления. Применение традиционных методов охраны сопряжения лавы с подготовительной выработкой породных полос (металлическими и деревянными кострами и др.) малоэффективно. Основными недостатками таких методов является их значительная податливость и невысокая несущая способность, что не позволяет эффективно поддерживать зависающую за лавой консоль пород кровли и в сложных горно-геологических условиях не препятствует интенсивному нагружению крепи подготовительной выработки. Вместо выкладки бутовых полос или деревянных костров, для комплексного решения проблемы по поддержанию горных выработок вслед за лавами, всё шире используется технология возведения литых несущих околоштрековых полос из материалов на основе минеральных вяжущих. Околоштрековые полосы уменьшают конвергенцию в выемочных штреках тем сильнее, чем больше опорное воздействие они оказывают на породный массив [1]. Поэтому чем быстрее нарастает до максимально воз-

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

161

можной величины прочность при сжатии материала, на основе которого воздвигают околоштрековые полосы, тем эффективнее опорное воздействие они оказывают на породный массив. К сожалению, двадцатилетний мировой опыт возведения несущих околоштрековых полос путём гидромеханической укладки строительных смесей [2], до сих пор не нашёл широкого применения в угольной промышленности Донбасса. Этому способствовало отсутствие недорогих строительных смесей, разработанных на основе доступного сырья и материалов, не теряющих прочность в условиях агрессивных шахтных вод, и производства специального малогабаритного оборудования для приготовления и перекачивания растворов типа агрегатов «Монолит» или комплекта оборудования ОПР-1. Для возведения несущих околоштрековых полос в условиях интенсивного роста нагрузок со стороны породного массива, требуется применение новых материалов, обладающих достаточно высокой начальной прочностью при сжатии, а также технологий, обеспечивающих приемлемые способы сохранения устойчивости горных выработок позади очистных забоев. В настоящее время в практике угольной промышленности используются цементно-минеральный вяжущий материал «Tekblend» производства фирмы «Fosroc Poland» [3] и цементно-минеральная смесь «БИ-крепь» [4]. Необходимо отметить, что при использовании цементноминерального вяжущего материала «Tekblend», представляющего собой порошкообразную строительную смесь, для возведения околоштрековой полосы требуется расход воды вдвое больше, чем для смесей из зернистых материалов. Известно, что показатель прочности при сжатии существенно зависит от величины отношения массы воды затворения к массе сухого вещества (водотвёрдого отношения – В/Т). В силу этого, указанный материал не обеспечивает быстрого твердения, как в начальный (первые 2-6 ч после затворения сухой смеси водой), так и в последующие периоды твердения (через 24 ч, 3, 7, 28 суток). Следовательно, применение цементноминерального материала «Tekblend» не позволит получить высокую несущую способность литой околоштрековой полосы. Намного эффективнее для сооружения несущих околоштрековых полос является цементно-минеральная смесь «БИ-крепь», прочностные свойства которой, существенно выше, чем у состава «Tekblend» [3]. К главному недостатку указанных цементно-минеральных материалов относится их недостаточная прочность в конце срока твердения. Целью настоящей работы является разработка нового состава быстротвердеющего материала на основе минеральных вяжущих для возведения

162

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

литых несущих околоштрековых полос, обладающего набором необходимой прочности в условиях интенсивного роста нагрузок на него со стороны породного массива, и преимуществами в геомеханическом, технологическом и экономическом аспектах по сравнению с существующими смесями. Основная часть. Возведение несущей околоштрековой полосы можно производить методом гидромеханической укладки путём закачивания строительного раствора в накопительные мешки – опалубки, сшитые из ткани типа Oralex или другого водонепроницаемого материала (стеклопластика, полиэтилена и др.), в виде прямоугольного параллелепипеда, имеющие вверху клапаны для заливки раствора и отвода воздуха (рис. 1).

Рис. 1. Накопительный мешок – опалубка (1 – ёмкость в виде прямоугольного параллелепипеда; 2 – рёбра; 3 – полотняная петелька в форме глазка; 4 – вливной патрубок).

Достоинство такого способа укладки заключается в том, что раствор, благодаря своей пластичности, заполняет все неровности почвы при отсутствии ограничений по всей высоте заливки. Вместе с тем, такая технология укладки диктует свои требования к свойствам сухой смеси. Время начала схватывания раствора должно наступать не позднее 15-20 мин с момента заливки его в накопительную опалубку, то есть жидкая фаза при заливке должна обеспечивать растекание и формование раствора, не создавая избыточного давления на стенки мешка в нижней его части. Консистенция раствора должна быть такой, чтобы он сохранял жидкое состояние и не расслаивался по фракциям в течение про-

163

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

должительного времени, что обусловлено необходимостью транспортировки раствора по трубопроводу на значительные расстояния. Кроме того, смесь должна иметь достаточно высокую начальную прочность (4…9 МПа) уже через 6 ч после затворения и высокую конечную прочность (не менее 15 МПа) через 7 суток твердения. На основании литературных данных [5] и результатов предварительных экспериментов были выбраны гидравлические вяжущие, наиболее полно отвечающие этим требованиям. В качестве исходных компонентов сухой смеси были взяты глинозёмистый цемент (компонент А), главными преимуществами которого является высокая гидравлическая активность, достижение высокой механической прочности при твердении за короткое время и высокопрочное гипсовое вяжущее (компонент В), придающее смеси высокую начальную скорость твердения и прочность, сохраняя при этом необходимую водостойкость. Серии образцов-балочек размерами 40х40х160 мм изготавливали методом литья, выдерживали в лабораторных условиях и подвергали испытаниям на одноосное сжатие через 2 ч, 6 ч, 24 ч, 7 суток и 28 суток. Определение сроков схватывания с использованием прибора Вика, предела прочности при изгибе и сжатии проводили на образцах в соответствии со стандартными методиками. Для всех изучаемых составов выдерживалось одинаковое значение отношения массы воды затворения к массе сухого вещества (водотвёрдое отношение, В/Т), равное 0,40. Свойства изучаемых гипсоцементных смесей и цементноминерального вяжущего материала «Tekblend» производства фирмы «Fosroc Poland» представлены в табл. 1. Таблица 1 Свойства изучаемых гипсоцементных смесей и цементно-минерального вяжущего материала «Tekblend» Рецептура, % № состава

1 2 3 Tekblend В/Т=2,0 Tekblend В/Т=1,39

10 20 30

90 80 70

Сроки схватывания, началоконец, с 400 – 675 510 – 1000 690 – 1080 -

Прочность при сжатии, МПа

2ч

6ч

168 ч 672 ч 24 ч (7 су(28 ток) суток)

4,7 6,3 8,8 1,1 2,4

5,0 8,9 11,3 -

5,8 10,8 13,6 3,6 6,3

11,2 13,1 15,1 5,4 9,8

11,4 15,3 20,0 6,2 11,0

164

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

Как видно из данных табл. 1, цементно-минеральный вяжущий материал «Tekblend» не обеспечивает быстрого твердения, как в начальный (первые 2-6 ч после затворения сухой смеси водой), так и в последующие периоды твердения (через 24 ч, 7 суток и 28 суток). Увеличение процентного содержания глинозёмистого цемента от 10 % до 30 % в гипсоцементной смеси приводит к увеличению механической прочности при сжатии от 4,7 до 8,8 МПа через 2 ч твердения. Однако скорости роста механической прочности в интервале 168…672 ч (7…28 суток) различны – практически не меняются для состава 1 и увеличиваются со скоростью 0,23 МПа/сутки для составов 2 и 3. Причём, для состава 3 через 28 суток твердения прочность на сжатие составляет 20,0 МПа. Полученное значение механической прочности гипсоцементной смеси соответствует величине прочности на сжатие для несущих околоштрековых полос через 28 суток твердения равной 20 Н/мм2 [6]. Это значение механической прочности установлено Институтом управления горным давлением и тампонирования выработанного пространства Центра ДМТ (Германия). Анализ результатов табл. 1 показывает, что увеличение процентного содержания глинозёмистого цемента в сухой смеси в 3 раза, при постоянном водотвёрдом отношении, приводит к увеличению начальных сроков схватывания от 400 с (состав 1) до 690 с (состав 3) и конечных – от 675 с (состав 1) до 1080 с (состав 3). Подобные технологические и физикомеханические параметры позволяют получить строительные растворы с реологическими характеристиками, способными обеспечить необходимую дальность их подачи и требуемую механическую прочность твердеющего материала в возводимом сооружении. Поэтому для дальнейших испытаний был выбран гипсоцементный состав 3. На основе состава 3 (табл. 1) было изготовлено 8 лабораторных образцов и исследована кинетика набора механической прочности на сжатие в диапазоне водотвёрдых отношений от 0,34 до 0,48. Такой интервал изменения водотвёрдого отношения связан с техническими характеристиками установки по возведению несущих околоштрековых полос дистанционным способом в непрерывном режиме [6]. Результаты определения механической прочности при сжатии образцов быстротвердеющего материала (состав 3) при различном значении водотвёрдого отношения представлены в табл. 2. Анализируя экспериментальные данные табл. 2, следует отметить, что в промежутке твердения 2-6 ч, наблюдается потеря механической прочности. Такое поведение в процессе твердения гипсоцементных систем, вероятно, объясняется тем, что при смешивании с водой цемента и гипса на-

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

165

ряду с главным процессом твердения развивается и такой побочный процесс, как взаимодействие двуводного гипса с высокоосновным гидроалюминатом кальция. Таблица 2 Прочность образцов быстротвердеющего материала (состав 3) при различных водотвёрдых отношениях Водотвёрдое отношение 0,34 0,36 0,38 0,40 0,42 0,44 0,46 0,48

2ч

6ч

14,7 9,0 8,1 8,7 7,0 8,0 7,0 5,2

11,6 8,1 9,7 11,0 6,8 7,4 7,4 5,8

Прочность при сжатии, МПа 72 ч 168 ч 24 ч (3 суток) (7 суток) 12,8 22,4 26,6 11,7 18,0 24,1 11,5 16,0 21,6 13,5 13,7 15,8 9,2 13,4 18,3 9,3 13,6 14,9 9,3 11,2 12,6 8,0 10,0 12,1

672 ч (28 суток) 30,8 26,2 20,6 20,0 13,7 13,1 14,2 14,0

При этом образуется трёхсульфатная форма гидросульфоалюмината кальция (эттрингит) по схеме [2]:

4CaO·Al2O3·13H2O + 3CaSO4·2H2O + 13H2O → → 3CaO·Al2O3·3CaSO4·31H2O + Ca(OH)2. Тонкие оболочки из мельчайших частичек эттрингита (3СаО·Аl2O3·3СаSO4·31Н2О) экранируют поверхность клинкерных зёрен цемента и блокируют на некоторое время взаимодействие цемента с водой. При этом наступает, так называемый, индукционный период. В последующем экранирующие оболочки разрушаются и после 6 ч твердения индукционный период заканчивается. Начинается дальнейшее взаимодействие цемента с водой и нарастание механической прочности системы [2]. Из данных табл. 2 видно, что механическая прочность быстротвердеющего материала находится в обратно пропорциональной зависимости от водотвёрдого отношения, то есть для возведения высокопрочной полосы из быстротвердеющего материала желательно иметь минимальную подачу затворяемой воды при устойчивой работе установки. После проведённых исследований было выбрано оптимальное значение водотвёрдого отношения в пределах 0,38…0,40, при котором рекомендуется эксплуатировать предлагаемый состав.

166

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

С целью апробации разработанного состава для возведения несущих околоштрековых полос в условиях полигона, отработки способа контроля смешиваемости компонентов, технологии получения сухой смеси, отработки технологических параметров процесса получения быстротвердеющего строительного раствора и отработки технологии заполнения мешков-опалубок были проведены испытания на поверхности шахты им. А.Ф. Засядько. Сухую смесь, содержащую гипсовое вяжущее марки Г-10 и глинозёмистый цемент марки 400 (ГЦ-40), готовили в циклическом режиме на бетонном смесителе гравитационного типа СБ-8-02 в количестве 4,5 т и расфасовывали в бумажные мешки по 25 кг. Для проведения испытаний использовали насосный агрегат «Mono WT.820» (рис. 2) с присоединённым к его выпускному патрубку растворопроводом длиной 36 м.

Рис. 2. Насосный агрегат «Mono WT.820»

Установлено, что насосный агрегат «Mono WT.820», оборудованный электродвигателем с частотой вращения 1500 об/мин, имеет скорость подачи сухой смеси 37,5 кг/мин и обладает производительностью 1,86 м3/ч на разработанном составе сухой смеси. При выбранном экспериментальным путём значении водотвёрдого отношения В/Т=0,40 необходимое количество воды затворения равно 15,0 ·10-3 м3/мин. Растворная смесь заливалась в накопительный мешокопалубок, изготовленный из непроницаемого материала и имеющий форму параллелепипеда.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

167

В ходе заполнения мешка-опалубки контролировали плотность перекачиваемого строительного раствора с помощью плотномера. Величина плотности находилась в пределах 1850…1900 кг/м3. Путём гидромеханической отливки был получен экспериментальный образец перемычки со следующими размерами: высота 1,10 м, ширина 0,75 м, длина 0,75 м. Прочность на одноосное сжатие через 2 ч твердения составила 8,8 МПа; через 6 ч – 11,3 МПа; через 24 ч – 13,6 МПа; через 3 суток – 15,1 МПа; через 7 суток – 15,5 МПа. Вывод. Разработанный быстротвердеющий состав на основе минеральных вяжущих обладает высоким значением механической прочности при сжатии в течение первых 2 – 6 ч твердения, что позволяет использовать его для возведения несущих околоштрековых полос. Высокая технологичность возведения полосы и низкая трудоёмкость позволяют быстро соорудить её непосредственно вслед за лавой, когда кровля пласта ещё не нарушена. Материал устойчив к воздействию агрессивных факторов, не вымывается водой, не агрессивен и нетоксичен. Проведённые испытания по отработке технологических параметров приготовления и перекачивания строительного раствора с использованием насосного агрегата «Mono WT.820» подтвердили возможность возведения гидромеханическим способом литых несущих околоштрековых полос с применением разработанного состава на основе минеральных вяжущих. Список литературы 1. Тин, П. Состав, транспортирование и опыт применения строительных смесей для подземных горных работ [Текст] / П. Тин // Глюкауф. – 1992. – № 10/12. – С. 30–37. 2. Докукин, О.С. Бетоны и растворы для подземного шахтного строительства [Текст]: Справочное пособие / О.С. Докукин, И.Г. Косков, В.П. Друцко, С.А. Бернштейн. – М.: Недра, – 1989. – 211 с. 3. Тучин, А.С. Минерально-цементные материалы фирмы «Фосрок-Поланд» в Украине [Текст] / А.С. Тучин, З. Скальски // Уголь Украины. – 2001. – № 9. – С. 51-54. 4. Демченко, А.И. Опыт обеспечения высокопроизводительной работы лав на пластах средней мощности [Текст] / А.И. Демченко // Уголь Украины. – 2003. – № 6. – С. 37-41. 5. Волженский, А.В. Минеральные вяжущие вещества [Текст] / А. В. Волженский, Ю. С. Буров, В. С. Колокольников. – М. : Стройиздат, – 1979. – 476 с. 6. Шрёр, Д. Влияние способа укладки на прочность и структуру строительных смесей [Текст] / Д. Шрёр, М. Болеста // Глюкауф. – 1997. – № 1. – С. 26-31.

168

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

УДК 622.23.055

ПЕРСПЕКТИВЫ ИСПОЛЬЗОВАНИЯ ОХРАННЫХ СООРУЖЕНИЙ ВЫЕМОЧНЫХ ВЫРАБОТОК, ВОЗВОДИМЫХ ИЗ РЯДОВОЙ ПОРОДЫ Кудриянов C.И., студент (ГОУ ВПО «ДонНТУ», г. Донецк)* Повышение конкурентной способности угля как основного энергетического сырья связано с уменьшением производственных затрат. основную их часть (до 30 %) составляют затраты на проведение и поддержание выемочных выработок. При отработке угольных пластов с высокой газоносностью на многих шахтах применяется комбинированная система разработки. За счет схемы проветривания лавы с подсвежением исходящей струей в 1,5-2 раза увеличивается нагрузка на выемочный участок. При этом реализуется повторное использование откаточного штрека в качестве вентиляционного при отработке следующего выемочного участка (рис. 1).

Рис.1. Комбинированная система разработки

Опыт повторного использования выработок на шахте «Красноармейская-Западная №1» показывает, что экономический эффект составляет 1015 млн. руб. на один выемочный участок [1]. Охрана повторно используемой выработки на шахте производится с помощью литой полосы, стоимость которой на 1 м выработки составляет 3000-4000 руб. Однако для многих шахт, отрабатывающих пласты мощностью 0,91,2 м (при суточной нагрузке на лаву до 1000 т) этот способ охраны выра*

Научный руководитель – д.т.н., проф. Касьян Н.Н.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

169

боток является экономически нецелесообразным. В этих условиях на шахтах применяются традиционные способы охраны – бутовая полоса, накатные костры, тумбы БЖБТ. Стоимость таких охранных сооружений хотя и ниже в 4-8 раз по сравнению с литой полосой, но является весьма значительной. По стоимости материалов охранных сооружений экономически целесообразным является использование бутовой полосы. Однако ее применение имеет ряд негативных моментов. Во-первых, для получения рядовой породы необходимо вслед за лавой вести бутовый штрек, что оказывает влияние на ритмичность работы лавы. Во-вторых, большая усадка бутовой полосы – 30-40 %. В-третьих, большой объем ручного труда. Следует отметить, что с точки зрения несущей конструкции в поддержании кровли участвуют только 20-25 % ширины бутовой полосы (несущее ядро), а остальная часть бутовой полосы создает боковой отпор, который формирует несущее ядро. В свете выше изложенного, для повышения эффективности работы охранного сооружения из рядовой породы представляет интерес техническое решение, суть которого заключается в способствовании формированию несущего ядра не за счет значительной пассивной породной массы, а за счет использования ограничивающей поверхности. Этот принцип можно реализовать размещением разрушенной породы в замкнутой оболочке. В качестве такой оболочки могут служить мешки на тканевой основе, тканевые рукава и т.д. [2]. На рис. 2 показан принципиальная схема конструкции предлагаемого охранного сооружения.

Рис.2. Схема охранного сооружения из рядовой породы

В реальных условиях рядовая порода помещается в тканевые мешки диаметром 15-20 см и длиной 0,4-0,5 м. При этом вес одного опорного элемента (мешка с породой) не превышает 30 кг. Проведенные лабораторные испытания показали, что усадка охранной конструкции не превышает 15 %. При этом в лабораторных условиях отражались условия не полосы из опорных блоков, а отдельной конструкции, соизмеримой с мощностью вынимаемого пласта. В реальных условиях жесткость охранного сооружения будет большей.

170

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

С учетом того, что стоимость предлагаемого охранного сооружения на порядок ниже стоимости литой полосы в условиях ограничения в средствах, оно может составить конкуренцию традиционным способам охраны выемочных выработок. Для этого необходимо проведение дополнительных лабораторных и шахтных исследований, а также отработка технологии изготовления опорных элементов (в подземных условиях, на поверхности). Библиографический список 1. Зборщик М.П., Байсаров А.В. Охрана штреков литыми полосами при разработке пологих пластов средней мощности // Уголь Украины. – 2001. – №9. – С. 3-6. 2. Касьян Н.Н., Ильин А.И., Иващенко В.Д., Хазипов И.В. Лабораторные испытания охранных сооружений с использованием породных стоек // Геотехнологии и управление производством в XXI веке. – Донецк, 2006. – Том 1. – С. 93-97.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

171

УДК 622.272

ПОДХОДЫ И МЕТОДЫ ПО ВЫБОРУ РАЦИОНАЛЬНОЙ ТЕХНОЛОГИИ ВЕДЕНИЯ ОЧИСТНЫХ РАБОТ Мошнин Д.Н., Гончар М.Ю., студенты гр. РПМ-12а* (ГОУ ВПО «ДонНТУ», г. Донецк) В статье приведены основные требования к выбору эффективной технологии очистных работ по условиям устойчивости и прочности пород кровли и почвы для выбора и применения механизированной выемки угля, схема лавы при безнишевой выемке, виды механизированных комплексов и крепи сопряжения. Ключевые слова: пласт, кровля, почва, устойчивость, обрушаемость, очистной забой, механизированная выемка, безнишевая выемка, крепь сопряжения, добычной участок.

Принятые проектные решения по выбору эффективной техники и технологии приводятся на основании анализа горно-геологических условий залегания пласта l4 и опыта работы шахты «Трудовская» при ведении очистных работ механизированным комплексом с комбайновой выемкой угля. В основу положен поиск инженерно-технических решений, которые обеспечивали бы наивысшую нагрузку на очистной забой по техническим возможностям принятого оборудования. При выборе рациональной технологии очистных работ, исходя из результатов исследований, практического опыта в работе приняты во внимание и учтены следующие положения: 1. Нагрузка на очистной забой предопределяется, прежде всего, производительностью техники по выемки угля и условиями ее эксплуатации. 2. В общем случае, возможности достижения максимальной нагрузки на очистной забой можно (следует) вести по трем направлениям. Первое – увеличение скорости подачи за счет установки исполнительного органа с оптимальными для данных условий параметрами (прежде всего величины захвата). Снижения сопротивляемости пласта резанию (нагнетание воды в пласт) и установки двигателя повышенной мощности (использования комбайна большей энерговооруженности), ориентирования забоя относительно главных кливажных трещин; Второе – увеличение времени наработки на отказ и сокращение времени восстановления (увеличение коэффициента готовности) за счет строгого соблюдения правил эксплуатации, технического обслуживания и ремонта оборудования; *

Научные руководители – к.т.н., доц. Выговская Д.Д., к.т.н, доц. Выговский Д.Д.

172

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

Третье – увеличение доли чистого машинного времени работы комбайна в течение суток за счет сокращения и совмещения вспомогательных операций, устранения организационно-технических простоев (применение мехкрепей с подпором, химическое упрочнение пород, правильный выбор транспортной системы). Этому же во многом способствует и использование механизированных крепей сопряжения с подготовительными выработками и безнишевая работа в лаве. Ведь удельный вес трудоемкости по подготовке ниш при узкозахватных комбайнах с механизированной крепью составляет 26-28%. [1, 2, 3] Ликвидация ниш или уменьшение их длины могут быть обеспечены: – самозарубкой комбайна косыми заездами; – двухкомбайновой выемкой при комбайнах с односторонним расположением исполнительных органов относительного корпуса комбайна; – фронтальной самозарубкой при применении комбайнов с симметричным расположением исполнительных органов; – выносом приводной головки конвейера из лавы. Возможно применение конвейеров с плоскими приводными головками, допускающими выход комбайна в подготовительную выработку; – применение конвейеров, оснащенных лемехами для погрузки угля при их передвижке. Особое место занимает организация работ на сопряжении лав с подготовительными выработками. По данным ДонУГИ трудоемкость работ на этих участках достигает 50% общей трудоемкости по забою. Кроме того, выполнение многих работ на сопряжениях трудно поддается совмещению. Для выполнения этих, в основном не совмещенных, процессов затрачивается 1-1,5 часа в смену. В целом идет речь о мерах по повышению эксплуатационной производительности выемочной машины, которая определяется количеством и продолжительностью вспомогательных операций и организационнотехнических неполадок не столько в лаве, но и на участке в целом. Коэффициент эксплуатационной производительности учитывает потери времени в работе выемочной машины в течение смены, обусловленные несовершенством смежных процессов. Таким образом, эксплуатационная производительность выемочной машины, по сути, характеризует нагрузку на очистной забой. И если главным направлениям увеличения теоретической производительности, в общем случае, является увеличение скорости подачи, технической – увеличение наработки на отказ и сокращения времени восстановления работоспособности, то эксплуатационной – повышение времени использования комбайна.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

173

На практике скорость подачи зависит от горно-геологических и горнотехнических факторов. Горно-геологические факторы (устойчивость боковых пород, наличие ложной кровли и нарушений, выдержанность, гипсометрия пласта, глубина разработки) влияют на ритм протекания процесса добычи угля. В сложных горно-геологических условиях происходит снижение скорости подачи выемочной машины, по сравнению с возможной, по условиям разрушения угольного пласта . К горнотехническим факторам относятся: длина лавы, система разработки, вид крепи, тип выемочной машины, вид транспорта. Система разработки обуславливает эффективность проветривания и управление горным давлением на концевых участках лавы , что сказывается на скорости подачи выемочной машины. Несоответствия между производительностью доставочных средств в подготовительной выработке и возможной производительностью лавы ведет также к снижению скорости подачи комбайна. Исследования, проведенные на шахтах Донбасса, показали, что увеличение длины лавы сверх оптимальной по экономическим соображениям, приводит к росту эксплуатационной скорости подачи комбайна только с мощными двигателями и эффективным их охлаждением [3]. Учет влияния вышеперечисленных факторов на скорость подачи выемочной машины осуществляется путем введения соответствующих коэффициентов и ограничений. Но для конкретной машины скорость подачи определяется, главным образом, сопротивляемостью пласта резанию . Следует иметь в виду, что поскольку сопротивляемость пласта резанию (включая породные прослойки, твердые включения) колеблется в широких пределах от 0,3 до 6,0 кН/см, то ее влияние необходимо учитывать еще на этапе выбора выемочной машины, а не только в момент определения скорости подачи комбайна. Поскольку сопротивляемость угля резанию даже в пределах лавы изменяется в широких диапазонах (колебания в 1,5-2 раза), то следует определять ее среднее значение, которое и станет исходной величиной при расчете эксплуатационной производительности комбайна. При отработке пластов с весьма крепкими углями с сопротивляемостью резанию более 3 кН/см рекомендуется снижать крепость угля нагнетанием воды в пласт. Установлено, что повышение влажности угля на 34% снижает его прочность на 55-65 % . Скорость подачи прямо связана с величиной отжима угля. Управление отжимом угля осуществляется путем изменения ряда технологических параметров очистного забоя – ширина призабойного пространства, ширины захвата исполнительного органа выемочной машины, способа управления кровлей, жесткости крепи и др.

174

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

Но следует иметь в виду, что в ряде случаев увеличение отжима может сыграть и негативную роль. При большой величине отжима обнажается кровля, что приводит к нарушению ее устойчивости и к вывалам породы. Как свидетельствует статистика, скорость подвигания очистного забоя оказывает влияние на частоту травматизма. Коэффициент частоты травматизма (число случаев травматизма на 1000 работающих) принимает минимальное значение, начиная со скорости подвигания очистного забоя 3-4 м/сут. Известно, что выход из строя любого из элементов комплекса машин и механизмов приводит, как правило, к остановке очистных работ. Поэтому одним из важнейших требований к используемому оборудованию является его надежность. И проектирование процесса выемки угля в лаве следует осуществлять с учетом надежности технологических цепей в пределах эксплуатационного участка [1, 2, 5]. Комплексным критерием для оценки надежности является коэффициент готовности – Кг. КГ 

Т , Т 

(1)

где Т – наработка на отказ (среднее время безотказной работы очистного забоя между двумя последовательными отказами);  – время восстановления работоспособности системы (среднее время устранения одного отказа). Следует еще подчеркнуть в контексте рассматриваемых вопросов, что экономическая сущность проблемы повышения надежности оборудования очистных забоев заключается в повышении нагрузки на очистной забой, росте производительности труда и снижении себестоимости добычи угля. Вместе с тем, следует вести речь не о повышении надежности оборудования вообще и любыми путями, не считаясь с затратами, а о достижении экономически оптимального его значения [5]. Получение достоверных показателей надежности достигается путем проведения хронометражных наблюдений за работой технологического оборудования. А затем, зная вероятность безотказной работы (величины коэффициентов готовности) составляющих комплекса оборудования лавы, определяется вероятность безотказной работы (коэффициент готовности) в целом комплекса оборудования. При хронологических наблюдениях в конкретных условиях можно воспользоваться среднеотраслевыми значениями. Проведенные наблюдения свидетельствуют о том, что наибольшее число отказов при работе комплексов (50-60%) связано с отказами комбайнов. На долю отказов механизированных крепей и забойных конвейе-

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

175

ров приходится соответственно 15-30% и 10-15% всех отказов комплексов. Комбайны в процессе выемки угля простаивают в среднем 15% длительности смены из-за отставания процесса передвижки секций и работ по оформлению забоя [4, 5, 6]. Но надо иметь ввиду, что наряду с отказами крепи, вызывающими перерывы в работе выемочной машины, имеют место отказы, устранение которых совмещается с работой основного оборудования (совместные отказы). Как показали исследования, показатели надежности крепи зависят от числа секций, установленных в забое. Надежность скребкового конвейера в значительной мере зависит от прямолинейности става в вертикальной и горизонтальной плоскостях. В 65-70 % случаев отказы случаются из-за обрывов цепи. Следует учитывать, что успешная работа механизированных комплексов зависит не только от надежности их оборудования, но и от надежности (благонадежности) выемочного поля – совокупности свойств, определяющих степень его пригодности для успешной отработки механизированным комплексом при нестабильных горно-геологических условиях залегания пласта. Следует учитывать, что надежность комплексов зависит также от горнотехнических факторов, в частности от длины лавы. С изменением длины лавы меняется длина тяговых цепей и электрических кабелей комбайнов, тяговых цепей конвейеров, число линейных секций рештачного става конвейеров, число секций механизированных крепей. Исследованиями установлено [5, 6], что максимальный коэффициент готовности достигается при длине лав 170-190м, а с использованием комплексов нового технического уровня на 20-30% более, что близко к длине комплексов в поставке. Определение оптимальной длины лавы в зависимости от мощности разрабатываемых пластов (1,3-2,8м) и метанообильности (5-15м3/т) для различных мощностей шахт (1-6 млн. т/год) показало, что экономический эффект значительно возрастает (на 60-80%) с увеличением лавы со 100 до 250м и сохраняется примерно одинаковым при увеличении длины лавы свыше 250м. Значительный рост экономического эффекта при увеличении длины лавы со 100 до 250м объясняется резким уменьшением эксплуатационных затрат в целом и особенно на горные работы [6]. Важнейшей задачей повышения надежности и эффективности работы технологических звеньев и очистного забоя, прежде всего, является организация ремонтно-профилактической работы. Здесь не все однозначно. Следует иметь в виду, что с увеличением времени ремонтнопрофилактических работ уменьшается время на непосредственную выем-

176

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

ку угля в забое, но увеличивается надежность работы комплекса машин, механизмов и наоборот. Очевидно, что существует такая длительность времени ремонта, при которой обеспечивается максимально ожидаемая суточная нагрузка на лаву. Всякое уменьшение длительности ремонтов требует увеличения штата рабочих – ремонтников. В противном случае образуется «ремонтная запущенность», существенно снижающая коэффициент готовности лавы как системы, а, следовательно, и нагрузку на очистной забой. Поэтому в качестве критерия для оценки длительности ремонтно-подготовительных работ следует принимать именно коэффициент готовности лавы, поскольку отношение времени наработки на отказ к сумме этого времени и времени ремонтов и восстановления и есть суть коэффициента готовности. Нагрузка на очистной забой во времени зависит от форм организации производства, которое в свою очередь определяется режимом работы, т.е. общим числом смен, их продолжительностью, порядком чередования добычных и ремонтно-подготовительных смен. Основным технологическим требованием к режиму производства является, во-первых, обеспечение необходимого времени для ежесуточного и еженедельного проведения работ по профилактике и ремонту оборудования, а, во-вторых, совпадение с режимами работы других участков и цехов (например, механического цеха и др.). Важное место в процессе проектирования технологии очистных работ занимает выбор рациональной схемы работы выемочной машины. Челноковая схема увеличивает время работы комбайна по выемке, зато при односторонней схеме исключается нахождение людей между забоем и конвейером, что снижает травматизм; значительно снижается трудоемкость работ по зачистке почвы; большинство горнорабочих находится на свежей струе, не в запыленном пространстве и в лучших температурных условиях. При интенсивном отжиме предпочтительнее челноковая схема выемки с погрузкой угля статическими погрузчиками (лемешками) конвейера. Однако при волнистых почвах лучше односторонняя выемка угля. Обобщая материалы о влиянии различных факторов на выбор схемы выемки угля можно сделать вывод, что в общем случае на основе опыта челноковая схема выемки целесообразна в лавах на пластах мощностью до 1,5 м, при сопротивляемости угля резанию Ар1,5 кН/см; при наличии в пласте твердых включений, прослойков породы в нижней и средних частях, почве любой прочности, метанообильности до 20 м3/т.с.д., при длине лавы свыше 170м [4, 5]. В других случаях предпочтение следует отдавать односторонней выемке угля.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

177

Полученная в результате расчетов нагрузка на очистной забой должна быть сопоставлена с нормативной и, на этой основе, сделаны соответствующие выводы. Окончательно нагрузка на очистной забой устанавливается с учетом ее возможный величины по газовому фактору, определяемой в соответствии с «Руководством по проектированию вентиляции угольных шахт» [7]. Для получения высокой нагрузки на очистной забой необходимо планировать достижение максимально возможной скорости подачи комбайна за счет использования комбайна большой энерговооруженности, использования отжима угля при минимальной ширине захвата исполнительного органа комбайна, повышения коэффициента готовности за счет качественного технического обслуживания и ремонта оборудования; увеличения машинного времени работы комбайна в течение суток за счет сокращения и совмещения вспомогательных операций, в частности за счет применения механизированной крепи с подпором, химического упрочнения пород, использования механизированной крепи сопряжения, безнишевой работы в лаве, правильного выбора транспортной системы. Ликвидация ниш в очистном забое предусматривается за счет выноса приводной и концевой головок конвейера на штреки, самозарубку комбайна производить косыми заездами. Применять конвейер, оснащенный лемешками для погрузки угля при его передвижке. Однако с технологической точки зрения предусматривать устройство бровки у подготовительных выработок длиной по 1,5 м каждая. Укрепление пород кровли над ними осуществлять путем анкерования. Для эффективности работы предусматривать достижение полного соответствия между возможной производительностью лавы и производительностью доставочных механизмов в подготовительной выработке путем подбора соответствующего оборудования. В целом проектирование процесса выемки в лаве осуществляется с учетом надежности технологических цепей в пределах эксплуатационного участка. В целях повышения надежности и эффективности работы технологических звеньев предусматривается организация полноценной качественной ремонтно-профилактической работы. В качестве критерия для оценки длительности ремонтно-подготовительных работ принимается коэффициент готовности лавы. На основании опыта эксплуатации механизированных комплексов на шахтах Донбасса в условиях, аналогичных с пластом l4 , собственного опыта шахты «Трудовская» предусматривается ежесуточно полная ремонтно-подготовительная смена, которая согласуется с режимом работы других участков и цехов (материальных складов, механического цеха и др.). В обязательном порядке отводится время для

178

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

ремонта участковых подготовительных выработок и средств транспорта по ним. Оценив достоинства и недостатки, степень влияния факторов на выбор рациональной схемы работы выемочной машины в условиях пласта l4 (мощность пласта, сопротивление угля резанию, наличие включений и прослойков, прочность почвы, метанообильность и др.) рекомендуется применить челноковую схему работы комбайна [2]. Оптимальная длина лавы в условиях пласта l4 , как с точки зрения получения максимального экономического эффекта из условий минимума эксплуатационных затрат в целом, так и в частности, на горные работы. Так при достижении максимального коэффициента готовности очистного забоя длина лавы составляет 190-220м. Окончательно длина лавы принимается после выбора типа механизированного комплекса, с учетом его длины в поставке. В качестве крепи сопряжения лавы с подготовительной выработкой из наиболее часто применяемых (КСШ 5А, КСД-90, ОКСА-IV, КСУ-3м) и рекомендуется КСД-90 [1] . Во-первых, она имеет шаг передвижки как 0,63 м так и 0,8 м. А, вовторых, приспособлена для арочной крепи и при высоте нижней подрывки в подготовительной выработке начиная от нуля, т.е. нижняя подрывка не обязательно, что является важным при работе лав по восстанию. Библиографический список 1. Ярембаш И.Ф., Мороз В.Д., Ворхлик И.Г., Костюк И.С.. Производственные процессы в очистных забоях угольных шахт. – Донецк, 2007. – 288с. 2. Кияшко И.А. Процессы подземных горных работ. К., Вища школа, 1992. – 335 с. 3. Дубов Е.Д. и др. Комплексная механизация очистных работ на угольных шахтах.. – К: Техника, 1988. – 208с.. 4. Прогрессивные технологические схемы разработки пластов на угольных шахтах. М., МУП СССР, ИГД им. А.А. Скочинского, 1979, – Ч.2. – 246с. 5. Ворхлик И.Г., Мороз В. Д., Стрельников В.И., Костюк И.С. Пособие по решению практических задач в курсе «Процессы подземных горных работ» (под общей ред. Проф. Ярембаша И.Ф.) Донецк, ДонНТУ, 2005. – 115с. 6. Липкович С.М., Лебедев Н.Н., Мирошников С.И. Проектирование технологических процессов очистной выемки угля. – Недра.М.,1974. – 224с. 7. Руководство по проектированию вентиляции угольных шахт. – К.: Основа, 1994. – 312с.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

179

УДК 622.831

ОБЕСПЕЧЕНИЕ УСТОЙЧИВОСТИ ПОДГОТОВИТЕЛЬНЫХ ВЫРАБОТОК ПРОДОЛЬНО-БАЛОЧНЫМ УСИЛЕНИЕМ КОМПЛЕКТОВ ОСНОВОЙ КРЕПИ НА ШАХТЕ «ЮЖНОДОНБАССКАЯ №3» Муляр Р.С., студент (ГОУВПО «ДонНТУ» ) г. Донецк* Рассмотрены результаты применения нового способа обеспечения устойчивости подготовительных выработок в зоне влияния очистных работ в условиях шахты «Южнодонбасская №3».

Эффективная работа современных высокопроизводительных механизированных комплексов во многом предопределяется устойчивостью подготовительных выработок в зоне влияния очистных работ [1, 2]. На шахтах производственного объединения «Донецкая угольная энергетическая компания» («Южнодонбасская №3», им. К.Т. Абакумова, им. М.И. Калинина, им. А.А. Скочинского ПАО «Шахтоуправление «Донбасс») была проведена опытно-промышленная проверка эффективности нового способа продольно-балочного усиления арочной крепи выемочных выработок в зоне влияния очистных работ, которая подтвердила достаточно высокую его эффективность (рис. 1) [3-7]. На шахте «Южнодонбасская №3» в условиях вентиляционного ходка 4-й восточной лавы пласта с11 в качестве усиливающей крепи использовалась жесткая двойная продольная балка из двутавра №14 в сочетании с криволинейным сегментом и двумя радиальными сталеполимерными анкерами (рис. 1) [2]. Вентиляционный ходок, проведенный комбайном вприсечку к выработанному пространству с оставлением угольного целика шириной 4 м, охранялся 2-мя рядами выкладываемых всплошную деревянных бутокостров шириной по 1,5 м. Две продольные балки длиной по 4,5 м из двутавра №14 (рис. 2) с сегментом жесткости, расположенным между балкой и верхняком, подвешивались к нему на 2-х специальных крючьях с планками и гайками с нахлестом 0,5 м. Для повышения эффективности продольно-балочного усиления дополнительно устанавливались два сталеполимернх анкера длиной 2,5 м, которые соединялись с верхняком и балкой отрезком конвейерной цепи. *

Научный руководитель – к.т.н., доц. Соловьев Г.И.

180

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

3-я восточная лава

1996

1995

40 40 №4

1999

1994

40 40

№3

№2

№1

1998

1997

4-я восточная лава

1999

2000

α=7-90

1998

4-я „бис”восточная лава

2002

2001

2000

5-я восточная лава

Рис. 1. Выкопировка из плана горных выработок пласта с11 шахты «Южнодонбасская №3» 300

6 3

2,9

2 1

4 5

3,9

1 0,8 5

5,2

Рис. 2. Конструкция продольной балочно-анкерной усиливающей крепи: 1 – стойка крепи, 2 – верхняк; 3 – криволинейный сегмент из отрезка верхняка (СВП-27) 4 – продольная балка из двутавра №14; 5 – элементы крепления балки к верхняку крепи; 6 – сталеполимерные анкеры

На рис. 3 представлены графики зависимости изгибающих моментов в спецпрофиле арочной крепи от величины центрального угла усиливающего сегмента жесткости, из которых видно, что наименьшие изгибающие

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

181

моменты в спецпрофиле арочной крепи возникают при величине центрального угла сегмента жесткости равном 35-40. Тогда общий центральный угол составит: 2α = 2 . 37,5 = 75. Мизг, Нм Величина изгибающего момента в спецпрофиле крепи, Н м

0,3 0,25 0,2

0,15

0,1 0,05

α, град.

0 0 -0,05 -0,1

-0,15 -0,2 -0,25

Центральный угол сегмента жесткости, град.

М1

М2

М3

М4

Рис. 3. График зависимости изгибающих моментов в спецпрофиле арочной крепи от величины центрального угла усиливающего сегмента жесткости при его использовании (1 и 2) и без него (3 и 4)

Длина усиливающего сегмента жесткости, при котором возникают минимальные изгибающие моменты составит: l сект 

 rвыр  180 0

3 ,14  2 ,0  75    2,62 м. 180 

На рис. 4 представлено общее состояние вентиляционного ходка 4восточной лавы пласта с11 без (а) и с применением (б) продольнобалочной крепи усиления. Применение комбинированной балочно-анкерной крепи усиления с 2-мя продольными балками и 2-мя рядами сталеполимерных анкеров по длине выработки, позволили снизить вертикальные смещения в 2,2-2,6 раза, что при качественном возведении жесткой опорной конструкции вдоль подготовительной выработки вслед за лавой обеспечивает возможность ее повторного использования для отработки следующей лавы [2]. Эффективность применения жесткой связи комплектов арочной крепи можно объяснить изменением механизма взаимодействия породных отдельностей приконтурной части непосредственной кровли с основной крепью выработки. Физическая модель этого взаимодействия заключается

182

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

в перераспределении поддерживающего ресурса недогруженных комплектов крепи за счет съема жесткой балкой повышенных нагрузок с перегруженных комплектов и равномерной передачи их на недогруженные комплекты крепи и образовании над балками вдоль выработки грузонесущих сводов из породных отдельностей непосредственной кровли [6, 7]. а)

б)

Рис. 4. Общее состояние вентиляционного ходка без (а) и с применением (б) продольно-балочной крепи усиления на расстоянии 60 м вслед за лавой (а) и в 5 м перед очистным забоем (б) Библиографический список 1. Черняк И.Л. Повышение устойчивости подготовительных выработок. М.: Недра, 1993. 2. Литвинский Г.Г., Гайко Г.И., Кулдыркаев М.И. Стальные рамные крепи горных выработок. – К.: Техніка, 1999. – 216с. 3. Бондаренко, Ю.В. О влиянии жесткости каркасной крепи усиления на смещения пород кровли / Бондаренко Ю.В., Соловьёв Г.И., Кублицкий Е.В., Мороз О.К. // Известия Донецкого горного института. 2001.– № 1. – С.59-61. 4. Соловьёв, Г.И. О возможности перераспределения повышенной нагрузки между комплектами арочной крепи выемочных выработок глубоких шахт / Соловьёв Г.И., Гребенкин С.С., Панфилов Ю.Н., Ковшевный А.П., Малышева Н.Н., Нефедов В.Е. // Науковий вісник Національного гірничого університету, Дніпропетровськ, 2004. – №10. – С.48-52. 5. Соловьёв Г.И. О результатах опытно-промышленной проверки эффективности способа продольно-жесткого усиления арочной крепи выемочных выработок глубоких шахт // Геотехнічна механіка: Міжвід. збірн. наук. праць / ІГТМ ім. М.С.Полякова НАН України. - Дніпропетровськ. 2005. – Вип.61. – С.274-284. 6. Соловьёв Г.И. Определение параметров силового взаимодействия арочной крепи и жесткой продольной балки // Вісті Донецького гірничого інституту, 2005. – №2. – C.90-100. 7. Соловьёв Г.И. Особенности физической модели самоорганизации боковых пород на контуре выемочной выработки при продольно-жестком усилении арочной крепи // Науковий вісник НГУ, Дніпропетровськ. 2006. – №1. – С.11-18.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

183

УДК 622.831.3: 622.28.042

ОБ АДАПТАЦИИ ШАХТНЫХ КРЕПЕЙ К АСИММЕТРИЧНЫМ НАГРУЗКАМ СО СТОРОНЫ ПОРОД КРОВЛИ К.т.н., Палейчук Н.Н., Рыжикова О.А., Шмырко Е.О., (АФГТ ЛГУ им. В. Даля, г. Антрацит, ЛНР) В данной статье проведено исследование направлений адаптации шахтных крепей к асимметричным нагрузкам со стороны пород кровли. Ключевые слова: капитальные и подготовительные выработки, трещиноватость, смещение, ассиметричные нагрузки, крепь.

При ведении горных работ на глубоких горизонтах шахт Донбасса наблюдается значительный рост количества перекреплений капитальных и подготовительных выработок. Значительное количество выработок требует повторного перекрепления. При ведении горных работ в условиях ГП «Антрацит» и ГП «Ровенькиантрацит» на пластах h7, h8 и h10, где кровли представлены алевролитами, песчаниками и аргиллитами, наблюдается интенсивное трещинообразование. К естественной трещиноватости добавляется и искусственная, которая образуется в приконтурной области породного массива вследствие протекания геомеханических процессов. Смещения пород кровли на пологих, наклонных и крутых пластах имеют асимметричное направление относительно вертикали, в связи с чем срок эксплуатации рамных крепей сокращается, что вызывает дополнительные материальные затраты на поддержание выработок. Таким образом, является актуальным исследование направлений адаптации шахтных крепей к асимметричным нагрузкам со стороны пород кровли. Анализ современных способов и средств обеспечения устойчивости протяженных выработок показал, что направления адаптации шахтных крепей к асимметричным нагрузкам условно можно разделить на следующие группы: 1. Изменение формы выработки и крепи [1, 2], 2. Изменение направления податливости [2, 3, 4], 3. Усиление элементов крепи или их участков [5], 4. Комбинирование вышеприведенных способов [2]. Шахтные исследования [1, 2] показывают, что направление максимальной компоненты смещений пород кровли находится в прямой зависимости от значения угла напластования пород вне зон влияния очистных работ и геологических нарушений. Однако, в условиях шахт БоковоХрустальского и Должано-Ровенецкого геолого-промышленных районов, направление превалирующей нагрузки на крепь на 60% участков [3] горизонтальных пластовых выработок не является нормальным к плоскости

184

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

напластования пород вследствие воздействия ряда факторов: различия деформационно-прочностных параметров, мощности слоев пород, наличия и направления водопритока и др. Для определения направления максимальной компоненты смещений пород разработан алгоритм [1, 3], учитывающий деформационнопрочностные характеристики породных слоев в обоих направлениях от нормали к плоскости их напластования. При расчете угла отклонения от нормали к плоскости напластования пород максимальной компоненты их смещений необходимо соотнести расчетные размеры зоны неупругих деформаций слева и справа от нормали к плоскости напластования пород в центральной части выработки. Проверка адекватности вышеприведенного алгоритма и обоснование параметров поперечного сечения выработки в условиях асимметричной превалирующей нагрузки на крепь выполнялась при помощи метода конечных элементов. При формировании КЭ-сетки учитывались колебания мощности боковых пород в пределах исследуемой области. Результаты численных исследований представлены на рис. 1.

Рис. 1. Распределение изополей главных напряжений в выработках различных форм поперечного сечения: а) арочной; б) полуэллиптической; в) асимметричной полуэллиптической

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

185

Анализ полученных результатов показывает, что в условиях асимметричной нагрузки на крепь, а в данном примере угол отклонения превалирующих смещений пород от вертикали составлял 13°, рациональной формой поперечного сечения выработки является асимметричный полуэллипс, параметры которого соответствуют асимметрии приложения нагрузки со стороны пород кровли. Однако, такая форма выработки практически требует дифференцированного подхода к проектированию параметров выработки и, соответственно, крепи, что в современных экономических условиях не представляется возможным. Кроме того наблюдается, как изложено в [2], главное техническое противоречие, которое заключается в том, что на практике выработка должна быть «низкой и широкой» для эффективной работы транспорта, удобства передвижения людей и т.д., а с точки зрения геомеханики – «узкой и высокой», что было обоснованно численным экспериментом [3]. Первая группа направлений адаптации крепей к асимметричным нагрузкам является одной из самых прогрессивных, однако связана с большими первоначальными затратами при сооружении выработки. Кроме того, для проектирования оптимальных геометрических параметров крепи в конкретных горно-геологических условиях требуется достоверная и полная информация о литотипе, геометрических, прочностных и деформационных характеристиках вмещающих пород в окрестности проводимой выработки. С целью снижения материалоемкости крепи в ДонГТУ разработана стальная арочная усиленная крепь, равнопрочность которой повышается целенаправленным изменением напряженного состояния и жесткости наиболее нагруженного участка путем установки элемента усиления и создания предварительного напряжения арки (рис. 2) [2].

Рис. 2. Конструкция арочной усиленной крепи: 1 – стойка, 2 – верхняк, 3 - замок, 4 – элемент усиления, 5 – соединительные скобы

186

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

Крепь представляет собой обычную арку (типа КМП-АЗ), верхняк которой усилен на наиболее опасном участке (рис. 2). Усиленный верхняк состоит из серийного верхняка 2 и элемента усиления 4, представляющего собой отрезок спецпрофиля того же радиуса кривизны, что и верхняк. Элемент 4 сочленен с верхняком 2 соединительными скобами 5 и двумя стальными вкладышами, установленными между днищами спецпрофилей. Вкладыши разделяют элемент усиления на три равные части. В качестве податливых соединений рекомендуются замки типа ЗПК, позволяющие в 1,5 раза увеличить нагрузки на крепь. После монтажа арки и ее расклинки элемент усиления прикрепляют к верхняку скобами, затем производят предварительное напряжение крепи – динамометрическим ключом затягивают гайки на скобах усиливающего элемента. Однако, несмотря на экономическую целесообразность предлагаемых технических решений [1-3], в условиях изменчивой инвестиционной политики в отношении горнодобывающих предприятий, большинство шахт государственной и смешанной форм собственности не могут себе позволить широкое применение инновационных средств крепления выработок в силу ограниченности финансирования и отсутствия ориентации на перспективное развитие. Для адаптации рамной крепи из СВП к асимметрично направленным нагрузкам со стороны пород кровли, было предложено использование метода термического воздействия, который заключается в локальном нанесении сварного шва на различные элементы из спецпрофиля [4]. Зная место приложения превалирующей нагрузки на крепь, можно локально повысить несущую способность, создав предварительное напряжение элемента конструкции крепи путем нанесения сварного шва. Для определения эффективности данного метода была проведена серия лабораторных исследований. Методика проведения испытаний термически предварительно напряженного верхняка шахтной крепи заключалась в следующем. На предварительно обмерянный верхняк наносились сварочные швы по специальным схемам (диаметр электрода 5 мм, длина шва 1 м). Затем подготовленный верхняк устанавливался на станину испытательного пресса ИПС-500 (рис. 3). Концы верхняка были скользящими, нагрузка прикладывалась в средней части шва, измерения деформаций проводились двумя прогибомерами (ПАО 6 и ПМ). Согласно задаваемой схеме термического воздействия на верхняк и прилагаемой нагрузке измерялись прогибы на участке упругого деформирования верхняка, затем вычислялся коэффициент усиления. Результаты испытаний образцов верхняка приведены в табл. 1.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

187

Рис. 3. Схема лабораторного испытания локально-предварительнонапряженного верхняка шахтной крепи Таблица 1 Результаты испытаний термически напряженного верхняка шахтной крепи № п/п 1

Схема термовоздействия

Нагрузка, 104 Н 10,0 13,0

Средний про- Коэффициент гиб, мм усиления, д.ед. 20,0 1,0 27,1

10,0

16,9

1,18

9,0

16,4

1,2

10,0

17,3

1,16

9,0

15,3

1,25

10,0

16,5

1,21

10,0

15,9

1,25

10,0

15,6

1,27

188

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

Анализ полученных результатов испытания верхняка показывает следующее: нанесение сварных швов с обратной стороны днища спецпрофиля позволяет получить коэффициент локального усиления верхняка до 1,2. Термическое воздействие на верхние концы спецпрофиля локально усиливает верхняк до 16%, что может быть объяснено их толщиной 30 мм. В то же время сварочное воздействие на боковые стенки спецпрофиля хорошо его прогревает (толщина 7 мм) и дает коэффициент усиления 1,21, а в комбинации со сварными швами по днищу или по верхним концам коэффициент локального усиления достигает 1,25 – 1,27. Данные результаты говорят о том, что при наличии достоверной информации о величине и направлении превалирующей нагрузки на крепь, методом локального температурного воздействия на верхняк можно добиться повышения несущей способности крепи при асимметричном ее нагружении. Выводы. Таким образом, наиболее экономически целесообразным способом адаптации крепей к асимметричным превалирующим нагрузкам со стороны пород кровли является сварочное воздействие на спецпрофиль крепи, что позволяет создать в нем предварительное напряжение, в результате чего коэффициент локального усиления составляет 1,20 – 1,25, причем наиболее эффективно усиление проводится путем воздействия на боковые стенки и днище спецпрофиля (схема 8). Список литературы 1. Должиков П.Н. Методика расчета параметров повышения устойчивости выработок в интенсивно трещиноватых породах глубоких шахт / П.Н. Должиков, А.Э. Кипко, П.Г. Фурдей, Н.Н. Палейчук // Матеріали міжнародної науково-практичної конференції «Школа підземної розробки». Гаспра, АР Крим: 24-28 вересня 2012. – Дніпропетровськ: НГУ, 2012. – С. 81-90. 2. Литвинский Г.Г., Гайко Г.И., Кулдыркаев Н.И. Стальные рамные крепи горных выработок. – К. : Техника, 1999. – 216 с. 3. Должиков П.Н. Устойчивость выработок в интенсивно трещиноватых породах глубоких шахт: Монография / П.Н. Должиков, А.Э. Кипко, Н.Н. Палейчук. – Донецк: Світ книги, 2012. – 220 с. 4. Палейчук Н.Н. Увеличение несущей способности шахтной крепи методом локального температурного воздействия / Н.Н. Палейчук, Ю.П. Должиков, Ю.И. Кобзарь // Материалы IX международной научно-практической конференции «Проблемы горного дела и экологии горного производства». Антрацит: 24-25 апреля 2014 г. – Донецк: Світ книги, 2014. – С. 35-40.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

189

УДК 622.273

О ВОЗМОЖНОСТИ ВНЕДРЕНИЯ БУРОШНЕКОВОЙ ТЕХНОЛОГИИ ПРИ ОТРАБОТКЕ ПЛАСТОВ АНТРАЦИТОВ В ЗОНАХ РАЗВИТИЯ РУСЛОВЫХ РАЗМЫВОВ Пожидаев С.В., ст. преподаватель, Шмырко Е.О., ассистент (АФГТ ЛГУ им. В. Даля, г. Антрацит, ЛНР) В данной работе обоснована возможность и целесообразность подземной отработки нарушенных пластов антрацита путем внедрения технологии бурошнековой выемки на примере пласта h10 филиала «шахта «Комсомольская» ГУП ЛНР«Антрацит». Ключевые слова: бурошнековая выемка, русловыми размывами, выемочная камера, междукамерные целики, коэффициент извлечения угля.

Актуальность. Технология добычи угля подземным способом жестко зависит от горно-геологических условий. Ведение горных работ, особенно очистных, сопровождается целым рядом сложностей, обусловленных особенностями горно-геологических условий месторождения. Одной из таких является наличие площадей характеризующихся интенсивным развитием геологических нарушений, в частности, русловых внутрипластовых размывов угольных пластов. В настоящее время в эксплуатацию вовлекаются все более сложные по своему строению выемочные участки, в результате чего объем шахтных полей, имеющих геологические нарушения, ежегодно увеличивается. Переход зон геологических нарушений связан со значительными техническими трудностями и не всегда экономически оправдан. При этом ухудшаются технико-экономические показатели работы лавы, и шахты в целом, увеличивается износ оборудования. Отказ от отработки нарушенных участков угольных пластов сопровождается увеличением общешахтных потерь угля, сокращается срок службы шахт и повышаются удельные затраты на его добычу, за счет роста непроизводительных затрат на геологоразведочные работы, проектирование и строительство шахты, проведение и поддержание горных выработок и др. Поэтому разработка технологических схем отработки нарушенных участков для шахт Донбасса, на сегодняшний день, остается актуальной задачей. Цель работы – обосновать возможность и целесообразность подземной отработки нарушенных пластов антрацита путем внедрения технологии бурошнековой выемки на примере пласта h10 филиала «шахта «Комсомольская» ГУП ЛНР «Антрацит».

190

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

Основной материал исследований. На балансе филиала «шахта «Комсомольская» ГУП «Антрацит» состоят угольные пласты h 7, h8, h10, h11. В настоящее время шахтой разрабатываются два пласта антрацита h 8 и h10. Горные работы по пласту h10, в настоящее время, ведутся в придонной части Боково-Хрустальской котловины. В целом спокойное залегание угольного пласта, на данной площади, осложнено многочисленными внутрипластовыми русловыми размывами. Размывы пласта h10 встречены многочисленными подготовительными и очистными выработками: 305, 305 бис, 310, 311, 312 лавами и др. Конфигурация зон размывов обычно вытянутая, реже – сложная. В пространственном положении размывы ориентированы в направлении с юго-запада на северо-восток. Ширина зон размыва обычно от 2 – 5 м до 10 – 30 м, протяженность от 100 – 200 до 800 – 1000 м. Вблизи нижней технической границы по пласту h10 были подготовлены к отработке три выемочных столба. Как показали результаты проведения подготовительных выработок, данный участок осложнен большим количеством внутрипластовых русловых размывов. Это практически исключает возможность его эффективной отработки с применением механизированных комплексов. Запасы угля, на данном участке, списаны по горно-геологическим условиям (акт № 74 от 17.10.2011 г.). Участок ограничен восточным конвейерным ходком № 3, восточным конвейерным ходком № 6, вентиляционным штреком и 10 восточным откаточным штреком (рис. 1). Выемочный столб № 1 ограничен восточным конвейерным ходком № 3, восточным конвейерным ходком № 4, вентиляционным штреком и 10 восточным откаточным штреком. Средняя длина участка 600 м, средняя ширина участка 180 м. В пределах участка выявлено 14 русловых размывов. Расстояние между размывами колеблется от 15 до 71 м; ширина русловых размывов составляет 2–8 м. В зоне русловых размывов угольный пласт размыт на всю мощность, либо его мощность уменьшается до 0,2 – 0,5 м (рис. 2). Выемочный столб № 2 ограничен восточным конвейерным ходком № 4, восточным конвейерным ходком № 5, вентиляционным штреком и 10 восточным откаточным штреком. Средняя длина участка 750 м, средняя ширина участка 160 м. В пределах участка выявлено 15 русловых размывов. Расстояние между размывами колеблется от 15 до 70 м; ширина русловых размывов составляет 2 – 6 м. В зоне русловых размывов угольный пласт размыт на всю мощность, либо его мощность уменьшается до 0,2 – 0,55 м.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

191

Рис. 1. Выкопировка из плана горных работ пласта h10 шахты «Комсомольская». (1, 2, 3 и 4 – номера выемочных участков)

Рис. 2. Фрагмент геологического разреза пласта h10 в восточном конвейерном ходке № 3

Выемочный столб № 3 ограничен восточным конвейерным ходком № 5, восточным конвейерным ходком № 6, вентиляционным штреком и 10 восточным откаточным штреком. Средняя длина участка 750 м, средняя ширина участка 180 м. В пределах нашего участка выявлено 11 русловых размывов. Расстояние между размывами колеблется от 20 до 120 м; мощность русловых размывов составляет 2 – 7 м. В зоне русловых размывов угольный пласт размыт на всю мощность, либо его мощность уменьшается до 0,2 – 0,67 м.

192

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

К востоку от восточного конвейерного ходка № 6 до нижней технической границы шахты «Комсомольская» расположен участок (участок № 4), в пределах которого, на основании установленных закономерностей распространения размывов, прогнозируется широкое развитие русловых размывов, являющихся продолжением зафиксированных на участках №№ 1, 2 и 3. Общая площадь участка составляет порядка 280 тыс. м2. В пределах описываемой площади угольный пласт h10 имеет преимущественно двухпачечное строение. Общая мощность пласта изменяется от 1,02 м до 1,15 м, увеличиваясь на отдельных участках до 1,2 – 1,25 м. Мощность верхней пачки составляет 0,07 – 0,15 м, нижней пачки 0,85 – 1,0 м. Мощность породного прослоя составляет 0,02 – 0,1 м. При однопачечном строении мощность угольного пласта составляет 1,0 – 1,1 м. Средняя мощность пласта по участку принята 1,1 м. Запасы угля на участках №№ 1, 2, 3, с учетом зон русловых размывов, составляют 625 тыс. т, на участке № 4 – 540 тыс. т. Основная кровля угольного пласта представлена сланцем песчаным, мощностью 17,9 – 17,4м. Крепость пород составляет 94,9 – 116,4 МПа. Непосредственная кровля представлена сланцем песчаным, мощностью 5,44 – 10,46 м. Крепость составляет 66,5 – 70,5 МПа. Породы средней устойчивости, местах геологических нарушений неустойчивые. Непосредственная почва представлена сланцем песчаным, мощностью 1,15 – 6,50 м, крепость 72,4 – 97,9 МПа. По выше перечисленным данным, согласно «Инструкции» КД 12.06.204-99, боковые породы следует отнести к категории А3 Б4+Б34+Б2(Б1)П3, т.е. труднообрушаемый массив (А3) со среднеустойчивыми породами нижнего слоя Б4, с выходом малоустойчивых пород по свойствам, близким к среднеустойчивым – Б3-4 и зонами неустойчивой кровли (Б2) в местах геологических нарушений, устойчивой почвой (П3). Русловые размывы, в литологическом отношении, как правило, выполнены крепкими кварцево-полевошпатовыми средне-зернистыми песчаниками, которые в направлении оси синклинали постепенно замещаются мелкозернистыми песчаниками и сланцами песчаными. Угол падения пород, в пределах площади составляет 2-4°. Анализ современных способов выемки угольных пластов показал, что наиболее перспективным направлением повышения эффективности очистных работ на площадях с широким развитием русловых размывов является внедрение технологии бурошнековой выемки угля. Бурошнековая технология является промышленно освоенным способом выемки угля и в наибольшей степени соответствует комплексу современных требований к технологиям угледобычи.

193

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

Технология с применением бурошнековых комплексов отечественного и зарубежного производства на Украине реализована на угольных предприятиях Западного Донбасса, Красноармейского и ДонецкоМакеевского углепромышленных районов, Львовско-Волынского бассейна, а также за рубежом. При выборе наиболее перспективного к внедрению комплекса оборудования для бурошнековой отработки запасов угля пласта h10 на поле шахты «Комсомольская» было учтено следующее:  перспективные участки для рассматриваемой технологии, на которых отработка запасов механизированным способом нецелесообразна по причине их высокой нарушености;  мощность и морфология угольных пластов;  физико-механические характеристики угля, внутрипластовых прослоев и пород;  условия залегания угольных пластов;  технические характеристики и результаты работы отечественных и зарубежных бурошнековых комплексов на угольных предприятиях Украины и российского Донбасса. С учетом вышесказанного, наиболее перспективным является применение бурошнековых установок БШК 2ДМ, АВШ-1, АВШ-2 и КБВ «Вектор». Основные технические характеристики данных бурошнековых установок приведены в табл. 1. Таблица 1 Технические характеристики бурошнековых установок

Мощность пласта, м

Сопротивляемость угля резанию, кН/м

Угол залегания пласта, град

Ширина выемочной полосы, м

Длина выемочной полосы, м

Производительность, т/мин.

Показатели

1,5-2,5 не менее 1,6

0,6-0,9

350

± 15

1,9-2,1

0,6-0,9

400

± 25

1,9-2,1

120

АВШ-2

1,6-2,5

0,6-1,6

400

0-15

1,9-3,1

КБВ «Вектор»

1,5-2,5

0,5-1,0

350

0-15

1,9-2,4

Бурошнековые установки

БШК 2ДМ АВШ-1

100120 120

194

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

Среднесуточная угледобыча угля при работе бурошнековых установок, по опыту работ на шахтах «Добропольская», «Моспинская» и др. колебалась от 50 до 115 т, достигая 130 – 150 т, производительность труда составляла 5 – 7 т/выход [1]. Отработка ранее подготовленных столбов производится из ранее пройденных выработок – восточных конвейерных ходков №№ 3, 4, 5 и 6. Подготовительные выработки проведены в 1992 – 1993 гг., в настоящее время их состояние неизвестно. Для использования существующих подготовительных выработок, необходимо их восстановление с проведением нижней подрывки не менее 0,6 м, площадью поперечного сечения «в свету» 11,2 – 13,2 м2, что определяется техническими требованиями применяемых бурошнековых машин. При подготовке к отработке участка № 4 необходимо проведение новых подготовительных выработок, учитывая вышеприведенные требования. Расположение подготавливаемых к отработке столбов и организация работ по бурошнековой выемке должны быть увязаны с общешахтными транспортной и вентиляционной схемами. Отработка столбов будет осуществляться с обеих сторон, по падению, что позволит более рационально организовать транспортировку угля на 10 восточный откаточный штрек. Технология бурошнековой выемки угля описана в многочисленных литературных источниках и в данной статье не приводится. Одним из показателей эффективности бурошнековой выемки угля является коэффициент извлечения угля. Этот показатель определяет, как объем добытого полезного ископаемого, так и потери угля на участке. Общие потери угля будут складываться из потерь в охранных целиках (поддержание вентиляционного штрека, 10 восточного откаточного штрека, северного бортового штрека), в барьерных целиках, оставляемых в средней части разрабатываемого столба и в междукамерных целиках, необходимых для предотвращения развития недопустимых деформаций пород кровли угольного пласта. Схема формирования выемочного поля приведена на рис. 3. Ширина барьерных целиков будет определяться шириной подготовленных столбов и техническими возможностями применяемых бурошнековых установок и составят 5 – 10 м. При подготовке новых выемочных участков, с целью уменьшения потерь угля в барьерных целиках, при выборе ширины столбов необходимо руководствоваться техническими параметрами применяемых бурошнековых установок. Так ширина подготавливаемых выемочных столбов должна составлять: при использовании бурошнековых установок АВШ-1, 2

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

195

и КБВ «Вектор» – 200 – 220 м, а при использовании бурошнековых установок БШК 2Д – не более 175 м.

Рис. 3. Схема формирования выемочного поля (1 – выемочная камера; 2 – междукамерные целики; 3 – перемычка; 4 – барьерный целик; 5 – зона руслового размыва)

Междукамерные целики, необходимы для предотвращения развития недопустимых деформаций пород кровли угольного пласта, которые по мере подвигания фронта очистных работ разрушаются. При этом достигается плавное опускание пород кровли. Также, для поддержания кровли, в качестве целиков, будут использоваться внутрипластовые размывы, выполненные крепкими породами. Исходя из технических характеристик бурошнековых установок (табл. 1) и средней мощности угольного пласта (1,1 м) ширина вынимаемой полосы составит 2,1 м (БШК 2ДМ, АВШ-1) и 2,4 м (АВШ-2, КБВ «Вектор»). При этом расчетные размеры междукамерных целиков составляют 1,6-1,9 м. Оптимальная ширина междукамерных целиков должна быть уточнена при производстве опытных работ бурошнековой выемкой угля в данных горно-геологических условиях, т. к. от этого зависит, с одной стороны – устойчивость массива пород кровли пласта, а с другой – потери угля в выемочном поле.

196

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

Как показали расчеты, при отработке данного участка коэффициент извлечения угля при бурошнековой выемке, в зависимости от применяемого комплекса, составит для установок БШК 2ДМ и АВШ-1 – 42%, для установок АВШ-2 и КБВ «Вектор» – 46%. По укрупненным расчетам на ранее подготовленных участках может быть добыто до 265-290 тыс. т антрацита. На заключительном этапе производства работ, перед погашением горизонта, выполняется отработка охранных целиков вдоль вентиляционного штрека, 10 восточного откаточного штрека, северного бортового штрека. Это позволит дополнительно извлечь до 45 тыс. т угля. При этом общий коэффициент извлечения угля увеличится до 0,48 – 0,52. По аналогии с этим, в пределах участка № 4 может быть добыто до 280 тыс. т антрацита. Следует отметить, что приведенные данные должны быть уточнены при производстве опытных работ на участке. Выводы: Несмотря на высокие потери угля, в настоящее время, бурошнековая технология, в данных условиях, остается единственной, которая может обеспечить выемку угля с положительной рентабельностью. При этом, только на рассмотренной площади может быть добыто до 550-590 тыс. т. высококачественного антрацита. Сравнительный анализ с применяемой на шахте технологией выемки антрацита с применением механизированных комплексов позволил выявить следующие преимущества бурошнековой технологии:  бурошнековая технология позволяет отрабатывать запасы угля на участках характеризующихся широким развитием геологических нарушений, в частности русловых размывов, на которых очистная выемка с применением механизированных комплексов связана со значительными техническими трудностями и экономически нецелесообразна;  выемка запасов производится без присутствия людей в выработке, что существенно повышает безопасность и комфортность труда рабочих, снижая вероятность травматизма;  по своей структуре технология достаточно проста, обладает значительной гибкостью в плане адаптации к изменению горно-геологических и горнотехнических условий. Список литературы 1. Сапицкий К.Ф. Примеры безлюдной технологии выемки угля / Уголь Украины. №4. – 2000. – С. 10 – 12.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

197

2. Ходырев Е.Д., Филатов В.Ф., Анциферов В.А. Механизированная выемка тонких пластов. / Наукові праці УкрНДМІ НАН України, № 2, 2008. 3. Курченко Э.П., Манжула И.Т., Сушко И.А. Технология и средства механизации для эффективной и безопасной выемки весьма тонких и тонких пластов. Технология очистных работ на угольных шахтах: Сборник научных трудов ДОНУГИ. – Донецк. – С. 88 – 101. 4. Кодунов Б.О., Лященко М.О. Бурошнековий спосіб видобутку вугілляресурсозберігаюча технологія та метод зменшення техногенного навантаження на довкілля / Збірник матеріалів V регіональної науково-практичної конференції «Геотехнології і охорона праці у гірничий промисловості», Красноармійськ, 12 жовтня 2011. – С. 35 – 43. 5. Отчет о научно-исследовательской работе по теме: «Разработка научнотехнических рекомендаций по внедрению бурошнековой технологии выемки угля при отработке маломощных пластов шахт ГП «Донбассантрацит» / Коллектив авторов // Луганский научно-технический центр Академии горных наук Украины. – Луганск. – 2012. – 101 с.

198

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

УДК 622.281.016

АНАЛИЗ УСЛОВИЙ ОТРАБОТКИ ПЛАСТОВ НА ШАХТАХ ДОНЕЦКО-МАКЕЕВСКОГО РАЙОНА ДОНБАССА С ЦЕЛЬЮ ОБОСНОВАНИЯ ОБЛАСТИ ВОЗМОЖНОГО ПРИМЕНЕНИЯ АНКЕРНОГО КРЕПЛЕНИЯ В ПОДГОТОВИТЕЛЬНЫХ ВЫРАБОТКАХ Поповский А.А., студент (ГОУ ВПО «ДонНТУ», г. Донецк)* Угольная промышленность – одна из ведущих отраслей народного хозяйства, важнейшая задача, которой в условиях рыночной экономики состоит в повышении эффективности производства и снижении себестоимости продукции. В настоящее время техническое состояние шахтного фонда угольной промышленности Украины продолжает ухудшаться. Так, около 80% угольных шахт работают без реконструкции более 20 лет, причем третья часть из них введена в эксплуатацию в довоенный период. Учитывая то обстоятельство, что последние 14 лет ежегодно терялось 7,6 млн. тонн производственных мощностей, для выполнения поставленных перед отраслью задач необходимо резко увеличить объемы проведения горных выработок, среди которых 70-80% занимают вскрывающие и подготовительные. Только за последние 20 лет количество шахт, ведущих разработку угля на глубине более 700 м, выросло в 2 раза. Увеличение глубины разработки угольных пластов, развитие на них очистных работ приводит к интенсивному воздействию горного давления на устойчивость подземных выработок через различные формы его проявления, которые зависят от совокупности влияния целого ряда горно-геологических и горнотехнических факторов, присущих условиям каждой шахты. Несмотря на снижение протяженности горных выработок угольных шахт Украинского Донбасса в связи с интенсивным их закрытием за последние годы, увеличение затрат на ремонт этих выработок, состояние последних не улучшается. В среднем 15% из них по протяженности на конец каждого года не удовлетворяет эксплуатационным требованиям. Одной из основных причин такого положения является высокая трудоемкость работ по содержанию выработок при весьма низком (1,5-2%) уровне их механизации. На сегодняшний день более 80% поддерживаемых на шахтах выработок закреплены металлической арочной податливой крепью. Причем *

Научный руководитель – д.т.н., проф. Новиков А.О.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

199

более половины от протяженности этих выработок деформированы. Как система крепления арочная крепь имеет ряд недостатков. Фактически она не поддерживает выработку до тех пор, пока вмещающие породы не разрушатся и не начнут смещаться в выработку, нагружая рамы крепи. То есть, крепь работает в пассивном режиме и не препятствует разрушению вмещающего массива. Кроме этого основными недостатками применения арочной крепи являются: 1. Большая металлоемкость. 2. Крепь не включается в работу сразу после обнажения породного контура выработки. 3. Невозможность полной механизации процесса крепления (затяжка рам и забутовка закрепного пространства производится вручную. Трудоемкость процесса крепления выработки арочной крепью достигает 80% от общей трудоемкости проведения выработки). 4. Традиционная конструкция арочной крепи не соответствует условиям ее нагружения (отсутствует соосносность между направлением податливости крепи и направлением наибольших смещений контура выработки). Кардинально улучшить технические и экономические показатели работы шахт, а также состояние горных выработок можно путем применения анкерной крепи . Не смотря на масштабы использования анкерного крепления горных выработок за рубежом, у нас оно не нашло широкого применения. Объем крепления горных выработок на шахтах Украины в настоящее время составляет 70 км. Существующие нормативные документы, которые регламентируют применение анкерной крепи в выработках, не позволяют однозначно определить условия применения анкерного крепления в чистом виде и в сочетании с другими видами крепи. Не учитывается так же влияние анкерования на изменение свойств вмещающего массива. Все это ограничивает область применения анкерного крепления второй категорией устойчивости (в 200 мм смещения пород кровли). В связи с этим проведение исследований, которые позволили бы установить особенности взаимодействия анкерного крепления с вмещающим массивом, а так же, оценить и определить область его рационального использования для крепления горных выработок – являются актуальными. На основании собранной автором в технических службах шахт, информации о горно-геологических и горнотехнических условиях отработки 24 шахтопластов 15 шахт Донецко-Макеевского района Донбасса, на перспективу до десяти лет, были рассчитаны ожидаемые проявления горного давления в подготовительных выработках, которые будут использоваться при доработке запасов до нижних технических границ. Затем, с учетом

200

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

предлагаемых классификационных признаков, требований нормативных документов и имеющегося опыта ведения работ, выделены области возможного использования анкерного и рамно-анкерного крепления в подготовительных выработках для шахт Донецко-Макеевского района Донбасса на перспективу. Проведенные исследования по классификации горно-геологических и горнотехнических условиях отработки шахтопластов ДонецкоМакеевского района Донбасса показывают, что для условий рассматриваемых шахт возможно применить чисто-анкерное крепление в одном случае. А именно для шахты им. «Челюскинцев» ГП ДУЭК, при поддержании подготовительных выработок по пластам l1, l1н, отработка которых ведется с использованием столбовой системы разработки. На всех остальных предприятиях, исходя из горно-геологических и горнотехнических условий отработки, возможно применение только комбинированного рамно-анкерного крепления.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

201

УДК 622.281.74

ОБОСНОВАНИЕ СХЕМ РАЗМЕЩЕНИЯ АНКЕРОВ ПРИ НАЛИЧИИ ВОКРУГ ВЫРАБОТКИ ЗОНЫ РАЗРУШЕННЫХ ПОРОД Поповский А.А., студент (ГОУ ВПО «ДонНТУ», г. Донецк)* Признание анкерной крепи одной из самых эффективных систем крепления массива горных пород, широкое распространение и внедрение анкерования в угледобывающей промышленности Украины, вызвало бурное исследование процессов связанных с деформированием вмещающего массива при анкерном креплении. Процессы деформирования вмещающего массива в выработке с анкерным креплением для случая, когда она устанавливалась в забое выработки при ее проведении, до настоящего времени исследовались аналитическими, лабораторными, шахтными методами. Вместе с тем, характер деформаций массива при установке анкерной крепи в выработке, вокруг которой уже образовалось к моменту установки зона разрушения пород, не изучены. С целью изучения влияния различных схем анкерования выработки, при наличии вокруг нее зоны разрушенных пород, на характер деформирования ее контура были проведены лабораторные исследования на структурно-имитационных моделях. В моделях первоначально изучался характер деформирования массива вокруг выработки с момента образования вокруг нее зоны разрушенных пород с размером от 1 до 4 м. Моделирование производилось в масштабе 1:50. Вмещающие породы моделировались деревянными блоками с размерами от 5 до150 мм. Стенд для моделирования представлял собой плоскую раму с размерами 500×500 мм, толщиной 30 мм. Нагружение модели производилось со стороны боков и кровли с помощью резиновых баллонов, заполненных жидкостью, на которые создавалось давление механическим домкратом. Для изучения характера сдвижений пород, в модели устанавливались репера, перемещение которых фиксировалось относительно неподвижных точек на раме модели. Обработка результатов производилась с помощью программ «Adobe Phoposhop CS3» и «CorelDRAW X4» путем наложения изображений соответствующих какому-то этапу отработки модели на первоначальное изображение по базовым неподвижным точкам. Результаты об*

Научный руководитель – д.т.н., проф. Новиков А.О.

202

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

рабатывались путем построения векторов смещений фиксированных точек в модели и графиков смещений по задаваемым направлениям В модели №5 в качестве мероприятия, направленного на уменьшение смещений пород, было смоделировано крепление кровли выработки, состоящие из восьми радиально расположенных анкеров. Это позволило уменьшить смещения пород по периметру выработки и повысить ее устойчивость по сравнению с моделью без мероприятий: в кровле – в 2,2 раза, в боках – в 1,5-2 раза, в почве – в 1,1 раз, а также снизить величины деформаций внутри зоны разрушенных пород при последующем нагружении модели: в кровле – в 2 раза и в боках – в 1,5 раза. В модели №6 в качестве мероприятия, направленного на уменьшение смещений пород на контуре выработки, было смоделировано крепление боков и кровли выработки анкерными розетками. Это позволило уменьшить смещения пород по периметру выработки и повысить ее устойчивость в сравнении с моделью без мероприятий: в кровле – в 2,5 раза, в боках – в 2,5 раза, в почве – в 1,3 раза, а также уменьшить величины сдвижений внутри зоны разрушенных пород при последующем нагружении модели: в кровле – в 2,5 раза и боках – в 4 раза. В модели №7 в качестве мероприятия, направленного на уменьшение смещений пород на контуре выработки, моделировалось крепление боков выработки анкерными розетками, а крепление кровли – с применением комбинированного анкерования анкерными розетками и анкерами глубокого заложения. Это позволило уменьшить смещения пород по периметру выработки и повысить ее устойчивость по сравнению с моделью без мероприятий: в кровле – в 3 раза, в боках – в 2,8 раза, в почве – в 2,5 раза, а также уменьшить величины смещений внутри зоны разрушенных пород при последующем нагружении модели: в кровле – в 3 раза и в боках – в 4,5 раза. В модели №8 в качестве мероприятий направленных на уменьшение смещений пород, было применено крепление кровли выработки, состоящее из пяти стандартных анкеров и четырех анкеров глубокого заложения. Это позволило уменьшить смещение пород по периметру выработки и повысить ее устойчивость по сравнении с моделью без мероприятий: в кровле – в 2,5 раза, в боках – в 2,2 раза, в почве – в 1,2 раза, а также уменьшить величины деформаций внутри зоны разрушенных пород при последующем нагружении модели: в кровле – в 2,5 раз и в боках – в 2 раза. На основании проведенных исследований установлено, что наиболее эффективной с точки зрения повышения устойчивости контура вырабо-

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

203

ток, вокруг которых к моменту возведения анкерной крепи образовалась зона разрушенных пород, является схема анкерования кровли анкерными разетками на глубину 2 метра в кровлю и бока выработки в сочетании с использованием анкеров глубокого заложения (длиной 5 метров) в кровлю за приделы области разрушенных пород. Это позволяет уменьшить смещения породного контура в выработке: в кровле – в 3 раза, в боках – в 2,8 раза, в почве – в 2,5 раза, по сравнению с классической радиальной схемой расположения анкеров, а также уменьшить величины сдвижений внутри зоны разрушенных пород: в кровле – в 3 раза, а в боках – в 4,5 раза.

204

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

УДК 622.28.044:622.261.2

ОБ ОСОБЕННОСТЯХ ДЕФОРМИРОВАНИЯ ПОРОД В МОНТАЖНЫХ ХОДКАХ, ПОДДЕРЖИВАЕМЫХ КОМБИНИРОВАННЫМИ КРЕПЯМИ Поповский А.А., студент (ГОУ ВПО «ДонНТУ», г. Донецк)* В настоящее время более 80 % угля добывается подземным способом в 520 механизированных очистных забоях. Постоянно, около 40 % комплексов, работающих в них – монтируются-демонтируются. Трудоемкость и продолжительность монтажа очистного оборудования во многом определяется тем, обеспечены ли необходимые размеры рабочего пространства и устойчивое состояние монтажных камер, и их своевременное проведение. Решение этой проблемы невозможно без широкого внедрения передового опыта эффективного ведения монтажно-демонтажных работ с использованием рациональных технологических схем и нового оборудования, а также внедрения новых технологий проведения и поддержания монтажных камер, в том числе с использованием комбинированных крепей на основе анкерного крепления. Несмотря на имеющийся позитивный опыт в использовании таких конструкций для крепления монтажных ходков на шахтах широкого внедрения он не нашел. В научно-технической литературе представлено большое количество работ, посвященных изучению характера взаимодействия различных конструкций крепи с массивом. В них глубоко исследованы механизм формирования нагрузки на рамные крепи, особенности и закономерности деформирования вмещающего выработки массива. Для выработок же с комбинированным креплением они недостаточно полно изучены. Учитывая перспективы использования комбинированных крепей и анкерных систем для поддержания выработок на шахтах Украины, как одного из приоритетных направлений интенсификации производства, изучение и обобщение опыта их применения на шахтах, несомненно, является актуальной задачей. Задача исследований – изучение особенностей деформирования пород в монтажных ходках, поддерживаемых комбинированной крепью. Исследования проводились в монтажных ходках пластов m40 и m15в . шахты «Добропольская» ГП «Добропольеуголь».

Научный руководитель – д.т.н., проф. Новиков А.О.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

205

Так, монтажный ходок четвертой северной лавы уклона пласта m40 был закреплен связной анкерной крепью с плотностью установки 1 анк/м2. Сталеполимерные анкера длиной 2,4 м устанавливались под металлический подхват длиной 4 м. Расстояние между рядами анкеров – 1 м. Бурение шпуров для установки анкерных штанг в кровлю производилось при помощи буровой колонки расположенной на комбайне. С целью оценки эффективности крепления были проведены шахтные наблюдения на контурных замерных станциях. К моменту окончания наблюдений среднее опускание кровли составило 35 мм, а максимальное (в пределах участка 10–12 м) – 70 мм, средняя скорость опускания кровли составляла около 1,5 мм в сутки, а максимальная (в пределах участка 2224 м) – 2,5 мм в сутки. Монтажный ходок пятой северной лавы уклона пласта m40 был проведен комбайном, в направлении снизу-вверх, с нижней подрывкой пород. Крепление выработки производилось комбинированной анкерно-рамной крепью. Плотность установки анкеров в кровлю – 1 анк/м2. Анкера длиной 2,4 м устанавливались под металлическую полосу длиной 3,5 м, между рамами крепи из СВП-22. Расстояние между рядами анкеров – 1 м. Эффективность крепления оценивалась по результатам наблюдений на глубинных замерных станциях [2]. Через две недели наблюдений смещения боков составляли 99 и 46 мм соответственно справа и слева (46 и 27 % от конечной величины смещений). Размер зоны неупругих деформаций (ЗНД) в боках составил более 2,5 м. Интенсивные разрушения пород в стенках выработки отразились на деформировании кровли. Разрушения в кровле начались на 49 сутки на расстоянии 2,8 – 3,2 м от контура, а к 56 суткам наблюдений разрушились породы на удалении 1,5–1,8 м от контура. На 60 сутки наблюдений смещения контура посередине пролета выработки составили 133 мм. Дальнейшие наблюдения показали, что разрушения пород от контура вглубь массива происходят волнообразно, с изменяющейся во времени и пространстве интенсивностью. Выполненные наблюдения показали, что разрушения пород кровли в выработках с анкерным и анкерно-рамным креплением происходят в глубине массива, за пределами скрепленной анкерами области, которая практически не разрушается. Наибольшие смещения породного обнажения в кровле выработки наблюдаются посередине пролета (происходит плавный прогиб), а вблизи стенок – образуются пластические шарниры. В боках выработки разрушения пласта и пород происходят на глубину более 2,5 м и проявляются в виде выдавливания верхней пачки угля и пород непосредственной почвы пласта, что связано с наличием в боках

206

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

выработки слабых вмещающих пород. Деформирование носит пластический характер. Для повышения устойчивости пород кровли монтажного ходка седьмой северной лавы пласта m51в было применено укрепление боков выработки стеклопластиковыми анкерами. Выработка пройдена комбайном в направлении снизу-вверх и крепилась комбинированной анкерно-рамной крепью. Паспорт проведения и крепления показан на рис. 1.

Рис. 1. Паспорт проведения и крепления выработки

Плотность установки анкеров в кровлю – 1 анк/м2. Анкера длиной 2,4 м устанавливались под металлическую полосу длиной 3,5 м, между рамами крепи из СВП-22. Расстояние между рядами анкеров – 1 м. В бока устанавливались по 3 стеклопластиковых анкера длиной 1,8 м. Расстояние между рядами анкеров 0,5 м. На удалении 70 м от сопряжения монтажного ходка с конвейерным штреком, в забое выработки была оборудована комплексная замерная станция. Наблюдения за смещениями пород проводились более двух месяцев. Результаты обрабатывались в виде графиков смещений глубинных реперов и изменения коэффициента разрыхления между ними (рис.2-3). Как видно из графиков смещений глубинных реперов, установленных в кровле монтажного ходка, на 11 сутки наблюдений контур выработки сместился на 108 мм, что составляет более 54 % от конечной величины смещений за весь период наблюдений.

207

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

1,1

200

Смещения реперов, мм

1,08

150

100

1,06

1,04

1,02

0 0,0

0,5

1,0

1,5

3,0

5,0

0,0

7,0

0,5

1,0

5 сут

11 сут

15 сут

19 сут

23 сут

26 сут

1,5

3,0

5,0

7,0

Расстояние от контура, м

Расстояние от контура, м 30 сут

38 сут

53 сут

5 сут

67 сут

11 сут

15 сут

19 сут

23 сут

26 сут

30 сут

38 сут

53 сут

67 сут

Рис. 2. Графики смещений глубинных реперов в скважине, пробуренной в кровле выработки и изменения коэффициента разрыхления между реперами во времени 1,035

1,03 1,025

Кр, ед

Смещения, мм

1,02 1,015 1,01 1,005 1

0 0,0

0,5

1,0

1,5

2,0

2,5

3,0

0,0

0,5

1,0

Расстояние от контура, м 5 суток

11 суток

15 суток

19 суток

23 сут

1,5

2,0

3,0

Расстояние от контура, м 26 сут

30 сут

38 сут

53 сут

67 сут

5 сут

11 сут

15 сут

19 сут

23 сут

26 сут

30 сут

38 сут

53 сут

67 сут

Рис. 3. Графики смещений глубинных реперов в скважине, пробуренной в боку выработки и изменения коэффициента разрыхления между реперами во времени

Разрушения пород произошли на 11 сутки наблюдений на участке 1,7–4,6 м от контура. Размер ЗНД составил 7 м. В пределах скрепленной анкерами толщи пород расслоение не наблюдалось. Дальнейшие наблюдения показали, что характер деформирования массива не меняется. Расслоения пород со временем происходят в глубине массива, за пределами укрепленного анкерами участка. На 67 сутки наблюдений смещения контура в кровле выработки составили 198 мм. Анализ графиков смещений глубинных реперов в боковых скважинах, (см. рис.3) показывает, что через 11 суток смещения боков 40 мм (70% от конечной величины смещений). В глубине массива, разрушения произошли за пределами укрепленной области (на участке скважины 1,8-3,0 м). Размер ЗНД составил более 3,0 м. К моменту окончания наблюдений (67 суток) смещения боков составили 57 мм. Выдавливания пласта и его непосредственной почвы не наблюдалось (рис.4а), состояние крепи и вмещающих пород на контуре устойчивое (рис.4б).

208

а)

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

б)

Рис. 4. Состояние пласта и непосредственной почвы в боку выработки (а), состояние выработки к моменту окончания ее проведения (б)

Установленные особенности деформирования пород намечено использовать при разработке методики расчета параметров комбинированных крепей для монтажных ходков. Библиографический список 1. Новиков А.О. О деформировании кровли в монтажных печах с анкерным креплением / Новиков А.О., Касьян Н.Н., Гладкий С.Ю. // Горный информационноаналитический бюллетень // Московский государственный горный университет. – Москва, 2009. – №5. – С. 78-84. 2. Новиков А.О. Наблюдения за деформированием контура в монтажном ходке с анкерной крепью./ Новиков А.О, Гладкий С.Ю., Шестопалов И.Н.// Збірник наукових праць НГУ. – Дніпропетровськ: Національний гірничий університет, 2010.– №34. – т.2. – С.96-100.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

209

УДК 622.831

ОБЕСПЕЧЕНИЕ УСТОЙЧИВОСТИ КОНВЕЙЕРНЫХ ШТРЕКОВ СИММЕТРИЧНЫМ РАСПОЛОЖЕНИЕМ ЗАМКОВ ОСНОВНОЙ КРЕПИ ОТНОСИТЕЛЬНО НАПЛАСТОВАНИЯ ПОРОД Пометун А.А., Русаков В.О., студенты (ГОУ ВПО «ДонНТУ», г. Донецк)* Рассмотрены особенности механизма взаимодействия продольно-балочной крепи усиления с основной крепью конвейерного штрека 11-й восточной лавы пласта k3 шахты «Коммунарская» при асимметричном и симметричном расположении замков крепи.

Анализу научно-исследовательских работ по проблеме обеспечения устойчивости подготовительных выработок глубоких шахт посвящено большое количество работ [1-8], однако особенностям механизма взаимодействия основной и усиливающей крепей с возводимыми вслед за лавой опорными конструкциями уделялось недостаточное внимание. О негативном влиянии исходной и технологической асимметрии расположения и работы замков арочной крепи на эффективность ее эксплуатации говорили многие исследователи (Заславский Ю.З. [5], Комиссаров М.А., Каретников В.Н. [4], Литвинский Г.Г. [7], и др.). Был предложен целый ряд способов для обеспечения симметричности работы замков арочной крепи, что позволило в ряде случаев создать благоприятные условия их эксплуатации за счет равномерности и синхронности реализации податливости элементов крепи. К этим способам относятся: рациональное расположение подготовительной выработки с учетом прочностных свойств и литологии боковых пород, региональная или локальная разгрузка боковых пород, обеспечение плотного контакта между крепью и породным контуром, инъекционное упрочнение породного контура или отдельных характерных зон в окрестности выработки, предварительный или последующий распор элементов арочной крепи, проведение выработок в два этапа или завышенным сечением, применение различных анкерных систем. Исследования сотрудников кафедры РПМ в условиях ряда глубоких шахт ГП «ДУЭК» («Южнодонбасская №3», им. М.И. Калинина, им. Е.Т. Абакумова, им. А.А. Скочинского, а в настоящее время на шахтах «Коммунарская» и «Щегловская-Глубокая» ПАО «Шахтоуправление «Донбасс») позволили установить, что продольно-жесткая связь комплектов арочной крепи по длине выработки при соединении их одинарными *

Научный руководитель – к.т.н., доц. Соловьев Г.И.

210

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

или двойными балками из двутавра или специального профиля СВП-27 и СВП-33 обеспечивает благоприятные условия эксплуатации крепи и снижение вертикальных и горизонтальных смещений породного контура в различных зонах поддержания выемочных выработок. При этом также установлено, что применение одинарных и, особенно, двойных продольных балок позволяет синхронизировать работу замков арочной крепи за счет снижения рассогласования податливости элементов крепи, исключения боковых и продольных наклонов как стоек арочной крепи, так и рам крепи в целом [9, 10]. Для проведения наблюдений за смещениями боковых пород на контуре выработки в конвейерном штреке 11-й восточной лавы пласта k3 (рис. 1) на контрольном и экспериментальном участках длиной по 30 м, были сооружены контурные наблюдательные станции (рис. 2).

Рис. 1. Схема расположения 11-й восточной лавы пласта k3 на плане горных выработок

Для обеспечения устойчивости комплектов основной крепи, имеющих эллиптическую или овоидную форму, вертикальная ось комплектов располагалась перпендикулярно напластованию пород, что позволило обеспечить симметричное расположение замков основной крепи относительно вектора максимальных нагрузок и создать благоприятные условия для их работы за счет равномерного распределения нагрузки по контуру крепи. Для этого вертикальная ось каждой рамы была наклонена в поперечном сечении в сторону падения пласта на угол в среднем до 7. При этом стойка основной крепи со стороны лавы устанавливалась вертикально, а противоположная стойка – со стороны присечного целика Для этого

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

211

вертикальная ось каждой рамы была наклонена в поперечном сечении в сторону падения пласта на угол в среднем до 7. наклонялась по падению пласта на угол 14 (рис. 2). Замеры смещений боковых пород на контуре подготовительной выработки осуществлялись на замерных станциях, на каждой из которых устанавливались по 4 контурных репера: в кровле - почве и в боках выработки над угольным пластом (рис. 2). Контурный репер в кровле и боках выработки представлял собой отрезок деревянного стержня с поперечными размерами 0,04х0,04 м и длиной: в кровле - 0,6 м; боках выработки по 0,4 м; в почве пласта в качестве репера использовался металлический стержень диаметром 0,024 м и длиной 0,4 м. а)

б)

6 1

4 5

hi 3

8 3 7

bi 5,7

6, 7

1,8 м

1,5

hкр

biлав

hпочв

5,0

2,0

0,8 0,5 0,5 5

0,8 0,5

Рис. 2. Схема расположения контурной замерной станции в конвейерном штреке 11-й восточной лавы пласта k3 в разрезе (а) и плане (б) выработки: 1 – верхняк крепи; 2, 3 – соответственно вертикальная и наклонная стойки овоидной крепи; 4 – замки крепи; 5 – продольная балка крепи усиления; 6, 7 – соответственно верхний и нижний контурные реперы; 8 – боковые реперы; 9 – жесткая опорная полоса из породных полублоков на бровке лавы

На выступающем в выработку конце каждого репера сверлилось отверстие диаметром 6 мм, в которое вставлялся отрезок металлической проволоки в виде кольца, за которое цеплялся крючок измерительной рулетки. Все шпуры бурились диаметром 42 мм на глубину: в кровле – 1,4 м; в почве – 0,7 м; в боках выработки – по 0,9 м. Фиксация деревянных реперов в шпурах производилась с помощью деревянных клиньев. Для определения относительных смещений кровли-почвы и боков выработки использовалась резинка, соединявшая противоположные реперы в боках выработки и отвес, подвешиваемый к верхнему реперу. Всего на контрольном и экспериментальном участках было оборудовано по 5 замерных контурных станций. Замеры начались 28.10.2011 г. и

212

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

продолжались до 30.11.2012 г. За время выполнения замеров 11-я западная лава продвинулась на 620 м. На экспериментальном участке конвейерного штрека 11-й восточной лавы пласта k3 одинарная продольно-балочная крепь усиления устанавливалась в проходческом забое с отставанием от него до 4 м. Схема крепления продольной балки к верхнякам крепи представлена на рис. 2. На рис. 3 представлены графики смещений боковых пород на контуре конвейерного штрека при разных способах его поддержания, из которых видно, что применение продольно-балочной крепи усиления с асимметричным и симметричным расположение замков основной крепи позволило снизить величину вертикальных смещений соответственно в 1,6 и 2,4 раза по сравнению с шахтным вариантом без применения усиливающей крепи. Uкр, м

ΔUкр-бок1

2,0 1,75

ΔUкр-бок2

1,5 1,25

1,0

0,5 0,25

ΔUкр-бок3

0,75

L, м

0 40 20 160

100

120

140

Рис. 3. Графики зависимостей вертикальных (1, 2 3) и горизонтальных (11, 21 31) смещений и скоростей смещений пород кровли в конвейерном штреке от расстояния до лавы: 1 – при традиционной технологии поддержания выработки; 2 – при использовании продольно-балочной крепи с асимметричными и симметричными (3) замками

Кроме того, представленные графики показывают, что при продольно-балочной связи комплектов основной крепи наблюдается снижение вертикальных смещений пород кровли при одновременном незначительном повышении горизонтальных смещений боков выработки. На расстоянии 160 м за очистным забоем разность между вертикальными и горизонтальными смещениями для первого – контрольного участка штрека без крепи усиления составила 0,59 м, для второго эксперимен-

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

213

тального участка с одинарной продольно-балочной крепью и обыкновенной арочной податливой крепью КМП-А5 – аналогичная разность составила 0,25 м или снизилась в 2,36 раза. При использовании продольно-балочной связи комплектов основной овоидной крепи разность между вертикальными и горизонтальными смещениями составила 0,12 м, или снизилась в 4,92 раза. Представленные результаты экспериментальной проверки способа продольно-балочной связи комплектов основной крепи по длине подготовительных выработок, позволяют сделать вывод о целесообразности применения данного способа для обеспечения устойчивости выемочных выработок поддерживаемых в зоне влияния очистных работ. Продольно-балочная крепь в отличие от обычных крепей усиления обеспечивает жесткую фиксацию элементов крепи в продольнопоперечном направлении выработки. Поэтому при достижении предельных нагрузок в элементах крепи происходят лишь минимальные смещения, равные изгибным деформациям продольного стержня [9, 10]. Библиографический список 1. Заславский Ю.З. Исследование проявлений горного давления в капитальных выработках глубоких шахт Донецкого бассейна. М.: Недра, 1966. – 180с. 2. Ерофеев Л.М., Мирошникова Л.А. Повышение надежности крепи горных выработок. М.: Недра, 1988. – 245с. 3. Якоби О. Практика управления горным давлением. Пер. с нем. М.: Недра, 1987. – 566с. 4. Каретников В.Н. Крепление капитальных и подготовительных выработок. Справочник / В.Н. Каретников, В.Б. Клеймёнов, А.Г. Нуждихин М.: Недра, 1989. – 571с. 5. Заславский И.Ю. Повышение устойчивости подготовительных выработок угольных шахт / Заславский И.Ю., Компанец В.Ф., Файвишенко А.Г., Клещенков В.М. - М.: недра, 1991. - 235с. 6. Черняк И.Л. Повышение устойчивости подготовительных выработок. М.: «Недра», 1993. – 256с. 7. Литвинский Г.Г., Гайко Г.И., Кулдыркаев М.И. Стальные рамные крепи горных выработок. – К.: Техніка, 1999. – 216с. 8. Гребёнкин С.С. Поддержание и проведение выработок глубоких шахт / Гребёнкин С.С., Булгаков Ю.Ф., Касьян Н.Н., Петренко Ю.А. и др. – Донецк: Каштан, 2005. – 256с. 9. Соловьёв Г.И. О результатах опытно-промышленной проверки эффективности способа продольно-жесткого усиления арочной крепи выемочных выработок глубоких шахт // Геотехнічна механіка: Міжвід. збірн. наук. праць / ІГТМ ім. М.С.Полякова НАН України. - Дніпропетровськ. 2005. – Вип.61. С.274-284. 10. Соловьёв Г.И. Определение параметров силового взаимодействия арочной крепи и жесткой продольной балки // Вісті Донецького гірничого інституту, 2005. – №2. – C.90-100.

214

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

УДК 622.28.043.549

СОВЕРШЕНСТВОВАНИЕ МЕТОДИКИ РАСЧЕТА НАГРУЗКИ НА АРОЧНУЮ ПОДАТЛИВУЮ КРЕПЬ Самоделов В.А., студент (ГОУ ВПО «ДонНТУ», г. Донецк)* Принятая Верховным Советом Украины Национальная энергетическая программа придает особое значение развитию угольной промышленности (общий объем добычи угля до 2010 года должен достигнуть 170 млн. тонн в год). Предусматривается строительство 20 новых шахт, завершение строительства второй очереди на 15 предприятиях, реконструкция 63 шахт. Развитие угольной промышленности в Донбассе сопровождается увеличением глубины горных работ, сечений и общей протяженности поддерживаемых выработок. Только за последние 20 лет объем добычи угля на шахтах с глубиной разработки более 700 метров возрос в 2 раза. За этот же период средняя несущая способность крепи выросла в 2,5 раза, стоимость крепления в 2,3 раза, а трудоемкость в 3,7 раза. Однако попытки обеспечить безремонтное поддержание выработок за счет увеличение несущей способности крепи положительных результатов не дали. Ежегодно протяженность выработок, находящихся в неудовлетворительном состоянии, увеличивается на шахтах Донбасса на 2-3 %. При ремонте выработок, связанном с заменой элементов крепи, в 92 % случаев зафиксированы выпуски породы. В 55% вес выпускаемой породы на 20-25 % превышает несущую способность постоянной крепи. В этой связи вполне обосновано предположение, что именно масса выпускаемой при ремонте породы является причиной нарушения эксплуатационного состояния горной выработки. Таким образом, совершенствование методик расчёта нагрузки на арочную податливую крепь с учётом воздействия на неё обрушенных пород является весьма актуальной задачей. Целью данной работы являлось разработка методики расчёта нагрузки на арочную податливую крепь с учётом особенности протекания геомеханических процессов в интенсивно разрушающемся массиве горных пород, вмещающем выработку. Для достижения поставленной цели в работе решались следующие задачи: *

Научный руководитель – д.т.н., проф. Петренко Ю.А.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

215

Установление основных причин деформирования арочной податливой крепи в условиях глубоких шахт Донбасса. Установление зависимости параметров свода обрушения от размеров зоны неупругой деформации вокруг выработок. Разработка методики расчёта нагрузки на арочную податливую крепь в условиях интенсивно разрушающегося породного массива, вмещающего горную выработку. При решении данных задач использовался комплексный метод исследований, включающий в себя анализ состояния горных выработок в условиях глубоких шахт Донбасса, шахтные исследования характера нагружения арочной податливой крепи и аналитические исследования. Научная новизна работы заключается в следующем: – впервые установлено, что нагружение арочной податливой крепи в условиях шахт Донбасса осуществляется не только в режиме «заданной нагрузки» или «заданной деформации», но процесс носит более сложный комбинированный характер. В начале нагружение крепи происходит за счёт смещений контура выработки, а затем под воздействием веса обрушенной приконтурной части массива; – впервые установлена зависимость между параметрами свода обрушения и размерами зоны неупругих деформаций; – разработана методика расчёта нагрузки на арочную податливую крепь, отличающаяся тем, что учитывается вес обрушенных пород. Практическая ценность данной работы заключается в том, что использование разработанной методики при выборе параметров крепи позволит существенно снизить затраты на поддержание выработок за счёт сокращения количества ремонтов. Результаты работы будут реализованы при разработке паспортов поддержания подготовительных выработок 25-ой западной лавы пласта n3 шахты «Трудовская» ГХК «Донуголь».

216

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

УДК 622.28.5

СПОСОБЫ ПОВЫШЕНИЯ УСТОЙЧИВОСТИ ВЫРАБОТОК, ЗАКРЕПЛЕННЫХ АРОЧНОЙ ПОДАТЛИВОЙ КРЕПЬЮ Резник А.В., ведущий инженер, Самоделов А.В., студент* (ГОУ ВПО «ДонНТУ», г. Донецк) Под устойчивостью горной выработки понимается ее способность в течение всего срока эксплуатации сохранять заданные размеры и форму (в т.ч. крепи) [8,9]. Это понятие объединяет устойчивость породных обнажений и крепи, которые взаимодействуют между собой, т.е. система крепьмассив. Эффективность применения металлических арочных крепей с точки зрения создания системы крепь-массив в большей степени зависит от возможности учета направлений преобладающих смещений породной толщи, а также от времени возникновения плотного контакта между крепью и массивом. Отечественными и зарубежными разработчиками предложено большое количество конструкций крепей, призванных решить эти проблемы. В ДонГТУ разработана крепь АПК-3, состоящая из четырех взаимозаменяемых элементов, соединенных тремя нижними и тремя верхними замками, которые перемещаются вместе со звеньями при работе крепи в режиме податливости. Конструкция хорошо зарекомендовала себя в условиях интенсивных боковых нагрузок [1]. В Кузбассе применяется подковообразная арочная трехзвенная крепь из СВП, которая хорошо сопротивляться боковым смещениям и нагрузкам [2]. В ИГД им. А.А. Скочинского разработана крепь МПК-А4 [2], верхний сегмент которой состоит из двух отрезков профиля СВП, соединяемых между собой податливым кулачковым узлом. Наличие податливого узла в своде арки обеспечивает боковую податливость. В СанктПетербургском горном институте создана конструкция складывающейся металлической крепи. Каждая рама крепи состоит из двух криволинейных стоек и верхняка, соединяемых с помощью специальных замков, выполняющих функции узлов податливости и шарниров. В зависимости от величины и направления прогнозируемых смещений элементы крепи могут быть соединены по трем различным схемам [2]. Имеются также конструкции кольцевых податливых крепей КМП-К4, *

Научный руководитель – д.т.н., проф. Петренко Ю.А.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

217

КПК, КПК-ПЛ, рекомендуемые для применения в условиях всестороннего горного давления [2]. В Германии разработана многозвенная крепь для поддержания горизонтальных выработок за счет увеличенной податливости с учетом установки арок в плотном контакте с боковыми породами [2]. Разрабатываются также средства повышения устойчивости арочной податливой крепи за счет различных способов ее усиления, увеличения ее жесткости в направлении преобладающих смещений без существенных конструктивных изменений [3,8]. Предложена напрягающая стяжка [4], которая выполняется на уровне замков податливости и натягивается при помощи винтовых домкратов. Натяжение стяжки создает в верхняке момент, противоположный моменту от внешней косонаправленной нагрузки. Многие исследователи отмечают взаимосвязь качества и свойств забутовки закрепного пространства с последующей устойчивостью выработки [1, 2, 4, 5, 6]. Кроме забутовки породой вручную и тампонажа закрепного пространства, рассмотренного выше, используется механизированное заполнение пустот измельченной породой [3,5] с помощью забутовочных машин, а также укладка за крепь тканевых рукавов с твердеющими смесями [4]. Имеется опыт заполнения закрепного пространства пенопластом [7]. Названные способы имеют ограниченное применение, поскольку для их реализации необходимо дополнительное оборудование, размещаемое в стесненных условиях проходческого забоя, и выполнение операций по забутовке закрепного пространства трудно совместить с другими технологическими процессами, что сдерживает темпы проходческих работ. Под охраной горной выработки понимают дополнительные мероприятия, направленные на повышение устойчивости выработки и улучшение условий работы крепи [3]. В зависимости от воздействия на породный массив можно выделить основные группы этих мероприятий, влияющих на устойчивость системы крепь-массив: использование благоприятных горно-геологических и технических условий, укрепление пород, разгрузка породного массива от повышенных напряжений и комбинированные способы. Для способов охраны, объединенных в первой группе, следует отметить, что расположение выработки в крепких породах способствует повышению устойчивости крепь-массив. Это же можно отнести и к рациональному расположению выработок относительно подрываемых слоев пород, при условии создания плотного контакта между крепью и породным контуром известными способами.

218

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

Поддержание подготавливающих выработок в зонах региональной разгрузки не исключают необходимости дополнительных мероприятий по повышению устойчивости системы крепь-массив [5]. Рациональное взаиморасположение выработок направлено на снижение взаимовлияния, а значит, на создание благоприятных условий работы крепи [2]. Отмечены существенные различия в характере проявления горного давления в выработках в зависимости от их расположения относительно напластования пород [3], а также от размеров, конфигурации, схемы проведения для сопрягающихся выработок [6]. При всех вариантах необходимы адекватные мероприятия по повышению устойчивости крепи и приконтурного массива. В группе способов охраны, основанных на укреплении породного массива, прямую направленность на обеспечение совместной работы крепи и приконтурного слоя имеет инъекционное упрочнение пород, которому посвящено большое количество теоретических и экспериментальных работ [3, 4, 5]. Инъекция скрепляющих растворов в приконтурный массив на глубину 1,5-3,0 м под давлением до 3,0 МПа является более эффективным средством влияния на устойчивость породных обнажений и крепи, чем рассмотренный выше тампонаж закрепного пространства. В результате скрепления пород приконтурного слоя образуется породобетонная оболочка, повышенной устойчивости. Необходимым условием применения инъекционного упрочнения является наличие вокруг выработки трещиноватой зоны. Этот способ охраны требует специального оборудования и большего объема работ по бурению и подготовке инъекционных скважин. Быстрому вводу податливой крепи в работу способствует ее предварительный распор [5]. При установке крепь принудительно вдавливается в породные обнажения контура, за счет снятия и уплотнения пород обеспечивается лучший контакт с крепью. Способы охраны, объединенные в группу принципом разгрузки, направлены на снижение действующих в массиве напряжений (в том числе в окрестности горной выработки – локальная разгрузка). Способ проведения пластовых выработок широким ходом позволяет снизить уровень напряжений в окрестности выработки и обеспечивает равномерность смещений пород без разрыва сплошности. Применяться должна только податливая крепь с дополнительными мероприятиями, направленными на улучшение ее контакта с породным контуром. Проведение выработок увеличенным сечением дает возможность сохранить необходимое эксплуатационное сечение выработки после реализации смещений. Здесь также должна применяться податливая крепь,

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

219

обеспечивающая восприятие смещений массива в направлении их наибольшей интенсивности. Способ технологической податливости крепи заключается в выборе места (времени) возведения постоянной (обычно жесткой) крепи относительно проходческого забоя. Цель способа – вывести постоянную крепь из зоны интенсивных и неравномерных смещений пород, характерных для начальной стадии формирования зоны неупругих деформаций, для обеспечения благоприятных условий ее работы [1]. Недостатком способа является то, что допускаются значительные смещения пород и после возведения крепи могут возникать участки повышения нагрузок за счет частичного обрушения пород. Проведение выработок в два этапа рекомендуется для предупреждения повышенных деформаций контура проектного сечения выработки, вызываемых проходческими работами и последующим смещением пород. Первоначально проводят передовую выработку (1 этап), а после образования зоны неупругих деформаций заданных размеров передовую выработку расширяют до проектного сечения и возводят постоянную крепь (2 этап) [3]. Размеры передовой выработки определяются из условия сохранения контура выработки проектного сечения в ненарушенном состоянии, однако достичь этого удается не всегда и возможны дополнительные смещения пород при развитии зоны неупругих деформаций после расширения выработки. Для охраны пластовых выработок применяется способ скважинной разгрузки [2]. Сущность его заключается в снижении напряжений, действующих на контуре выработки, за счет отнесения зоны повышенной концентрации напряжений вглубь массива на длину разгрузочной полости, образующихся в боках выработки при разрушении межскважинных целиков. Следует отметить, что операции по бурению скважин невозможно совмещать с процессами проходческого цикла, они имеют высокую трудоемкость, кроме того, при последующей отработке пласта в месте разгрузки возникают трудности с очистной выемкой угля. Имеются решения, предусматривающие создание на контуре выработки различным образом ориентировочных разгрузочных щелей, которые проводятся механическим способом – нарезкой [8, 9]. Шахтные и лабораторные исследования подтверждают положительный эффект разгрузки для устойчивости породных обнажений, однако испытания проводились в ограниченном объеме для определенных горно-геологических условий. Таким образом, проведенный анализ решений по повышению работоспособности арочной податливой крепи показал, что в настоящее

220

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

время вопросами управления направлением наибольших смещений, с точки зрения обеспечения благоприятных условий для работы арочной крепи, практически никто не занимался. Библиографический список 1. Кошелев К.В., Томасов А.Г. Поддержание, ремонт и восстановление горных выработок, 1985г. 2. Заславский И.Ю. и др. Повышение устойчивости подготовительных выработок угольных шахт, 1991г. 3. Кошелев К.В., Петренко Ю.А., Новиков А.О. Охрана и ремонт горных выработок, 1990г. 4. Якоби О. Практика управления горным давлением, 1987г. 5. Черняк И.Л., Бурчаков Ю.И. Управление горным давлением в подготовительных выработках глубоких шахт, 1984г. 6. Каретников В.Н., Клейменов В.Б. и др. Крепление капитальных и подготовительных горных выработок, 1989г. 7. Ерофеев Л.М., Мирошникова Л.Л. Повышение надежности крепи горных выработок, 1988г. 8. Методические указания по исследованию горного давления на угольных и сланцевых шахтах, ВНИМИ, 1973г. 9. Кузнецов Г.Н. и др. Моделирование проявлений горного давления, 1968г.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

221

УДК 339.138:622.012

МАРКЕТИНГОВОЕ УПРАВЛЕНИЕ ГОРНЫМИ ПРЕДПРИЯТИЯМИ Сергеенко М. Ю., студент гр. МПР-13* (ГОУ ВПО «ДонНТУ», г. Донецк) В данной работе приводится целесообразность реализации маркетинговой службы на горных предприятиях с концепцией инженерного маркетинга с целью повышения конкурентоспособности. Ключевые слова: маркетинг, инженерный маркетинг, горные предприятия, шахта, конкурентоспособность, инновации, инновационное развитие.

В условиях рыночной экономики горные предприятия, как и любые другие предприятия, участвующие в экономике республики, сталкиваются с конкуренцией. Становление рынков в республике в жестких условиях и неблагоприятной ситуацией поставили перед горными предприятиями ряд проблем, связанных с эффективным регулированием деятельности предприятий, осуществлением деятельности во взаимодействии и координацией с государственными органами власти, повышением конкурентоспособности энергетического сектора ДНР, повышением эффективности использования топливно-энергетических ресурсов и функционирования топливно-энергетического комплекса Республики, созданием благоприятных условий для развития внутреннего рынка и обеспечением рационального и безопасного использования энергетических ресурсов [1]. Маркетинг – это интегрированная функция управления, преобразующая потребности покупателя в доходы предприятия, она начинается задолго до того, как продукция начинает производиться, и продолжается еще долго после того, как продукция уже произведена [2]. Маркетинг объективно необходим в процессе повышения качества выпускаемой продукции, увеличения объема продаж, роста прибыли, влияет на расширение производства и торговли путем выявления и удовлетворения запросов потребителей: увязывает возможности производства и реализации товаров (услуг) в целях покупки продукции потребителем. Вообще не стоит начинать проектирование и разработку продукции, не изучив требований к ней потребителя. Эффективное использование производственных мощностей, нового высокопроизводительного автоматического оборудования и прогрессивной технологии также предопределяется маркетинговыми исследованиями. *

Научный руководитель – ассистент Касьяненко А.Л.

222

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

Проблема управления научно-техническим прогрессом на промышленном предприятии в условиях рынка превращается в проблему формирования механизмов и условий инновационного развития науки и техники, отвечающего ценностям и приоритетам его сегодняшнего и будущего функционирования [3]. В инновационном развитии промышленного предприятия, в том числе и горного, необходимо выработать философию управления научнотехническими нововведениями на основе рыночной идеологии инженерных служб, например, авторами [4] предложена концепция инженерного маркетинга. Цель статьи выявить особенности использования концепции инженерного маркетинга и внедрения его службы на горные предприятия для повышения их конкурентоспособности. Научно-технический прогресс – это взаимосвязанное поступательное развитие науки и техники, ведущее к постоянному совершенствованию средств и предметов труда, технологии и организации производства, обусловливающих качественное преобразование материального производства и непроизводственной сферы. В основе научно-технического прогресса лежат научно-технические нововведения(НТНВ), эффективность которых зависит от управления ими, профессионализма и творческого потенциала инженерного состава предприятия. В основу маркетинга любого промышленного предприятия должна быть поставлена такая его деятельность, которая превращает рыночные потребности в доходы. Для этого большое значение приобретает необходимость выработки у всех работников предприятия маркетингового мышления, которое базируется на следующих основных положениях [4]: – позиционирование предприятия основано на потребностях потребителя, что подтверждается известным постулатом маркетинга: «без клиента нет рынка, а без рынка нет предпринимательства»; – ценность рынка выше ценности предприятия: «владеющий фирмой несет расходы, владеющий рынком получает доходы»; – заинтересованность потребителя в решении своих проблем: «нет пользы – нет ценности; нет ценности – нет денег»; – заинтересованность производителя в удовлетворении потребителя, с как можно большим количеством потребителей; – необходимость для успешной деятельности предприятия маркетингового мышления у всех его работников; – служба маркетинга должна привить соответствующую рыночную идеологию («рынкоделание»), прежде всего, инженерным службам пред-

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

223

приятия, которые разрабатывают и производят продукцию, то есть выработать у них маркетинговое мышление. Так на промышленных предприятиях можно выделить следующие основные функции в управлении предприятием: научноисследовательские и опытно-конструкторские разработки (НИОКР), производство, кадры, финансы. В данном контексте представляется, что маркетинг - это соответствующая парадигма взглядов на современную рыночную ориентацию производства и реализации товаров и предпринимательская философия. На рис. 1 представлены две роли маркетинга с позиции его значимости среди других функций предприятия.

б)

Рис. 1. Роль маркетинга в управлении предприятием: а) потребитель, как центральное звено, при равнозначности маркетинга и других функций; б) потребитель, как центральное звено, а маркетинг как координирующая и интегрирующая функция (основные функции в управлении предприятием: П – потребитель, 1 – НИОКР, 2-производство, 3-кадры, 4-финансы, 5-маркетинг)

На рис.1,апоказана схема, где в центре ставится потребитель при равнозначности маркетинга и других функций. При этом каждое подразделение считает достаточным свою связь с потребителем, однако они не действуют в едином ключе. На рис.1,б потребитель также в центре, а служба маркетинга, эволюционирует и перерастает рамки равнозначной функции управления предприятием, и, более того, выполняет координирующую и интегрирующую роль, задающую рыночные ориентиры развития остальным подразделениям и обеспечивая предприятию устойчивое положение на рынке, осуществляя таким образом маркетинговое управление на предприятии.

224

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

Маркетинговое управление (маркетинг менеджмент) - это управление предприятием в целом, основанное на интегрирующем маркетинге при всей значимости остальных функциональных подразделений предприятия. Служба маркетинга, отслеживая изменения на рынке, дает соответствующие установки другим подразделениям предприятия, т.е. при рыночных изменениях должна меняться вся политика предприятия: и техническая, и экономическая, и кадровая, и финансовая и пр., причем в соответствии с единой маркетинговой стратегией предприятия. Маркетингменеджмент основан на принципах и функциях маркетинга, который в данном аспекте выполняет координирующую и интегрирующую роль Как известно, главным источником преобразований на предприятии всегда была и остается техника. Представляется, что в рыночных условиях хозяйствования любой инженер должен овладеть маркетинго ориентированным подходом к решению всех научно-технических, организационных, производственных и социальных задач, возникающих при разработке и коммерциализации НТНВ. Инженер, опираясь на маркетинг как инструмент адаптации к требованиям рынка и на профессиональные компетенции для опережающего развития предприятия в условиях непрерывно усиливающейся конкуренции, должен рассматривать определенные инженерные решения с точки зрения уникальности, лидерства, ценности для потребителя, возможности выбора модификаций и т.д. В результате инженерный маркетинг становится неотъемлемым элементом в деятельности организации, связанным с исследованием, проектированием, производством и реализацией продукции, послепродажных услуг, через расширенный комплекс соответствующих рыночных инструментов. Горное предприятие (как объекта управления) определяется ее производственно-хозяйственной структурой, отображающей особенности горного производства. На угольной шахте, какие бы частные изменения не производились в данный момент времени, целью управления является максимальный безопасный суточный (месячный, годовой) объем добычи угля и проведения горных выработок этим занимаются производственная и техническая службы [5]. Для реализации экономической и организационной служб подчиненной маркетинговой службе в первую очередь должна быть подчинена непосредственно директору предприятия, что обеспечивает независимость ее положения по отношению к другим подразделениям и объективную оценку возможностей предприятия при разработке его маркетинговой политики. В своей деятельности служба маркетинга должна взаимодействовать с подразделениями предприятия, участвующими в достижении его производственно-коммерческих целей. На рис.2 представлена разработанная схема структуры управления шахтой с реализацией в ней службы маркетинга.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

225

Рис.2. Структура управления шахты совместно со службой маркетинга.

Задачами службы маркетинга на горном предприятии являются сбор и анализ исходной информации, планирование и прогнозирование, оперативная работа [6]. Речь идет о конкретизации НТТВ которые предлагаются и на стадии научно-исследовательских работ, и на стадии конструкторской и технологической подготовки производственного процесса, и в применении информационных технологий и систем и т.д.Кроме того, если творчески подойти к любому инженерному решению, то предлагаемую модель можно рассмотреть как инновационную по всем направлениям инженерной деятельности, помогая объяснить данное инженерное решение через маркетинговую модель и передать в легко воспринимаемой графической форме все сложности или уникальные возможности научно-технического нововведения. Для коммерческой реализации научно-технических нововведений в сфере НИОКР целесообразно уже на стадии научных исследований обеспечить тесный контакт с потребителем. Уровни взаимодействия науки и производства с потребителем представлены на рис. 3. На первом уровне (рис 3, I) прослеживается только односторонняя связь между отделом НИОКР (ведутся разработки) и производством (создается продукция), а также между последним и потребителем (реализация товара). Этот уровень самый низкий; он был характерен для централизованной системы хозяйствования.

226

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

Рис. 3. Три уровня взаимодействия отделов НИОКР производства и потребителя

На втором (рис 3, II), более высоком, уровне видна уже двусторонняя связь между отделом НИОКР и производством, и между последним и потребителем. В данном случае потребитель, получая товар, может сообщить свои замечания, предложения, комментарии отделу производства, который, в свою очередь, доведет их до отдела НИОКР. На самом высоком, третьем (рис 3, III), уровне помимо взаимодействия, характерного для второго уровня, присутствует двусторонняя связь отдела НИОКР непосредственно с потребителем, что является самым важным и главным в рыночных условиях хозяйствования. Преимуществом наличия такой связи является более полное понимание нужд потребителя, что позволяет предложить уникальные инженерные решения. Инженерный маркетинг может стать движущей силой развития предприятия как с точки зрения НИОКР, производства продукции, так и с точки зрения реализации товаров на рынке - как коммерческая реализация продукции предприятия с помощью инженерных решений. Не менее существенное значение это имеет для горных предприятий. Повышение эффективности системного управления использованием маркетинговой службы. От плановой и фактической обеспеченности зависят объемы угледобычи, качество продукции и выполнения работ, рациональность использования горнотранспортного оборудования и рабочего времени, целесообразность расходования всех видов материальных ресурсов, себестоимость угольной продукции, уровень производительности труда и трудоемкости работ, конкурентоспособности, прибыли и рентабельности производства[7]. Чтобы успешно решать такие задачи для бесчисленного числа управленческих ситуаций, необходима стандартная рабочая модель

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

227

управления шахтой. На рис. 4 приведена рекомендуемая структурная схема и процедура системного управления повышением эффективности использования материальных и трудовых ресурсов, изыскания внутрипроизводственных резервов, принятия рациональных решений с учетом специфики производства и труда. Из приведенной схемы видно, что важнейшей функцией в системе управления материальными и трудовыми ресурсами в условиях рыночных отношений является маркетинговая служба.

Рис. 4. Модель управления шахтой с помощью инженерного маркетинга: 1 – переменные и параметры состояния поставщиков, шахты, потребителей и материально-денежных потоков между ними; 2 – переменные и параметры качества управления шахтой; 3 – предложения по целям, объемам и ресурсному обеспечению ПХД шахты; 4 – предложения по структуре, нормам и стимулам ПХД шахты.

228

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

Такая модель управления с сочетанием стратегического и тактического уровней реализации управленческих функций и процедур при управлении маркетинговой деятельностью предприятий должно обеспечивать быструю адаптацию к условиям меняющегося окружения для избежания отклонений в их работе, путем: наращивание объемов производства и сбыта продукции; устранение излишних затрат и убытков; повышение качества исходного предмета деятельности; создание и применение новой и усовершенствованной техники и технологии; усовершенствование технических характеристик продукции; изменение номенклатуры и ассортимента продукции; применение новых видов сырья и материалов; механизация и автоматизация производственных процессов; повышение уровня безопасности производства и труда; изменение режима работы предприятия или его подразделения; улучшение работы транспорта и связи; улучшение материально-складского хозяйства; повышение качества, устойчивости и объемов энергетического и материально-технического обеспечения; углубление специализации и кооперирования производства; диверсификация производственной структуры; повышение специальной и профессиональной подготовки трудовых ресурсов; совершенствование нормативной базы предприятия; объективизация материальных и моральных стимулов повышения эффективности производства и труда. Таким образом, маркетинг горного предприятия, как и любого другого предприятия – это единый управленческий процесс, при котором на основе спроса и предложения формируется его стратегия, и определяются этапы его долгосрочного развития при изменениях внешней и внутренней среды. Средством реализации данного преимущества для повышения эффективности деятельности горных предприятий (от НИОКР до реализации товара) может стать инженерный маркетинг, позволяющий воплотить знания в действительно нужный на рынке товар через рыночно ориентированные инженерные решения на всех стадиях исследования, проектирования, производства и реализации товаров. Реализация маркетинговой службы на горных предприятиях с концепцией инженерного маркетинга позволит выработать философию управления НТНВ на основе маркетингового мышления и маркетинговой идеологии инженерных служб, по всем направлениям инженерной деятельности промышленного предприятия (НИОКР, производственной, сбытовой сферах), в соответствии с его целями и задачами. Такая концепция позволяет обеспечить рыночную ориентацию деятельности инженерных служб, направленной на НИОКР, производство и реализацию

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

229

конкурентоспособной продукции на инновационной основе с использованием соответствующих маркетинговых инструментов в инженерной деятельности. Библиографический список 1. Задачи Министерства угля и энергетики Донецкой Народной Республики [Электронный ресурс]: Официальный сайт Министерства угля и энергетики Донецкой Народной Республики Режим доступа: http://mintekdnr.ru/index/zadachi_ministerstva/0-12. − Загл. с экрана. –10.05.2016. 2. Котлер Ф. Маркетинг менеджмент / Ф. Котлер ; пер. с англ. под ред. О. А. Волковой, Ю. Н. Каптуревского. – СПб. : Питер Ком, 1999. – 896 с. 3. Руделиус, У. Маркетинг [Текст]: учеб. пособие / У. Руделиус. – М. :ДеНово, 2001. – 706 с. 4. Любанова, Т.П. Инженерный маркетинг, как инструмент повышения эффективности развития промышленных предприятий[Текст] // Т.П. Любанова, Д.М. Зозуля. – LAP LAMBERT AcademicPublishing, 2012 – 176 c. 5. Клишин, В. И.Научное обеспечение инновационного развития угольной отрасли [Текст] / В. И. Клишин, М. В. Писаренко// Уголь. – 2014. – № 9. – С. 42-46. 6. Бурчаков, В.А. Маркетинг в горной промышленности[Текст]/ В. А. Бурчаков. – Москва: Горная книга, 2013. – 273 с. 7. Попов, В.Н. Методические рекомендации по повышению эффективности управления материальными и трудовыми ресурсами в условиях модернизации и инновационного развития угледобывающих организаци [Текст] / В. Н. Попов, Ю. Г. Грибин, Г. А. Ефимова, А. Н. Гаркавенко, Л. Ю. Семина// Уголь. – 2015. – № 6. – С. 48-53.

230

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

ИСПОЛЬЗОВАНИЕ КОМПЬЮТЕРНЫХ ПРОГРАММ ПРИ КУРСОВОМ ПРОЕКТИРОВАНИИ Сибилева Н.А., Адамян К.К., Семенцова Т.С., студенты гр. Шу-14* (ГОУ ВПО «ДонНТУ», г. Донецк) Описаны компьютерные программы кафедры РМПИ при курсовом проектировании для студентов специальности «Строительство шахт и подземных сооружений» Ключевые слова: вскрытие и подготовка шахтного поля, выемочный комплекс, система разработки, нагрузка на лаву, штат трудящихся.

Для специальности «Строительство шахт и подземных сооружений» в группах с ускоренной подготовкой курс «Составляющие технологии очистной выемки» преподается на втором курсе, причем параллельно с выполнением курсового проекта. Из обеспечивающих дисциплин ранее (на втором семестре) изучается только курс «Основы горного дела». Естественно, для студентов изучение дисциплины «Составляющие технологии очистной выемки» и курсовое проектирование представляют определенную сложность (тем более из-за отсутствия практики). Обучение в течение семестра позволяет освоить дисциплину, по нашему мнению, в основном за счет использования в учебном процессе компьютерных программ. Так, визуализированный, с использование PC-проектора, курс «Введение в горное дело» [1] позволил нам наглядно, в динамике ознакомиться с горными выработками, их проветриванием, работой машин и механизмом в лаве, способами и средствами транспорта в шахте. Этот короткий курс подготовил нас к изучению основной дисциплины. Изучив теоретически принцип выбора для конкретных условий типа и типоразмера механизированного комплекса, мы столкнулись с трудоемкой, но мало полезной работой по сортировке таблиц с типами механизированных комплексов, для того чтобы выбрать тот из них, который удовлетворяет и условиям несущей способности крепи, и необходимой величине податливости крепи для соблюдения и требований ПБ и техническим требованиям. Программа KOMLEX -513 [2], составленная в среде Microsoft Excel, позволяет выполнить поставленную задачу почти автоматически, если студент предварительно ответил компьютеру на ряд вопросов по данной теме и допущен программой к ее использованию. *

Научный руководитель – к.т.н., доц. Стрельников В.И.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

231

При изучении раздела курса «Системы разработки» студент после изучения принципиальной схемы синтеза систем разработки из отдельных ее узлов и модулей, после изучения принципа разработки экономикоматематической модели удельных затрат в пределах выемочной ступени должен в курсовом проекте выбрать наилучший вариант. Но таких вариантов может быть 32, как возможные сочетания узлов сопряжения лавы с транспортной и с вентиляционной выработками (рис. 1), а если учесть еще и возможные варианты примыкания работающего этажа к отработанному (4 варианта), то таких сочетаний окажется 128.

Рис. 1. Матрица сочетаний модулей узлов сопряжения лавы с участковыми выработками

Конечно, мы могли бы выбрать из этого множества какие-то два варианта, по нашему мнению лучших, записать экономико-математическую модель затрат и на калькуляторе вычислить результат. Но мы использовали при курсовом проектировании компьютерную программу SSR-513 [3]. Программа разработана таким образом, что студент может пользоваться ею только в случае, если он правильно ответил в программе на 20 вопро-

232

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

сов, относящихся к теме «Системы разработки»: такие как по указанным вариантам системы разработки «определить класс системы», «зависимость величины нагрузки на лаву от класса системы разработки», «единицы измерения затрат на ремонт выработки в определенных хонах поддержания» и т.д.. При неверном ответе программа отсылает студента к соответствующему разделу темы в учебнике или конспекте лекций. После ввода в программу исходных данных выдаются на экран все варианты систем разработки, удельные затраты по которым отличаются от минимальных в пределах 10 %. Далее нам уже самостоятельно необходимо принять наилучший, вычертить эскиз системы разработки. Таким образом, не только нашли лучший результат, но и нашли много других вариантов и их оценку, что при расчетах «вручную» было бы невозможным. При расчетах нагрузки на лаву по возможностям оборудования, по возможностям проветривания и нормативной нагрузки мы также использовали компьютерные программы программного комплекса LAVA-513 [2]. И в этих случаях для допуска к вычислениям необходимо дать правильный ответ на ряд вопросов по теме. Компьютерная программа позволяет для выбранного оборудования лавы при заданных природных условиях рассчитать штат трудящихся лавы и производительность труда. Все расчеты проводятся в компьютерном классе кафедры РМПИ. Весьма полезным, по нашему мнению, было использование для выполнения графической части проекта программы САПР-ТД [4], разработанной в институте ДонУГИ и тоже установленной в компьютерном классе. Программа позволяет вычертить план лавы, положение крепи в лаве при работе выемочного механизма (план и разрезы), сопряжения лавы с подготовительными выработками и все это с минимальными затратами времени. Выводы. 1. Использование компьютерных обучающих программ при курсовом проектировании целесообразно, программа должна обязательно сопровождаться предваряющие вычислениям тестовый опрос студента, позволяющий указать студенту на источник в учебнике в случае неверного ответа на вопрос и разрешать начало вычислений только при всех положительных ответах на вопросы. 2. Курсовое проектирование с использованием компьютерных программ кафедры РМПИ не только существенно сокращает расход времени на проектирование, но и является эффективным продолжением теоретической подготовки студента в процессе проектирования.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

233

3. Использование компьютерных программ существенно расширяет круг задач, решаемых в курсовом проектировании. Библиографический список 1. Стрельников В.И. Введение в горное дело: учебное пособие, Донецк, ДонНТУ /Билык Е., Дедич И. компьютерная версия, анимация и дизайн, 2012 2. Комплекс компьютерных программ по расчету нагрузки на лаву пологого пласта LAVA-513/Стрельников В.И., Донецк, ДонНТУ, 2015 3. Экономико-математическое моделирование систем разработки /Стрельников В.И., Ворхлик И.Г., программа SSR-513, ДонНТУ, 2015 4. Система автоматизированного проектирования технологической документации на ведение горных работ /компьютерная программа САПР-ТД, Донецк, ДонУГИ, 2006.

234

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

УДК 622.234

ПЕРСПЕКТИВЫ ПРИМЕНЕНИЯ ТЕХНОЛОГИИ БЕЗЛЮДНОЙ ВЫЕМКИ УГЛЯ НА ШАХТАХ ДОНБАССА Сивоконь М. А., студент гр. РПМ-13а ( ГОУ ВПО «ДонНТУ», г. Донецк)* В данной работе рассмотрена технология ведения очистных работ способом безлюдной выемки. Описаны её основные достоинства и недостатки, а также актуальность и важность ее внедрения на угольных шахтах Донбасса. Ключевые слова: струг, скрепероструг, выемка, безлюдная выемка, безопасность, очистной забой, система разработки

Обеспечение безопасности труда рабочего на производстве является одной из важнейших задач, стоящих перед Министерством угля и энергетики ДНР[1]. Горно-геологические условия угольных шахт ДНР весьма сложны и опасны. Как показывает практика, добыча угля периодически сопровождается аварийными ситуациями, такими как взрывы пыле-угольно-метановых смесей, обрушение пород, всевозможными выбросами газа, воды и т. п., что нередко приводит к соответствующим трагическим последствиям, уносящим десятки жизней. Одними из самых частых причин аварий на угледобывающих предприятиях являются взрывы газа метана и нарушение правил безопасности во время выполнения работ с повышенной опасностью. Горнотехнические и технолого-технические условия работы на угольных шахтах Донбасса имеют свои особенности со следующими недостатки [2]:периодичность и многооперационность работ, технологические перерывы и частые остановки забоя, большой удельный объем выработок, низкое качество добываемого угля (зольность достигает 40-50%); дискомфортность и опасность труда; низкая производительность и надежность оборудования, высокие энергозатраты, низкая экономическая эффективность, невозможность осуществления автоматизации работ, в перспективе придется отказаться от угледобычи комбайновым способом из-за исчерпания технически доступных по мощности запасов угольных пластов (более 0,8 м) и отрабатывать тонкие и сверхтонкие пласты. Решением части выше перечисленных проблем является внедрение струговых установок в очистных забоях и исключение влияния человеческого фактора на производство, т.е. удаление рабочих из очистного забоя. Это возможно при внедрении безлюдной выемки.

Научный руководитель – ассистент Касьяненко А.Л.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

235

Поэтому целью данной работы является анализ возможности применения технологии безлюдной выемки угля на шахтах Донбасса и перспективы ее развития в целом. Безлюдная выемка угля – условное название способов выемки угля без присутствия человека в очистном забое[3]. Безлюдная выемка – технология с высоким уровнем техники и организации, при которой исключается трудоёмкий ручной труд в забое, обеспечиваются высокая производительность и безопасность работ. Суть ее заключается в том, что управление выемочным механизмом и передвижка конвейера, секций механизированной крепи, происходит автоматизировано либо дистанционно рабочими, которые находятся на сопряженной с очистным забоем выработке. Ликвидируется тяжелый труд рабочего в очистном забое, обеспечивается высокая производительность и безопасность работ. Существуют различные виды безлюдной выемки, они показаны на рис. 1.

Рис. 1. Виды безлюдной выемки

236

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

Различают две группы способов безлюдной выемки: с креплением и без крепления призабойного пространства. В первом случае присутствие людей в забое допускается только во время профилактических и ремонтных работ, монтажа и демонтажа оборудования, т. е. при остановке работ по выемке, во втором — человек по условиям технологии работ и безопасности не может (например, при шнекобуровой выемке) или не должен (например, при гидродобыче) находиться в забое. Безлюдная выемка с креплением призабойного пространства включает отработку пластов механизированными комплексами или агрегатами. Безлюдная выемка механизированными комплексами осуществляется на тонкой и средней мощности пластах, в т.ч. опасных по внезапным выбросам угля и газа. В процессе выемки люди находятся вне очистного забоя и управляют выемочной машиной и передвижкой крепи дистанционно. Безлюдная выемка агрегатами предназначена для тонкой и средней мощности пластов. Агрегат может работать с программным и дистанционным управлением. Безлюдная выемка без крепления призабойного пространства производится буровыми и шнекобуровыми установками, комбайнами, виброустройствами, буровзрывным способом. К этой группе относятся также струговая выемка, которая уже получила распространение на угольных шахтах Донбасса. Основные характеристиками стругов являются работа на тонких (до 1,5м) и весьма тонких (до 0,7 м) пластах со спокойной гипсометрией, без породных включений. Под эту характеристику попадают большинство шахт Донбасса. Таким образом, применение безлюдной выемки на базе струговой является возможным. В этом случае в обязанности рабочих будет входить мониторинг работы струга а, так же его обслуживание. Исходя из этого, при применении такого способа выемки снижается риск получения травм рабочими очистного забоя, т.к они больше не управляют процессом непосредственно, так же проявляется ряд преимуществ со стороны применения струговой выемки, одно из нихлучшая сортность угля, за счет разрушения массива по напластованию, а не вкрест напластования, как это происходит при комбайновой выемке. Одним из видов безлюдной выемки является так же скрепероструговая выемка, которая впервые была применена в 1963 г. на шахтах Донбасса [4]. Вначале применялись скрепероструговые установки с канатным, а затем с цепным тяговым органом. Впоследствии на шахтах получили распространение унифицированные скреперно-струго-таранные установки УС-3, предназначенные для выемки пластов мощностью 0,4-0,8 м с углами падения 0-90ºв лавах длиной до 200 м. Предельная сопротивляемость угля резанию – 300 кН/м.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

237

В Кузбассе есть опыт применения безлюдной выемки с комбайном «Темп-1» по пласту крутого падения (71-73°) мощностью 0,9-1,2 м [5]. Сущность безлюдной выемки cкрепероструговой установкой показана на рис. 2 и заключается в том, что выемочные столбы отрабатываются камерами без крепления шириной 14-25 м, между которыми оставляются ленточные целики шириной 3-5 м, т.е. применяется камерно-столбовая система разработки. Для поддержания штреков, а также для удобства осмотра скреперов и замены резцов на них на сопряжении камеры со штреком выкладываются 2 ряда деревянных или пневмобаллонных костров. Выемка угля в камере продолжается до начала появления первых признаков обрушения кровли, после чего установка переносится и монтируется в разрезной печи новой камеры.

Рис 2. Технологическая схема выемки угля скрепероструговыми установками:1 - междукамерный целик; 2 - отработанные камеры;3 - рабочая камера;4 - привод скрепероструговой установки; 5 - балка обводного блока;6 - нарезной комбайн; 7 - конвейер; 8 - скрепероструговый поезд

Применение предельно простого в конструктивном исполнении оборудования, обеспечивающего механизацию отбойки и доставки угля без наличия в лаве конвейера и крепи, позволяет достигнуть высокой надежности его функционирования. Периодический выход скреперостругов (через 1-1,5 мин.) в подготовительные выработки создает благоприятные условия для контроля за их техническим состоянием.

238

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

Безлюдной выемкой с помощью cкрепероструговой установки на шахтах Донбасса были достигнуты следующие показатели: среднесуточная добыча – 160 т; производительность труда рабочего по участку – 7,3 т/выход; потери угля – 22-24%; расход леса – 1,5-2 м3/1000 т добычи [4]. Показатели безлюдной выемки с применением комбайна «Темп-1» в Кузбассе: суточная добыча угля в лаве составила 400-500 т, производительность труда рабочего по забою – до 23 т/выход, эксплуатационные потери не превышали –15-20%[5]. В работах [6,7] приводятся технические предложения по применению технологии безлюдной выемки угля на шахтах России. В работе [6] рассмотрена безлюдная выемка с применением буровых агрегатов на мощных пластах, что не актуально для горно-геологических условий Донбасса. В работе [7] для безлюдной выемки угольных пластов средней мощности (1,5-2 м) длинными столбами по простиранию и длиной забоя до 100 м по падению без крепления предлагается использовать канатный струг с подвижным направляющим бортиком. Достоинством предложенного способа безлюдной выемки является: простота конструкции с низкой трудоемкостью при монтаже и демонтаже оборудования, значительное уменьшение себестоимости добытого угля, которая достигается высокой производительностью труда рабочего, суточная добыча угля на пласте мощностью 1,5 м может превысить 3000 т, низкими энергозатратами (до 2кВт/т), возможность применения в некоторых зонах горно-геологических нарушений, где невозможно применить известные технологии. Однако касательно шахт Донбасса вопросу безлюдной выемки уделяется недостаточное внимание: обоснованию технологических параметров работы с применением технологий дистанционной добычи угля, в основе которой должны быть заложены принципы отсутствия человека непосредственно в угольном забое, а также их апробации в промышленных условиях на шахтах. Проанализировав горно-геологические и технолого-технические условия Донбасса, а так же прошлый опыт условий применения безлюдной выемки, ее особенности, достоинства и недостатки, можно сделать вывод, что технология может быть применена и будет успешно работать по крайней мере на 60-70% наших шахт, так как работают они по пластам тонким и весьма тонким, что является главным условием её применения. Достоинства безлюдной выемки существенны так, как снижается себестоимость угля за счет снижения затрат на оплату труда рабочего, что является важным экономическим показателем, от него зависит конкурентоспособность предприятия. Так же за счет удаления рабочих из забоя повышается безопасность работ,

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

239

снижается травмоопастность на шахте, исключается влияние человеческого фактора, что может в последствии предупредить множество аварий, которые происходят по вине человека. Библиографический список 1. Задачи Министерства угля и энергетики Донецкой Народной Республики [Электронный ресурс]: Официальный сайт Министерства угля и энергетики Донецкой Народной Республики Режим доступа: http://mintekdnr.ru/index/zadachi_ministerstva/0-12. − Загл. с экрана. - 13.05.2016. 2. Литвинский, Г. Г. Концепция шахты ХХІ века – проблемы и их решение [Текст] / Г. Г. Литвинский // Горный информационно-аналитический бюллетень. – 2006. – № 10. – С. 223-228. 3. Горное дело: Терминологический словарь [Текст] / Г.Д. Лидин, Л.Д. Воронина, Д.Р. Каплунов и др. 4-е изд., перераб. и доп. – М.: Недра, 1990. – 694 с. 4. Старосельский, С.И. Анализ технологических схем безлюдной выемки тонких крутых пластов[Текст] / С. И. Старосельский // Уголь Украины. –1978. – №1. – С.7-10. 5. Родионов, С.И. Безлюдная выемка угля с применением комбайнов «Темп-1» на шахтах Прокопьевско-Киселевского района Кузбасса[Текст] / С. И. Родионов, А. П. Широков, X. А. Сепп//Уголь Украины. –1979. – №6. – С. 9-10. 6. Григорян, А.А. Теоретическое обоснование параметров технологии безлюдной добычи угля и их промышленная апробация на угольном предприятии [Текст] / А. А.Григорян // Уголь. –2014. – № 9. – С. 26-29. 7. Колеватов, А.В. Безлюдная выемка угля[Текст] / А.В.Колеватов // Уголь. – 2014. – №2. – С.23-26.

240

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

УДК 622.28.5

ИССЛЕДОВАНИЯ ВЛИЯНИЯ УГЛА ЗАЛЕГАНИЯ ПОРОД НА РАБОТОСПОСОБНОСТЬ АРОЧНОЙ КРЕПИ Резник А.В., вед. инженер, Скачек А.В., студент (ДонНТУ, г. Донецк)* Приведен анализ причин деформирования металлической арочной податливой крепи, а также результаты лабораторных исследований изменения работоспособности крепи при различных углах залегания вмещающих выработку пород.

Многолетний опыт поддержания выработок путем применения металлического рамного податливого крепления показал, что оно не обеспечивает их нормальное эксплуатационное состояние в течении срока службы. Предпринятые в последние 30-40 лет попытки улучшить состояние выработок путем применения более мощных профилей и уплотнения крепи положительных результатов не дали, а привели лишь к росту материальных и трудовых затрат на поддержание. Ежегодно протяженность подготовительных выработок, находящихся в неудовлетворительном состоянии, увеличивается на 1-2% (табл. 1). Таблица 1 Состояние подготовительных выработок на шахтах ДонецкоМакеевского района Донбасса Протяженность участков, не удовПо состоянию Протяженность летворяющих требованиям Правил на: выработок, км Безопасности км % 2000 845,77 144,66 17,1 2002 643,38 127,41 19,8 2006 530,28 102,27 19,3 2007 480,15 92,7 19,3 2009 426,07 89,69 21,0 2010 419,92 93,27 22,2 Проведенный анализ состояния выработок, закрепленных различными видами крепи (табл. 2), показал, что преобладающим видом крепи на шахтах Донбасса остается металлическая арочная податливая крепь, которой закреплено около 90% горных выработок. *

Научный руководитель – д.т.н., проф. Перенко Ю.А.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

241

Таблица 2 Объем применения и состояние крепи горных выработок Вид крепи

2004 2006 2008 2010 1* 2 1 2 1 2 1 2 90,2 70,4 90,4 71,6 90,5 71,9 90,6 73,2 4,4 32,2 3,5 34,3 2,7 31,8 2,5 30,9 3,2 43,4 2,8 41,6 2,85 42,0 2,8 41,2

Металлическая податливая Бетонная и железобетонная Смешанная Комбинированная на основе 1,5 анкерной Анкерная 0,3 Другие виды 0,4 Итого 100

20,3

2,6

21,1

3,1

20,8

3,2

21,2

10,2 50,2

0,5 0,2 100

12,1 0,7 11,7 49,3 0,15 48,1 100

0,8 0,1 100

11,9 46,0

* – объем применения крепи, %; 2 – деформировано крепи, % Опыт эксплуатации выработок, закрепленных арочной крепью, показывает [1], что основным фактором, снижающим устойчивость выработок, является несовпадение направления податливости постоянной крепи с преобладающими смещениями породного контура, которое отмечено в 59 % обследованных выработок. В выработках, пройденных по простиранию, преобладают смещения контура в направлении, нормальном к напластованию, т.е. большие деформации кровли в сечении наблюдаются со стороны падения пород, а почвы – со стороны восстания. Как в пластовых, так и в полевых штреках замок податливости срабатывает, как правило, со стороны падения пород, а со стороны восстания верхняк и стойка теряют соосность, податливость не реализуется, срез стойки развальцовывается и происходит разрыв хомутов. Описанный характер деформаций крепи и неравномерное по ширине выработки пучение почвы отмечено при обследовании 8-го западного полевого штрека гор. 840м шахты «Новодружеская» (рис. 1а) и 7-го западного полевого вентиляционного штрека пласта гор. 650м шахты им. Г.Г. Капустина (рис. 1б) и других штреках, проведенных в слоистых породах. При угле падения пород более 10-15 влияние направления преобладающих смещений на устойчивость системы «крепь-массив» проявляется практически во всех случаях, при меньших углах возможно одновременное срабатывание узлов податливости и сохранение симметричной формы выработки при условии качественного заполнения закрепного пространства, что, однако, в практике крепления выработок встречается редко.

242

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

б Рис. 1. Проявление неравномерности смещений пород по контуру выработок: а – в 8-м западном полевом штреке гор. 840м шахты «Новодружеская»; б – в 7-м западном полевом вентиляционном штреке пласта гор. 650м шахты им. Г.Г. Капустина

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

243

В выработках пройденных вкрест простирания, а также по падению и восстанию пород (всего в 12% обследованных) преобладающие смещения контура, отличные от направления податливости, проявляются при расположении продольной оси выработок в диапазоне углов 30-600 к линии простирания пород. Так, для оценки работоспособности арочной крепи, в зависимости от направления наибольших смещений, были проведены лабораторные исследования. Для проведения исследований был разработан и изготовлен специальный стенд (рис.2).

Рис. 2. Стенд для испытаний работоспособности арочной крепи: 1 – пространственная рама; 2 – модель трехзвенной крепи; 3 – нагрузочный рычаг; 4 – место крепления рычага к пространственной раме; 5 – калиброванная шкала в местах соединения несущих элементов крепи; 6 – замок (узел) №1; 7 - замок (узел) №2

Конструкция стенда следующая. В пространственной раме 1 устанавливалась модель АПК (трехзвенной) из СВП-27 – 2 в масштабе 1:20.нагрузку на крепь создавали с помощью рычага 3. Моделировались углы приложения нагрузки 0,5,10,15,20,25 и 300, для чего менялось место расположения узла крепления рычага 3 к пространственной раме. Перемещения несущих элементов крепи в замках измерялись с помощью калиброванной шкалы, нанесенной на несущих элементах в районе расположения замков. Результаты измерений в относительных единицах представлены в табл.3.

244

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

Таблица 3 Результаты измерений Угол залегания пород, Податливость узла №1 Податливость узла №2 град 0 1,0 1,0 5 1,0 1,0 10 1,1 0,9 15 1,6 0,8 20 2,0 0,4 25 2,2 0,25 30 2,2 0,2 Как видно из приведенных данных, уже при угле падения пород 10 наблюдается неравномерность деформации узлов податливости. При этом при угле падения пород 150 (наиболее типичный угол для условий Донбасса) податливость узла №2 уменьшается на 20%, а при угле 300 – на 80%. После этого рама переходит в жесткий режим работы, практически не используя свои потенциальные возможности. Таким образом, проведенные исследования показали, что для повышения работоспособности арочной крепи необходимо изменить место расположения узлов податливости, с учетом угла залегания пород. Библиографический список 1. Кошелев К.В., Петренко Ю.А., Новиков А.О. Охрана и ремонт горных выработок. – М.: Недра, 1990. – 218 с.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

245

УДК 622.28.043.323: 622.268.6

НОВЫЙ СПОСОБ ПОДДЕРЖАНИЯ ГОРНЫХ ВЫРАБОТОК Скачек А.В., студент гр. РПМ-12а (ГОУ ВПО «ДонНТУ», г. Донецк)* По данным геологоразведочных, шахтостроительных и проектных организаций, а также в результате лабораторных испытаний установлено, что с увеличением глубины залегания горных пород прочность их возрастает, но при этом напряжения в массиве возрастают более интенсивно. Разрабатываются такие конструкции крепи и способы охраны горных выработок, которые обеспечили бы снижение напряженного состояния массива и использование его несущей способности. Донецким национальным техническим университетом предложен новый способ поддержания горных выработок - «крепь-охрана». Сущность его состоит в закреплении горного массива анкерной крепью с помощью взрывания камуфлетных зарядов ВВ. при таком решении, в одном технологическом процессе совмещаются разгрузка вмещающего выработку массива от напряжений и установка крепи, что существенно упрощает технологию крепления и повышает устойчивость выработки. С целью оценки эффективности этого способа были проведены лабораторные и аналитические исследования. Лабораторные исследования показали, что при определенном размере породного целика и ширине зоны нарушенных пород, ограничивающей вокруг выработки размер зоны неупругих деформаций, суммарный отпор крепи, породного целика и пород, находящихся в пределах нарушенной зоны, будет равен напряжениям, действующим в ненарушенном массиве на границе с зоной неупругих деформаций. Это позволит в 2-3 раза снизить смещения контура выработки по сравнению с традиционным способом крепления. Для определения ширины породного целика и зоны нарушенных пород с помощью методов предельного равновесия решалась осесимметрическая задача, в результате чего была получена зависимость для определения смещений контура выработки при применении способа поддержания «крепь-охрана»: *

Научный руководитель – д.т.н., проф. Петренко Ю.А.

246

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

U

 r  1 3 2bH   сж 3   сж    Р0   k    rk  4E  К з r 4 E b  1  k

    2 H     *сж   2brk2 сж       2  b  1  2b 2 2 * 2 сж   b   rk  1  P0 rk  1   сж rk    К а   









где Е - модуль упругости пород, МПа;  сж – прочность пород на одноосное сжатие, МПа; К3 – коэффициент запаса прочности; Ро – отпор крепи, МПа; rk – радиус внешней границы породного целика, м; b – интервал между рядами анкеров, м; γ – удельный вес пород, МН/м; Н – глубина заложения выработки, м; *сж – остаточная прочность пород, МПа.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

247

УДК 622.28.044

ИЗУЧЕНИЕ МИРОВОГО ОПЫТА, ТЕХНИЧЕСКИХ ОСОБЕННОСТЕЙ И ХАРАКТЕРИСТИК АНКЕРНЫХ КРЕПЕЙ Смага И.А., студент (ГОУ ВПО «ДонНТУ», г. Донецк)* Большинство шахт ведущих разработку пластов каменного угля подземным способом, имеют выработки на глубинах 1000 м и более. В результате активного проявления горного давления на таких глубинах значительно усложняется условиями проведения, эксплуатации и поддержания выработок. Основные вопросы, такие как: снижение трудоемкости поддержания и ремонта выработок, стоимости работ и повышения их безопасности при дефиците материалов и оборудования весьма актуальны. Существенное улучшение состояния выработок в условиях всеобщего технологического и экономического спада, может быть обеспечено только за счет разработки новых и совершенствования известных ресурсосберегающих способов и средств, направленных на повышение устойчивости пород, окружающих горную выработку. Одним из основных направлений в области крепления и поддержания горных выработок является проведение подготовительных выработок с применением анкерной крепи. К общим достоинствам анкерной крепи относятся: – увеличение площади полезного поперечного сечения выработок или соответственно уменьшение их площади сечения в проходке; – широкие возможности увеличения плотности крепи так же и после завершения проходки выработки; – сокращение объемов транспортирования (меньшая масса крепи); – благоприятные возможности для механизации работ по креплению, особенно в сочетании машинами или комбайнами; – разделение цикла работ по креплению на анкерование выработки непосредственно в забое и дополнительное анкерование за пределами призабойного пространства; – уменьшение производственного травматизма. Целью анкерования является стабилизация вмещающих выработку пород или повышение их собственной несущей способности. *

Научный руководитель – ст. преподаватель Дрипан П.С.

248

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

Многочисленные примеры свидетельствуют об успешном применении анкерной крепи на многих шахтах. Например, на угольных шахтах США объемы применения анкерной крепи постоянно растут. Сегодня анкерование кровли является наиболее распространенным видом крепления подземных горных выработок. Ежегодно в горной промышленности для крепления выработок расходуется примерно 120 млн. анкеров, причем большая часть из них в угольной промышленности, где за год проходят около 25000 км выработок. На угольных шахтах КНР ежегодно проходится более 1000 км выработок закрепленных анкерами. Используется около 800 тыс. шт. в год. В конструктивном исполнении анкерная крепь состоит из системы стержней, закрепляемых в пробуренных по контуру выработки скважинах и предназначенных для увеличения несущей способности горных пород. Анкер в свою очередь состоит из стержня, замка и натяжного устройства. Замок анкера служит для закрепления стержня в породе (замковые анкера), а натяжное устройство – для создания в стержне анкера предварительного натяжения с целью уменьшения развития деформации горных пород. Помимо замковых анкеров существуют еще беззамковые, в конструкции которых отсутствует замок. Стержни таких анкеров закрепляются в породе по всей их длине. В настоящее время в мировой горной практике известно около 600 разновидностей анкерной крепи. Анкера могут различаться по: 1) материалу (металл, дерево, пластмасса); 2) закреплению анкера в скважине (замковые, беззамковые); замковые в свою очередь подразделяются по разновидности замков и их количеству; 3) как замковые так и беззамковые классифицируются по полноте соприкосновения со стенками скважины (на отдельном участке или по всей длине); 4) по разновидности замковой части стержня и по количеству стержней; 5) по способу закрепления замка или тела анкера в скважине (механический, взрывной, цементными растворами, полимерами и смолой, за счет упругих сил тела анкера); 6) по жесткости стержня (абсолютно жесткий, гибкий, допускающий упругие растяжения); 7) по разновидности установки (с предварительным бурением скважины и без предварительного бурения скважины). Для первых диаметр

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

249

скважины может быть (большой – более 43 мм, средний – 36-43 мм, малый – 28-35 мм); 8) по принципу закрепления (забивная распорная, закладная, многократного закрепления, сплошного закрепления, винтовая); 9) по способу установки (с применением ударных нагрузок, без ударных нагрузок, вращением стержня); 10) по созданию предварительного натяжения в стержне (без натяжения, ввинчиванием стержня в замок, с помощью пружин и т.д.); 11) по взаимодействию со стенками скважины (деформируются стенки, деформируется замок, замок и стенки, сцепление между раствором и стенками скважины); 12) с учетом эксплуатационно-технических характеристик (возрастающего сопротивления, убывающего, постоянного нарастающееубывающего, переменного); 13) по назначению (временная и постоянная); 14) по разновидности применения (самостоятельная, комбинированная, смешанная); 15) по условию применения (для крепления подготовительных выработок, для очистных нарезных выработок и крепления сопряжений); 16) по возможности повторного использования анкеров (не извлекаемые, полу извлекаемые, извлекаемые). Два последних можно классифицировать по способу извлечения (механизированный и немеханизированный). По своему характеру работы анкера бывают жесткие и податливые. Жесткие анкера практически не изменяют своей длины в процессе работы. Податливые изменяют свою длину под действием нагрузки за счет работы узла податливости. Анализ литературных источников показывает, что первые анкерные крепи, которые были применены на практике – деревянные. Они расклинивались в донной части шпура с помощью деревянного клина. Сжатие древесины в замке вызывает ответную реакцию пород, зависящую от деформации замка, площади контакта и влажности древесины. В обычных условиях прочность закрепления деревянных анкеров до 6кН. Основные недостатки деревянных анкеров: – низкая прочность; – потеря работоспособности древесины в замке при ее высыхании; – возможность раскола тела анкера вдоль волокна. На смену деревянным анкерам пришли металлические с наиболее лучшими прочностными характеристиками.

250

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

Первоначально их закрепление в шпуре осуществлялось за счет замков различной конструкции. Приведение анкера в рабочее состояние осуществлялось за счет расклинивания замка в донной части шпур. Несущая способность анкера составляет 20-60 кН при времени установки 2-5 мин. Этот тип анкера отличается относительной сложностью изготовления, возможностью повторного использования, вводом в работу с момента установки. К недостаткам их относятся необходимость бурения шпура строго установленной длины и диаметра. Замковые анкера обычно устанавливают с предварительным натяжением, равным половине нагрузки. Прочность закрепления в породах составляет при диаметре стержня 20 мм 100 - 120кН, а при диаметре 24 - 180 кН. Важным направлением дальнейшего совершенствования анкерной крепи является применение анкеров для скважин малого диаметра - 30 мм, что позволяет повышать скорость бурения в 1,3-1,6 раза и снизить металлоемкость крепи в 1,5 раза. Уменьшается в 2,4 раза потребная необходимость в электроэнергии. Прочность закрепления достигает 100кН. Из-за возможного ослабления анкеров замковых конструкций необходимо периодически проверять усилие натяжения, и по мере ослабления производить повторную затяжку гаек. Слишком высокое усилие предварительного натяжения так же может привести к сминанию породы в работе замка. Поэтому установка анкеров требует квалифицированной работы по их возведению. Первыми беззамковыми конструкциями анкерной крепи, появившимися в угольной промышленности были железобетонные анкера. Они представляют собой сочетание цементно-песчаного раствора и стальной арматуры. Эти анкера отличаются высокой прочностью закрепления, хорошо воспринимают сдвигающие и растягивающие нагрузки, просты в изготовлении и дешевы. Несущая способность анкеров в зависимости от их длины достигает 100-170кН. Установлено, что нарушение несущей способности анкеров в результате потери сцепления между бетоном и арматурой полностью не выводят их из работы, так как со временем связь частично восстанавливается. Железобетонные анкера, как правило, используются при креплении капитальных горных выработок с большим сроком службы. Общим недостатком железобетонных анкеров является наличие промежутка времени между моментом установки и отвердения вяжущего раствора. Оно изменяется от нескольких часов до нескольких суток.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

251

К недостаткам так же относятся: – невозможность полной механизации процесса возведения крепи ввиду разнохарактерности операций при ее установке; – невозможность установить качество заполнения раствором всего объема шпура, от чего зависит качество крепления в целом; – невозможность извлечения штанг с целью их повторного использования; Впоследствии начала применяться армополимерная анкерная крепь. В отличие от железобетонных анкеров в конструкции полимерных бетон заменяется различными быстротвердеющими смолами или другими химическими составами. Они вступают в работу значительно быстрее, чем железобетонные, не требуют специального оборудования для приготовления бетона и введения его в скважину. Армополимерная анкерная крепь состоит из армирующего стержня, закрепляемого в донной части или по всей длине скважины раствором смолы. Применение для закрепления анкеров синтетических смол позволило расширить область и увеличить объемы применения анкерных систем. Анкер закрепляется на некотором участке или по всей длине. В последнем случае он выполняет роль элемента, армирующего породный массив. Усилие закрепления такого анкера составляет 50-100кН. Установка армополимерного анкера производится за 3-5 мин, но включение в работу происходит за более длительный период, связанный со временем схватывания связующего состава. Армополимерные анкера устанавливаются в шпурах диаметром 40 42 мм, в качестве армирующих элементов используются металлические (гладкие или периодического профиля) или сталепластиковые стержни диаметром 16-18 мм. Чтобы повысить эффективность применения таких анкеров необходимо переходить на мелкошпуровое бурение, т.е. уменьшать диаметр шпура до 32-36 мм, что увеличит производительность труда и снижает расход закрепляющего состава. При скважинах малого диаметра расход смеси меньше в 2,5-3 раза, а потребляемое число ампул в 1,5-2 раза, чем при диаметре 40-42 мм. Производительность труда увеличилась в 1,3-1,8 раза и более интенсивный разогрев смеси при перемешивании, что приводит к ускорению ее схватывания. К недостаткам сталеполимерной анкерной крепи относятся: – необходимость установки подкладок, удерживающих первые слои кровли (раствор не всегда доходит до устья шпура);

252

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

– необходимость строго выдерживать диаметр и длину шпура; – короткий гарантийный срок стабильности крепи в ампулах (4–5 месяцев); – невозможность сдвигания штанг с целью их повторного использования; – сравнительно высокая стоимость изготовления. Для возможного расширения области применения замковых анкеров с закреплением в породах при помощи полимерных вяжущих в последствии стали применяться анкера, конструкция которых позволяла им увеличивать свою длину без разрыва сплошности анкерной штанги. Такие анкера успешно стали применяться в выработках с большими смещениями пород кровли и боков, а так же на больших глубинах работ с возможным ухудшением горно-геологических условий по поддержанию горных выработок. В настоящее время имеется много типов податливых анкеров с механическими элементами скольжения различной конструкции, располагаемых либо в самой скважине либо у ее устья. Для таких анкеров требуются скважины диаметром свыше 28 мм, а иногда и до 45 мм, или многоступенчатого диаметра. С целью расширения области применения облегченной крепи в условиях повышенных смещений контуров выработок разработана новая конструкция податливого анкера. Волнообразный стержень анкера закрепляется в конце шпура, где смещения пород отсутствуют либо незначительны. Под воздействием смещений контура выработки стержень анкера растягивается и выпрямляется, уходя от нагрузок, и позволяет породам вокруг выработки достичь нового состояния равновесия. После выпрямления стержень будет работать в жестком режиме В ДПИ разработана конструкция податливого анкера, принцип действия которого основан на процессе волочения. За время испытания полностью исчерпалась конструктивная податливость анкера L= 480 мм при постоянной несущей способности 120125кН, которая, как было установлено, должна находиться в пределах 25130 кН. Податливые анкера не обладают постоянной рабочей характеристикой. Высокие напряжения среза в области скользящих элементов могут привести к их отказу. Они также сложны в изготовлении и имеют высокую стоимость. Все предыдущие типы анкеров по способу влияния на окружающий выработку массив пород относятся к пассивным способам крепления.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

253

Более перспективными являются способы механического беззамкового закрепления анкеров по всей их длине. Они обеспечивают быстрое закрепление и ввод анкера в работу. Зарубежный опыт применения анкерной крепи в горногеологических условиях, напоминающих условия угольных шахт Донбасса, подтверждает преимущество беззамковых конструкций, объем применения которых непрерывно возрастает, вытесняя конструкции анкеров с точечным закреплением. Первым активным видом анкерной крепи беззамкового типа являются армировочные винты. При этом способе в предварительно пробуренные шпуры завинчиваются металлические армировочные винты, наружный диаметр резьбы которых несколько больше диаметра шпура. Армировочные винты изготавливаются на трехвалковом стане поперечно–винтовой прокатки из стального прута диаметром 26 мм марки ст3 и ст5. Параметры армировочных винтов: наружный диаметр резьбы – 32 мм, высота профиля резьбы – 6,8 мм, резьба однозаходная, шаг резьбы – 30 мм, направление спирали – правое, угол у вершины резьбы – 30, форма вершины резьбы – заостренная, длина анкера – 1,2; 1,5 и 1,8 м. Промышленные испытания показали, что винтовая анкерная крепь обладает значительно большей несущей способностью, чем распорные. Максимальная нагрузка, воспринимаемая анкером длиной 1,2 и 1,5 м более 10 тс. Время установки анкера без учета бурения шпуров – 2 мин. Винтовая анкерная крепь относится к средствам механического способа упрочнения, с помощью которого можно эффективно сохранить монолитность и повысить прочность породного массива Недостатки винтовой анкерной крепи: 1) оказываются непригодными при установке их в крепких породах из-за среза резьбы; 2) при соблюдении должны строго выдерживать скорость подачи их в скважину, иначе срезаются промежутки породы между витками анкера и он не закрепляется; 3) при бурении скважины под армированные винты их устья расширяются буровой штангой по диаметру на 1–3 мм на глубину 0,30,5 м, особенно в слабых породах, что не обеспечивает связи породы анкером по всей длине. 4) для поддержки нижних слоев пород необходима опорная плита, подхват и затяжки в некоторых случаях; 5) недопустимы недобуры по длине, так как при установке пород анкера упирается в забой скважины и происходит скручивание винта;

254

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

6) во многих случаях срез винтовых анкеров наблюдается при пересечении винтами твердых включений встречающихся в породах; 7) для установки анкеров необходимо тихоходное сверло; 8) сложности изготовления и установки. Многие исследования были посвящены разработке таких конструкций анкеров, которые обеспечивали бы с одной стороны высокую надежность поддержания пород кровли и боков выработки после их установки, а с другой позволили бы снизить затраты на изготовление и установку анкерной крепи. К таким конструкциям относятся анкера, изготавливаемые из тонкостенных стальных трубок. Они устанавливаются и закрепляются в массиве путем изменения цилиндра трубки в момент установки. Поддержание массива при этом осуществляется силой трения между анкером и стержнем шнура. Новые анкера отличаются от ранее применяемых как простотой конструкции, так и снижением стоимости их изготовления. Кроме того они позволили резко повысить производительность работ по креплению. Трубчатая анкерная крепь является наиболее эффективной крепью активного вида, которая хорошо воздействует на массив пород. Яркими представителями такого типа крепи являются: анкер "Сплит–Сет" фирмы "Инчерсол–Ренд" (США), "Свеллекс" фирмы "Атлас Копко" (Швеция) и трубчатый взрывораспорный анкер СССР. Анкер "Сплит–Сет" это анкер с разрезной распорной трубчатой штангой. В обычном варианте анкер изготавливается диаметром 38 мм для шпуров диаметром 35 мм. Для его изготовления используется высокопластичная сталь с пределом текучести 490 МПа. Толщина стенки 2,28 мм. Верхний конец сужается на конце, для того чтобы он легче входил в шпур. На нижнем конце приварено кольцо, удерживающее опорную плиту. Время установки без учета бурения шпура меньше 2 мин. Следующим представителем является анкер "Свеллекс", закрепление которого осуществляется за счет выпрямления трубы диаметром 41 мм в шпуре диаметра 30–39 мм под действием давления воды 30 МПа. Разрушающая нагрузка на анкер составляет 10 кН. Время установки анкера 2 мин без учета затрат на бурение шпура. Приняв в качестве аналога анкер "Свелекс" был разработан анкер трубчатой конструкции. Он отличается от аналога более высоким коэффициентом сцепления с породой и повышенной в поперечном направлении.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

255

При этом для изготовления анкеров и оборудования по их возведению использованы отечественные, серийно выпускаемые материалы и механизмы. Анкер изготавливается по специальной технологии из серийно выпускаемых стальных труб диаметром 45 мм и толщиной стенок 1,6–2мм. Длина анкеров 1,8 м, масса – 4 кг. Результаты проведенных испытаний показали, что длительность установки одного анкера – 11,5 мин. Анкер вступает в работу сразу же после его установки. Усилие закрепления анкера длиной 1,5–1,8 м колеблются в пределах 60–100 кН. Простота конструкции крепи позволяет одному рабочему установить до 50 анкеров в 1 час. Следующим представителем трубчатых беззамковых анкеров является взрывораспорный анкер. Анкер представляет собой стальную трубу, заполненную взрывчатым веществом. Помещенный в скважину трубчатый анкер после взрывания взрывчатых веществ развальцовывается, принимает форму скважины и прочно закрепляется. Закрепление на участке или по всей длине производится энергией взрыва. Усилие закрепления составляет 50–70 кН на 1 м длины анкера (с точечным закреплением). Несущая способность анкера со сплошным закреплением – 147-196 кН. Время установки составляет – 4 мин. Недостатком данной анкерной системы является многооперационность, ведение взрывных работ, сейсмика. Общим недостатком всех трубчатых анкеров является низкая прочность тонкостенного тела анкера на сдвиг. Существенным недостатком анкеров "Свеллекс" и "Сплит–Сет" является то, что для их изготовления необходимо наличие специального оборудования. Для установки трубчатых анкеров системы "Свеллекс" необходимо дорогостоящее гидравлическое оборудование, создающее высокое давление. Это переносной малогабаритный металлический насос, либо цилиндрический на специальной самоходной платформе. Краткий обзор существующих способов закрепления анкерной крепи показывает, что для их реализации необходимы определенные материальные затраты, связанные с бурением шпуров, специальным изготовлением анкеров, необходимостью применения дорогих связующих материалов, использованием специального оборудования. Совершенствование способов закрепления анкерной крепи, на наш

256

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

взгляд, необходимо вести в направлении разработки и использования малооперационных и простых способов и средств. В это разрезе особое место занимает разработанный в США способ установки анкерной крепи, предусматривающий закрепление анкера без предварительного бурения шпура, за счет вдавливания анкера с помощью гидравлической установки в окружающий выработку массив. Сплошной анкерный стержень диаметром 20,6 мм вдавливается в породы прочностью 30–40 МПа на глубину 0,50,8 м. Одной из проблем при реализации данного способа установки анкера является обеспечение заданного направления его установки. Этот способ имеет два существенных недостатка; 1. необходимость дорогностоящей сложной машины, способной развить такое давление, чтобы вдавить металлический стержень в породу; 2. невозможность контроля направления установки анкера при его вдавливании, а так же возможна потеря устойчивости анкерного стержня при большой его длине. Чтобы избежать потери устойчивости необходимо, на наш взгляд, либо уменьшать длину анкера до оптимальной, либо производить впрессовку длинного стержня поэтапно с перехватом на участках, длина которых позволяет производить впрессовку без потери устойчивости анкера. Анкерные крепи получили достаточно широкое распространение благодаря ряду преимуществ перед рамными крепями: – значительно меньший расход крепежных материалов; – отсутствие разрушений взрывной волной при проведении выработок взрывным способом; – меньшее аэродинамическое сопротивление выработок движению воздуха; – возможность полной механизации процесса крепления; – анкерная крепь способна быстро воспринимать нагрузку по сравнению с поздно воспринимающей нагрузку поддерживающей крепью с ручной забутовкой закрепного пространства, снижает конвергенцию и препятствует разрушениям кровли пласта на контуре сечения; – применение анкерной крепи, масса которой в 6–15 раз меньше, чем поддерживающего типа, резко снижает затраты труда на доставку и обеспечивает бесперебойное снабжение забоев крепежными материалами. Применение анкеров любого типа в качестве единственного вида крепи, возможно, при соблюдении требований: – основательное обучение на всех уровнях; – тщательное соблюдение правил установки анкеров; – приспособленное к местным условиям новое оборудование;

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

257

– определение параметров крепи и контроль за режимом ее работы на основе производственных наблюдений. Не смотря на то, что анкерная крепь в конструктивном исполнении может иметь много различных вариантов рациональным является тот вариант, который обеспечивает надежное поддержание выработок при минимальной ее стоимости. С технологической точки зрения необходимо делать упор на применение таких анкерных крепей, которые: 1. не требуют для своего изготовления дорогостоящего оборудования и материалов, т. е. по возможности необходимо использовать подсобные материалы, что наиболее важно в условиях экономического спада угольной промышленности; 2. состояла из меньшего числа составных частей; С технологической точки зрения необходимо следующее: 1. малооперационность и небольшой промежуток времени на подготовительные операции по возведению анкеров: 2. быстрота установки самого анкера в предварительно пробуренный шпур; 3. быстрота ввода анкера в эксплуатацию; 4. возможность установки без предварительного бурения шпуров; 5. большое усилие закрепления анкера в породе, и соответственно большая несущая способность; 6. большое сопротивление срезающим усилиям, направленным перпендикулярно к оси анкера; 7. активное влияние на окружающий горную выработку разрушенный массив пород; 8. наиболее эффективный способ закрепления анкера в породах, способствующий развитию вышеперечисленных требований. Вывод. Анализ известных в отечественной и зарубежной практике технологических разработок в отрасли крепления и поддержания выработок показывает, что одним из перспективных направлений является применение анкерной крепи, позволяющей достичь темпов проведения выработок, снижение травматизма. Обеспечение высоких техникоэкономических показателей при использовании анкерной крепи, обеспечивается за счет экономии средств на материалы. Таким образом, применение анкерного крепления можно отнести к одним из основных ресурсосберегающих направлений в горной промышленности.

258

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

УДК 622. 831

ПРИМЕНЕНИЕ КОМБИНИРОВАННОЙ КРЕПИ УСИЛЕНИЯ В УСЛОВИЯХ ШАХТЫ ИМ. Е.Т. АБАКУМОВА Степаненко Д.Ю., студент (ГОУВПО «ДонНТУ», г. Донецк)*

Рассмотрены результаты применения продольно-балочной крепи усиления в сочетании с анкерной крепью для обеспечения устойчивости основной крепи конвейерного штрека в условиях шахты им. Е.Т. Абакумова Розглянуті результати застосування повздовжньо-балкового кріплення підсилення у сполученні з анкерним кріпленням для забезпечення стійкості основного кріплення конвеєрного штреку в умовах шахти ім. Є.Т. Абакумова

Обеспечение устойчивости подготовительных выработок, поддерживаемых в зоне влияния очистных работ, продолжает оставаться одной из наиболее сложных и актуальных проблем подземной угледобычи [1, 2]. В конвейерном штреке 4-й западной лавы пласта m3 шахты им. Е.Т.Абакумова производственного объединения «Донецкуголь» сотрудниками ДонНТУ была проведена экспериментальная проверка эффективности комбинированного способа обеспечения устойчивости подготовительной выработки при использовании продольно-балочной крепи усиления в сочетании с анкерной крепью (рис. 1) [3, 4]. В конвейерном штреке на участке клиновидного целика между 4-й и 5-й западными лавами (рис. 1) была установлена двойная продольнобалочная крепь усиления из СВП-27 в сочетании с радиальными сталеполимерными анкерами (рис. 2). Анализ фактического состояния вентиляционного штрека ранее отработанной 6-й западной лавы пласта m3 показал, что выработка на участке негативного влияния на нее треугольного угольного целика, оставленного между 5-й и 6-й западными лавами (рис. 1), находилась в неудовлетворительном состоянии в связи со значительными смещениями боковых пород. В зоне повышенного опорного давления лавы на участке влияния на выработку треугольного целика подавляющее большинство комплектов крепи не работало в податливом режиме. Практически все арки представляли собой жесткие рамы с точечными концентрированными нагрузками, при деформации которых профиль крепи выгибался в полость выработки с разрывом большинства хомутов в замках крепи. *

Научный руководитель – к.т.н., доц. Соловьев Г.И.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

2002 2003 2004 2005

250

2000 2001 2003

2002

Рис. 1. Схема горных выработок 4-й западной лавы пласта m3 шахты им. Е.Т.Абакумова

а)

б)

Рис. 2. Общее состояние крепи конвейерного штрека 4-й западной лавы пласта m3 шахты им. Е.Т.Абакумова на участках с анкерной крепью (а) и при использовании двойной продольно-балочной крепи усиления (б)

259

260

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

Для обеспечения устойчивости конвейерного штрека в зоне влияния повышенного горного давления на участке оставления треугольного целика между конвейерным штреком 4-й западной лавы и вентиляционным штреком 5-й западной лавы был предложен комбинированный способ поддержания конвейерного штрека (рис. 3). А-А

Б-Б Б

2,5

4300 Нверт

450 1

1500

750

Нверт

750

3000 4

Вгор 7 6

Б 5200

2000

1 6 800

Рис. 3. Конструкция двойной продольно-балочной крепи из СВП-27 в сочетании со сталеполимерными анкерами: 1 – арочная крепь; 2 – продольная балка; 3 – сталеполимерные анкеры; 4, 5, 6 – соответственно боковые, верхний и нижний контурные реперы; 7 – буто-костер

Комбинированная крепь была установлена на участке конвейерного штрека длиной 250 м (рис. 1) и представляла собой двойную продольнобалочную крепь усиления из СВП-27, системы из 4-х сталеполимерных анкеров и одного ряда буто-костров с размерами 2,0×2,0 м, возводимых на бровке лавы. В качестве продольных балок использовались прямолинейные отрезки специального взаимозаменяемого профиля СВП-27 длиной по 4,5 м, которые с нахлестом на 0,5 м соединялись двумя стандартными хомутами. Балки подвешивались к верхняку каждого комплекта крепи на двух крючьях с планками и гайками донной частью профиля вверх. Сталеполимерные анкеры длиной по 2,5 м устанавливались в каждом межрамном промежутке с радиальным расположением в плоскости поперечного сечения выработки с наклоном крайних анкеров на 45 от вертикали, а средних – на 15.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

261

В продольном сечении подготовительной выработки анкеры устанавливались в скрещивающемся режиме: крайний левый и средний правый анкеры имели наклон на 75 в сторону подвигания лавы, а крайний правый и средний левый – на 75 в противоположную сторону, в сторону выработанного пространства. Такое расположение анкеров обеспечивало их взаимное заклинивание при разноскоростном перемещении породных отдельностей пород кровли. Для проведения инструментальных наблюдений за смещениями боковых пород в конвейерном штреке на экспериментальном участке и на 2х контрольных участках длиной по 30 м, расположенных перед и после экспериментального участка, были сооружены контурные наблюдательные станции из 4-х попарно соосных реперов – в кровле-почве и в боках выработки (рис. 3). Реперы представляли собой отрезки металлического прута длиной по 0,6 м и диаметром 25 мм, которые фиксировались в заранее пробуренных коротких шпурах деревянными клиньями. На рис. 4 представлены результаты инструментальных наблюдений за смещения боковых пород на контуре конвейерного штрека при использовании комбинированного способа обеспечения устойчивости выемочной выработки, поддерживаемой в зоне влияния очистных работ. Из графиков, представленных на рис. 4 видно, что применение комбинированной крепи усиления из двух симметричных продольных балок в сочетании с 4-мя сталеполимерными анкерами позволило снизить величину вертикальных и горизонтальных смещений боковых пород на контуре подготовительной выработки в зоне влияния очистных работ соответственно в 2,0-2,2 и 1,6-1,7 раза. Наличие жесткой продольной связи между комплектами основной крепи выработки позволило консолидировать ее работу, устраняя возможность проседания или искривления комплектов или их элементов в продольно-поперечном направлении. Продольные балки за счет своей жесткости обеспечили перераспределение повышенной нагрузки между перегруженными и недогруженными комплектами по длине выработки. Таким образом, в результате проведения шахтных наблюдений установлено, что применение комбинированной крепи усиления позволило обеспечить работоспособное состояние комплектов основной крепи на сопряжении с очистным забоем. При этом над продольными балками в кровле выработки происходило образование грузонесущего распорного свода с преобладающими горизонтальными усилиями.

262

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

U, м 3,5 3,0

2,5 2,0

1,5

2 1,0 0,5 0 0

2* -10

-5

L, м 15

0,01 0,02

0,03

0,05 0,06

V

0,04

0,07 0,08

V,м/сут

Рис. 4. Графики зависимости смещений от расстояния до лавы: вертикальные – 1, 1*, и горизонтальные смещения 2, 2* – соответственно без применения и при использовании (со значком *) крепи усиления; 3 и 3* – скорость вертикальных смещений соответственно без применения и при использовании крепи усиления Библиографический список 1. Черняк И.Л., Ярунин С.А. Управление состоянием массива горных пород. М.: Недра, 1995. – 395с. 2. Литвинский Г.Г., Гайко Г.И., Кулдыркаев М.И. Стальные рамные крепи горных выработок. – К.: Техника, 1999. – 216 с. 3. Соловьев Г.И. Особенности физической модели самоорганизации боковых пород на контуре выемочной выработки при продольно-жестком усилении арочной крепи // Науковий вісник НГУ, Дніпропетровськ. 2006, №1. С.11-18. 4. Соловьев Г.И., Мороз О.К., Шуляк Я.О. Обеспечение устойчивости конвейерного штрека комбинированной продольно-балочной и анкерной крепями усиления в условиях шахты им. Е.Т.Абакумова // Górnictwo i geologia. Kwartalnik, tom 4, zeszyt 2a. Wydawnictwo Politechniki Śląskiej. Polska, Gliwice, 2009. S. 171-179.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

263

УДК 622.272

О ПОДГОТОВКЕ И ПОРЯДКЕ ОТРАБОТКИ ПЛАСТОВ НА НОВОМ ГОРИЗОНТЕ 1080 М ШАХТЫ ИМ. ЛЕНИНА ПО «АРТЕМУГОЛЬ» Сылка И.В., студент гр. РПМзс-15в (ГОУ ВПО «ДонНТУ», г. Донецк)*

Выполнен анализ условий отработки угольных пластов на новом горизонте 1080 м и показателей работы технологических звеньев шахты. Предложено при подготовке запасов горизонта 1080 м разделить разрабатываемые пласты на четыре группы, каждая из которых будет отрабатываться на свой полевой групповой штрек. Определены оптимальные размеры выемочных полей для всех четырех групп и порядок отработки пластов в группах. Ключевые слова: группирование пластов, выемочное поле, подработка и надработка пласта, зона защиты, очередность отработки пластов

На вводимом в эксплуатацию горизонте 1080 м к отработке намечается 18 пластов рабочей мощности (m15, m5, m3, m2, lв7, l5, lн4, l3, l12, k8, k47, k7, k15, k5, k14, kн3, k22, k2), а также два некондиционных по мощности пласта k25 и k4, которые будут отрабатываться в качестве защитных. Из числа рабочих пластов 14 (m15, m5, m3, m2, lв7, lн4, l3, l12, k47, k7, k15, k14, kн3, k22) являются опасными или угрожаемыми по внезапным выбросам угля и газа. Пласт l5, опасен по горным ударам, уголь пластов lн4 и l12 склонен к самовозгоранию. Таким образом, из числа намеченных к отработке пластов 15 или 75 % отнесены к выбросоопасным и удароопасным, что обусловливает сложность ведения очистных и подготовительных работ на шахте. Сравнительно небольшие нагрузки на очистной забой приводят к необходимости ввода в эксплуатацию большого количества очистных забоев для обеспечения требуемой производственной мощности шахты. Это в свою очередь приводит к увеличению объемов проведения и поддержания подготовительных выработок для обеспечения нормальной эксплуатации очистных забоев. Для уменьшения объемов поддержания пластовых штреков и, следовательно, сокращения расходов на эти цели целесообразно этаж по простиранию разделить на выемочные поля, в пределах которых будет производиться поддержание пластовых штреков. При этом близлежащие пласты объединяются в группу, и основной выработкой, обслуживающей каждую *

Научный руководитель – к.т.н., доц. Подтыкалов А.С.

264

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

группу пластов является групповой штрек, располагаемый в устойчивых породах. Пластовые штреки соединяются с групповым промежуточными квершлагами, проводимыми в каждом выемочном поле. Отработка выемочных полей может производиться как на задний, так и на передний промежуточные квершлаги. При отработке на задний промквершлаг направление транспорта угля в выемочном поле и подвигания очистного забоя совпадают с общим направлением отработки крыла этажа, что исключает перепробег грузов и обеспечивает движение их в сторону уклона выработки. При применении сплошных систем разработки в этом случае нет необходимости проведения разрезных печей и перемонтажа оборудования лавы в каждом выемочном поле. При применении же столбовых систем разработки эта необходимость имеет место, и, кроме того, при доработке выемочного поля в этом случае в очистном забое наблюдается повышенное горное давление, вызываемое наложением зон опорного давления, что может приводить к завалам лав, а на опасных по выбросам и горным ударам пластах способствовать возникновению этих явлений. В связи с этим столбовые системы разработки с транспортированием угля на задний промквершлаг не рекомендуется применять на выбросоопасных и удароопасных пластах. При групповой разработке пластов главным параметром системы разработки является размер выемочного поля по простиранию (расстояние между промежуточными квершлагами). С изменением этого параметра одни затраты, отнесенные к 1 т запасов угля в пределах выемочного поля, будут возрастать, другие — уменьшаться, а третьи останутся неизменными. Следовательно, при некоторой длине выемочного поля суммарные удельные затраты будут минимальны. Та длина, при которой обеспечивается минимум удельных затрат, является оптимальной, то есть наиболее выгодной из всех возможных. Решение задачи определения размера выемочного поля по простиранию сводится к составлению экономико-математической модели затрат как функции переменного размера выемочного поля по простиранию Sв.п с последующим нахождением оптимального значения Sв.п.опт, при котором обеспечивается минимум этой функции. Чтобы решить эту задачу для конкретных условий, необходимо произвести предварительный анализ условий отработки пластов, рассмотреть возможность их групповой или индивидуальной подготовки в зависимости от расстояния между пластами, выбрать схему групповой отработки для близлежащих пластов и после этого определить оптимальный размер выемочного поля для каждой группы.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

265

Характеристика условий отработки пластов на проектируемом горизонте 1080 м представлена в табл. 1. Таблица 1 Условия отработки пластов на горизонте 1080 м Склонность к выРасстояние по Крыло Мощбросам, горным уданормали до шахтного ность рам, самовозгоравышележащего поля пласта, м нию пласта, м k2 Уманский западное и — 0,62–0,68 25 восточное 2 k 2 Золотарка западное и выбросоопасный 0,64–0,68 5 восточное н k 3 Дерезовка западное выбросоопасный 0,78 32 k4 Рудный западное и — 0,48 9 восточное 1 k 4 Андреевский западное и выбросоопасный, 0,71–0,85 85 восточное самовозгорающийся k5 Великан восточное — 1,04 10 западное 0,96 10 1 k 5 Подпяток западное угрожаемый 1,04 14 2 k 5 Пята западное — 0,80 57 k7 Александров- западное и угрожаемый 1,34–1,91 178 ский восточное 4 k 7 Сорока западное и выбросоопасный 0,69–0,78 28 восточное k8 Каменка западное и — 1,14 86 восточное 1 l 2 Кирпичевка западное и угрожаемый, 1,79 21 восточное самовозгорающийся l3 Мазурка западное и выбросоопасный, 1,37–1,41 17 восточное самовозгорающийся н l 4 Девятка западное и выбросоопасный, 1,51–1,62 51 восточное самовозгорающийся l5 Соленый западное и удароопасный 0,48–0,52 92 восточное в l 7 Пугачевка западное и угрожаемый 0,77–0,81 1102 восточное m2 Тонкий западное и выбросоопасный 0,54–0,59 14 восточное m3 Толстый западное и выбросоопасный 1,09–1,16 126 восточное Индекс и наименование пласта

266

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

Индекс и наименование пласта m5 Куцый m15 Грицынка

Склонность к выРасстояние по Крыло Мощбросам, горным уданормали до шахтного ность рам, самовозгоравышележащего поля пласта, м нию пласта, м западное и выбросоопасный 0,61–0,65 10 восточное западное и угрожаемый 0,61–0,62 — восточное

С учетом расстояний между пластами на гор. 1080 м намечается произвести укрупненное группирование пластов на 4 полевых групповых штрека с применением сплошной системы разработки и с отработкой выемочных полей на задние промежуточные квершлаги. Сведения о порядке группирования и месте заложения групповых штреков представлены в табл. 2. Таблица 2 Сведения о группировании пластов Длина крыла Место заложеДлина Груп Группируемые шахтного поля, ния группового пром. кверпа пласты м штрека шлага, м запад восток 1 н 2 1 I k 4, k4, k 3, k 2, k2 песчаник k5Sk4 139 1430 1340 4 2 1 II k8, k 7, k7, k 5, k 5, песчаник l1Sk8 320 1650 1380 k5 III lв7, l5, lн4, l3, l12 песчаник l5Sl4н 303 1050 1900 1 IV m 5, m5, m3, m2 песчаник 273 1400 1670 4 m5Sm4 Оптимальный размер выемочного поля при сплошной системе разработки с транспортированием угля на задний промежуточный квершлаг определяется по формуле [1]:

S в.п.опт = где

k

2 k кв  lкв  Vоч

 r4ш.тр   r4ш.в

м,

(1)

– суммарная стоимость проведения 1 м промежуточного транспортного kкв.тр и вентиляционного kкв. в квершлагов, грн.; кв

Σk = kкв.тр + ψ·kкв.в, грн,

(2)

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

267

 – коэффициент учитывающий затраты на перекрепление 1 м бывшего транспортного квершлага при использовании его в качестве вентиляционного, =0,15–0,20; lкв – длина промежуточного квершлага с заездами, м; Vоч – скорость подвигания очистных забоев, м/год;  r4ш.тр – суммарная стоимость поддержания 1 м в год транспортных штреков по всем группируемым пластам в зоне 4, грн.  r4ш.в – то же для вентиляционных штреков по всем группируемым пластам в зоне 4, грн. После определения оптимального размера выемочного поля, необходимо увязать полученное значение с длиной крыла этажа Lкр.

nв.п 

Lкр  hц S в .п.опт

(3)

где hц – размер целика у этажного квершлага с одной его стороны, м. Число выемочных полей nв.п округляется до ближайшего целого, после чего корректируется размер выемочного поля в крыле

S в.п 

Lкр  hц nв . п

, м.

(4)

Значения оптимальных размеров выемочных полей, рассчитанные по формуле (1) с учетом стоимостей проведения и поддержания выработок, представлены в табл. 3. Таблица 3 Размеры выемочных полей и их количество Количество выСуммар- Стоимость под- Опти- Уточненный емочных полей Груп- ная стои- держания штре- мальный размер выемочв крыле шахтпа мость ков, грн./(м·год) размер ного поля, м ного поля пла- промквервыемочвентистов шлагов, отканого поляцизапад восток запад восток грн. ля, м точных онных I 74542,79 212,85 151,95 293 286 268 5 5 II 167860,22 226,15 161,45 426 413 460 4 3 III 161502,43 186,25 132,95 461 525 475 2 4 IV 158081,57 159,64 113,96 493 467 557 3 3

268

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

При расчетах средняя скорость подвигания очистных забоев принята равной 210 м/год. Схема группирования пластов приведена на рис. 1 и 2. Для эффективной и безопасной разработки пластов в соответствии с требованиями [2, 3] предусматривается: ― первоочередная отработка защитных пластов; ― максимально возможное применение щитовой выемки на выбросоопасных пластах; ― прогноз выбросо- и удароопасности угольных пластов; ― локальные мероприятия по борьбе с выбросами; ― дегазация пластов-спутников. Практикой ведения горных работ на выбросоопасных пластах установлено, что если до выемки выбросоопасного пласта предварительно отработать другой, близко расположенный к нему пласт, то выбросы на первом прекращаются. Пласт, который отрабатывается первым по отношению к опасному и тем самым защищает его от выбросов, получил название защитного. Если в свите оба пласта являются опасными или угрожаемыми по выбросам, то в качестве защитного используется менее выбросоопасный пласт или тот, который обеспечивает более полную защиту другого по высоте отрабатываемого этажа. Эффект защитного действия опережающей отработки пластов заключается в том, что выбросоопасный пласт, будучи подработанным или надработанным, разгружается от повышенного горного давления, снижается его напряженное состояние, что исключает возможность разрушения угля в призабойной зоне под действием высокого давления газа в пласте и в конечном счете предупреждает развитие процесса выброса угля и газа. Кроме того, в разгруженном пласте происходит расширение пор и трещин, что способствует росту газопроницаемости угля и его эффективной дегазации, а также закреплению эффекта защитного действия во времени. Защищенным от выбросов на опасном пласте может быть лишь участок, попавший в зону интенсивной (достаточной) разгрузки, вызванной ведением очистных работ на защитном пласте. Определить, какая часть пласта попадает в зону разгрузки, можно, используя метод построения границ зон защитного действия пластов. Поскольку, как сказано выше, 75 % разрабатываемых на шахте пластов являются опасными или угрожаемыми по внезапным выбросам угля и газа и удароопасными, необходимо определить рациональный порядок отработки пластов в группах с тем, чтобы максимально использовать опережающую отработку защитных пластов для борьбы с выбросоопасностью и удароопасностью пластов.

269

Рис. 1. Схема группирования пластов на западном крыле шахтного поля

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

Рис. 2. Схема группирования пластов на восточном крыле шахтного поля

270

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

271

По условиям взаимного влияния очистных работ на разрабатываемых пластах и использования защитного действия передовой отработки пластов все разрабатываемые на шахте пласты можно разделить на шесть групп: ― I группа — пласты k14, k4, kн3, k22, k2; ― II группа — пласты k25, k15, k5; ― III группа — пласты k7, k47; ― IV группа — пласты l5, lн4, l3, l12; ― V группа — пласты m3, m2, lв7; ― VI группа — пласты m15, m5. Угрожаемый по выбросам пласт k7 ввиду его удаленности от соседних пластов и малых размеров зоны его защитного действия намечается отрабатывать как одиночный. С учетом этого положения выполнено построение зон защитного действия пластов по методике [2]. Параметры этих зон по защитным пластам, приведены в табл. 4. Таблица 4 Параметры зон защитного действия передовой отработки пластов

Пласт

т51 Грицынка т3 Толстый lв7 Пугачевка l5 Соленый lн4 Девятка l3 Мазурка k8 Каменка k5 Великан k4 Рудный

Размеры зоны Опережение относительно защиты, м опасного пласта, м в кровмаксимальв почву минимальное лю ное

– 61 87 49 – – 52 39 74

21 40 46 32 44 31 43 24 34

20 20 – – 20 21 28 20 20 (32 почва)

36 47 – – 61 44 41 47 64

Пласты, попадающие в зону защиты

т5 т2 – – l3 l 12 k 47 k 15 k 14, k 22

С использованием рассчитанных значений произведено построение зон защитного действия передовой отработки защитных пластов на разрезе вкрест простирания пород (см. рис. 3). При этом принята следующая очередность отработки пластов в шести указанных выше группах.

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

Рис. 3. Границы зон защиты и порядок отработки пластов на горизонте 1080 м

272

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

273

В первой группе первым разрабатывается защитный пласт k4 Рудный, затем пласт k14 Андреевский и далее в нисходящем порядке пласты kн3 Дерезовка, k22 Золотарка и k2 Уманский. Для обеспечения безопасной отработки незащищенной нижней части пласт k14 Андреевский предусматривается отрабатывать через гезенки, проводимые с откаточного штрека пласта k4. На восточном крыле пласт k22 Золотарка отрабатывается под защитой пласта k4 Рудный. Во второй группе на западном крыле первым отрабатывается защитный пласт k25 Пята и далее внисходящем порядке в отработку включаются пласты k15 Подпяток и k5 Великан. На восточном крыле выбросоопасный пласт k15 Подпяток разрабатывается под защитой пласта k5 Великан (подработка). Для обеспечения безопасной отработки незащищенной нижней части пласт k15 предусматривается отрабатывать через гезенки, проводимые с откаточного штрека пласта k5. В третьей группе пластов защитным для пласта k47 Сорока является пласт k8 Каменка. На тех площадях, где отсутствует пласт k8, пласт k47 намечается отрабатывать как одиночный с применением противовыбросных мероприятий. В четвертой группе первым разрабатывается пласт l5 Соленый, а затем в нисходящем порядке отрабатываются пласты lн4 Девятка, l3 Мазурка и l12 Кирпичевка. В пятой группе первым разрабатывается пласт lв7 Пугачевка на гор. 970 и 1080 м, а затем в нисходящем порядке включаются в отработку пласты m3 Толстый и m2 Тонкий. В шестой группе защитным является пласт т51 Грицынка, который отрабатывается в первую очередь и является защитным для выбросоопасного пласта m5 Куцый. Очередность отработки пластов в группах указана на листе 3 графической части проекта. Календарный план отработки пластов — на листе 2. Предусмотренный проектом порядок отработки пластов обеспечивает полную защиту девяти (70 %) из 13 выбросоопасных пластов. Показатель степени защитного действия для пластов m3 Толстый и lн4 Девятка равен, соответственно, 0,72 и 0,12 (защита неэффективна). Угрожаемые по выбросам пласты т51 Грицынка и lв7 Пугачевка, а также выбросоопасный пласт k47 Сорока в тех местах, где отсутствует защитный для него пласт k8, намечается отрабатывать с применением локальных способов борьбы с внезапными выбросами угля и газа. Удароопасный пласт l5 Соленый предусматривается отрабатывать с выполнением мероприятий по борьбе с горными ударами.

274

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

Вскрытие всех пластов стволами и квершлагами, ведение очистных и подготовительных работ предусматривается с предварительным прогнозом выбросоопасности пластов, который осуществляется в соответствии с требованиями "Инструкции…" [2]. Разработку невыбросоопасных пластов k8, k7, k25, k5, k2 намечается вести с текущим прогнозом выбросоопасности. Это же метод предусматривается также для выявления опасных зон на выбросоопасных пластах с неэффективной защитой (размер зоны защиты меньше расстояния между защитным и опасным пластами). Учитывая опыт работы шахты, предусматривается применение сейсмоакустического прогноза и прогноза по начальной скорости газовыделения из шпуров, который применяется для уточнения границ опасных зон. В установленных текущим прогнозом зонах необходимо выполнение локальных мероприятий по предупреждению внезапных выбросов угля и газа с обязательным контролем эффективности их выполнения в соответствии с требованиями "Инструкции…" [2]. Библиографический список 1. Дорохов Д.В., Сивохин В.И., Костюк И.С., Подтыкалов А.С. Технология подземной разработки месторождений полезных ископаемых – Донецк, ДонГТУ, 1997, – 344 с. 2. Инструкция по безопасному ведению горных работ на пластах, опасных по внезапным выбросам угля, породы и газа. – М.: МУП СССР, 1989. – 191с. 3. Перспективные схемы использования защитных пластов на глубоких горизонтах шахт Центрального района Донбасса. – Ленинград, ВНИМИ – 1973 г.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

275

УДК 622.28.044:622.261.2

ИССЛЕДОВАНИЯ ВЛИЯНИЯ УСИЛЕНИЯ РАМНОЙ КРЕПИ АНКЕРАМИ НА ПРОЦЕСС ФОРМИРОВАНИЯ ВОКРУГ ВЫРАБОТКИ ЗОНЫ РАЗРУШЕННЫХ ПОРОД Христофоров И.Н., студент (ГОУ ВПО «ДонНТУ», г. Донецк)* С помощью моделирования на структурных моделях и моделях из эквивалентных материалов установлены новые особенности деформирования системы «рама – оболочка из скрепленных анкерами пород» Ключевые слова: выработка, модель, крепежная рама, оболочка из скрепленных анкерами пород, особенности деформирования, система «рама – оболочка из скрепленных анкерами пород».

Проблема и ее связь с научными или практическими задачами. В настоящее время до 90% поддерживаемых горных выработок закреплены металлической арочной податливой крепью. До 17,5% из них на шахтах Украины деформировано и нуждается в ремонте. Среди основных причин неудовлетворительного состояния выработок – низкая несущая способность рамной крепи, а также несоответствие ее технических характеристик горно-геологическим условиям применения. Одним из перспективных направлений улучшения состояния крепи выработок является ее усиление, в том числе за счет применения анкерования. В этой связи проведение исследований, направленных на установление особенностей деформирования массива, вмещающего выработки с комбинированной крепью для обоснования ее рациональных параметров, обеспечивающих устойчивое состояние поддерживаемых выработок, является актуальной научной задачей. Анализ основных исследований и публикаций. В научнотехнической литературе представлено большое количество исследований, посвященных изучению характера взаимодействия различных конструкций крепи с массивом. Выполненный анализ работ, посвященных изучению взаимодействия комбинированной крепи и массива, а также разработке методик расчета их параметров, позволил авторам разделить их на 3 большие группы: – первая группа работ учитывает наличие, усиливающей раму, анкерной крепи коэффициентом уменьшения смещений, который вводится в формулы для расчета ожидаемых смещений контура выработки и зависят от плотности установки анкеров [1]; *

Научный руководитель – к.т.н. Шестопалов И.Н.

276

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

– вторая группа работ рассматривает рамную и усиливающую рамную крепь как единую грузонесущую конструкцию, конструктивные параметры которой принимаются в зависимости от ожидаемых смещений контура незакрепленной выработки, горно-геологических и горнотехнических факторов, характеризующих условия ее заложения [2]; – третья группа работ рассматривает рамную и усиливающую крепь как единую связную конструкцию, параметры которой рассчитываются теоретически с использованием метода сил [3]. Вместе с тем, всем проанализированным работам присущ ряд недостатков. Так, в них не содержится четкого разграничения между существующими конструкциями комбинированных крепей на основе анкерных систем, при этом, механизм взаимодействия комбинированной крепи и вмещающего массива во времени практически не изучен. Кроме того, в известных методиках расчета параметров комбинированных крепей не установлено распределение нагрузок, воспринимаемых отдельными составными элементами системы «крепежная рама – оболочка из укрепленных пород», что не позволяет достоверно рассчитать их параметры. В этой связи, целью настоящей работы является изучение влияния усиления рамной крепи анкерами на процесс формирования вокруг выработки зоны разрушенных пород (ЗРП). Изложение материала. Исследования проводились в два этапа. На первом этапе на структурных моделях проводились исследования влияния усиления рамной крепи анкерами на устойчивость выработки в зависимости от размера ЗРП, сформировавшейся к моменту установки анкеров. В структурных моделях, изготовленных из деревянных блоков различных размеров (масштаб модели 1:50), моделировались различные размеры ЗРП, сформировавшиеся в окрестности выработки к моменту установки анкеров (размер ЗРП – от 1 до 6м), глубина анкерования (длина анкера от 1 до 6м). Имитировались также различные схемы установки анкеров (радиальная, крестообразная и двухстадийная). Характеристика моделей представлена в табл.1. Эффективность от усиления рамной крепи анкерами оценивалась по изменениям относительных смещений контура выработки при отработке модели. Графики зависимости относительных смещений контура выработки от относительного размера ЗРП, сформировавшегося на момент установки анкеров, показаны на рис.2. Выполненные исследования показали, что при наличии вокруг выработки к моменту анкерования ЗРП с размером, сопоставимым с глубиной анкерования, эффективность усиления рамной крепи анкерами резко снижается.

277

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

Состояние моделей на момент окончания испытаний показаны на рис.1. Всего было испытано 48 моделей. Таблица 1 Характеристика моделей Ширина выДлина Высота выРазмер работки, В, анкеработки, h, м № модели и м ра в зоны разсхема установки анкеров кров- рушенных в на- в мо- в на- в мопород, м ле, туре дели туре дели м Модель № 5 0,05 3 0,03 1-6 1-6 Модель № 7-12

0,05

0,03

1-6

Модель № 13-18

0,05

0,03

1-6

Модель № 19-24

0,05

0,03

1-6

Модель № 25-30

0,05

0,03

1-6

Модель № 31-36

0,05

0,03

1-6

Модель № 37-42

0,05

0,03

Модель № 43-48

0,05

0,03

2м + 6м простран ствен ная 6м

1-6

Для установления особенностей влияния усиления рамной крепи анкерами на процесс формирования вокруг выработки ЗРП, выполнялось моделирование на эквивалентных материалах. Было отработано 12 моделей из гипсопесчаных и парафино-песчаных смесей. Схема расположения выработки и реперов в моделях и общая характеристика моделей представлены на рис.3 и в табл.2.

278

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

а)

б)

Рис.1. Состояние выработок в моделях 41 (а) и 46 (б) на момент окончания их отработки 0,40

0,30

Рамы 1м

Uк/Rв

2м 3м

0,20

4м 6м К+Д

0,10

6м крест.

0,00 0,0

0,5

1,0

1,5

2,0

2,5

3,0

Rзрп/Rв

Рис.2. Относительные смещения контура выработки от относительного размера зоны разрушенных пород, сформировавшейся к моменту установки анкеров

Имитировались различные горно-геологические условия H  сж  и степень реализации геомеханических процессов во вмещающем массиве к моменту установки рамной крепи (она моделировалась относительной величиной конечных смещений контура выработки, реализовавшихся до установки анкеров, U кр U к ). Моделирование производилось следующим образом. Первоначально, в горно-геологических условиях H  сж отрабатывалась модель с выработкой, закрепленной рамной податливой крепью и определялись конечные смещения на контуре, и размер ЗРП, сформиро-

279

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

вавшейся вокруг выработки. Затем, в этих же горно-геологических условиях, в последующих моделях имитировалась выработка, закрепленная рамной крепью, в которой после реализации заданной части от конечной величины смещений контура U кр U к , между рамами устанавливалась усиливающая анкерная крепь и модель отрабатывалась до конца.

Рис.3. Схема расположения выработки и реперов в моделях из эквивалентных материалов

Таблица 2 Характеристика моделей из эквивалентных материалов Относительная веЗначение личина критичекритерия № Глубина ских смещений, устойчиво- реализовавшихся анкеровамодели в на- в мо- в на- в мо- сти  H  до установки анкения, м   туре дели туре дели  сж  ров,  U кр  , ед. Ширина выВысота выработки, В, работки, h, м м

U   к 

1-4

0,1

0,06

0,35

0; 0,25; 0,5; 0,75

5-8

0,1

0,06

0,44

0; 0,25; 0,5; 0,75

9-12

0,1

0,06

0,65

0; 0,25; 0,5; 0,75

Для измерения смещений реперов в модели использовался метод фотофиксации. Состояние выработки в модели №3 на различных этапах отработки показаны на рис.4.

280

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

а)

б)

в)

г)

Рис.4. Состояние выработки в модели №3 на момент: а – проведения выработки; б – начала установки усиливающей анкерной крепи; в – окончания установки усиливающей анкерной крепи; г – окончания отработки модели

Обработка результатов производилась путем построения графиков зависимостей относительных смещений глубинных реперов в кровле выработки и коэффициента разрыхления пород между реперами от расстояния до контура при различной величине критических смещений, реализовавшихся до установки анкеров (рис.5). Как видно из представленных графиков (рис.5а), что усиление рамной крепи без отставания от забоя по проведению выработки позволило на 32 % уменьшить конечные смещения контура по сравнению с выработкой, закрепленной только рамами. В моделях же, где усиление анкерами производилось не сразу (после реализации 25, 50 и 75 % конечных смещений, при этом размер сформировавшейся ЗРП составлял соответственно 0,06; 0,09 и 0,14 от глубины анкерования) смещения контура к моменту окончания отработки модели составили соответственно на 26, 14 и 8 % меньше, по сравнению с выработкой, закрепленной только рамами. Установка анкерной крепи усиления также качественно меняет картину формирования ЗРП и зоны неупругих деформаций вокруг выработки (ЗНД).

281

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

Так, (см. рис.5б) усиление анкерами позволяет до 30% уменьшить конечный размер ЗНД, формируемый вокруг выработки с рамной крепью. При этом, целостность, а следовательно природную прочность и несущую способность оболочки пород, усиленной анкерами возможно сохранить (при H  сж  = 0,65 ) только при одновременной установке рамной и анкерной крепи. 1,00

1,70

Рамы

Рамы 0,75Uкр

0,75Uкр 0,5Uкр 0,80

0,5Uкр

1,60

0,25Uкр

Граница

1,50

Ui/Uк

Крi/Kрк

0,60

1,40

1,30

0,40

1,20

0,20 1,10

0,00

1,00

0,0

0,2

0,4

0,6

0,8

1,0

0,0

0,1

0,2

0,3

0,4

Li/Lк

а)

0,5

0,6

0,7

0,8

0,9

1,0

Li/Lк

б)

Рис.5. Графики зависимости относительных смещений глубинных реперов в кровле выработки (при H  сж = 0,65) (а) и коэффициента разрыхления пород между реперами (б) от расстояния до ее контура при различной величине критических смещений, реализовавшихся до установки анкеров

В остальных случаях (после реализации 25, 50 и 75 % конечных смещений), происходит частичное или полное разрушение области пород, усиленной анкерами. Если вокруг выработки с рамной крепью образуется ЗРП с размером 0,43 от размера ЗНД с максимальным разрыхлением пород на удалении 0,1 от размера ЗНД, то при установке усиливающей анкерной крепи максимальное значение коэффициента разрыхления пород смещается в глубь на 0,2 размера ЗНД. Внешняя же граница ЗРП, в зависимости от степени реализации геомеханических процессов в массиве к моменту усиления рамной крепи (25, 50 и 75 % конечных смещений) находится на удалении 0,5 – 0,63 от размера ЗНД. Аналогичные данные были получены при отработке других моделей. В результате проведенных исследований установлено, что эффективность усиления рамной крепи анкерами определяется размером зоны разрушенных пород (ЗРП), образовавшейся вокруг выработки на момент установки анкеров. Так, при формировании к моменту усиления рамной крепи вокруг выработки ЗРП с размерами до половины глубины анкерования, остаточный размер не разрушенной оболочки из укрепленных ан-

282

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

керами пород составляет не менеее 50% от глубины анкерования при H  сж = 0,35-0,65 уменьшает смещения контура выработок от 32 до 47%. Выводы и направления дальнейших исследований. Выполненные лабораторные исследования позволили качественно и количественно оценить степень влияния усиления рамной крепи жесткими анкерами на процесс формирования вокруг выработки зоны разрушенных пород. Установленные особенности протекания деформационных процессов во вмещающем выработку массиве будут использованы для обоснования расчетной схемы и постановке теоретической задачи по определению рациональных параметров комбинированных крепей. Библиографический список 1. Указания по рациональному расположению, охране и поддержанию горных выработок на угольных шахтах СССР. ВНИМИ, 1986 – 222с. 2. СОУ 10.1.05411357.010:2008. Система обеспечения надежного и безопасного функционирования горных выработок с анкерным креплением. Общие технические требования. – 89 с. 3. Черев Д.А. Выбор параметров рамно-анкерной крепи на основе исследования закономерностей изменения внутренних усилий.: Автореферат диссертации на соискание ученой степени кандидата технических наук по специальности 225.0022 – Геотехнология (открытая, подземная и строительная), Екатеринбург,2004. – 18с.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

283

ОБОСНОВАНИЕ ДЛИНЫ РАЗГРУЗОЧНОЙ ЩЕЛИ ДЛЯ УЛУЧШЕНИЯ РАБОТЫ УЗЛОВ АРОЧНОЙ КРЕПИ Резник А.В., вед. инженер, Щедрый А.Г., студент* (ГОУ ВПО «ДонНТУ», г. Донецк) Для решения поставленной задачи использовался аналитический метод исследований. При этом было принято допущение, что длина щели должна быть не менее ширины зоны разрушенных пород. Задача решалась с использованием методики изложенной в работе [1]. Рассматривалась протяженная выработка радиусом rв , пройденная на глубине Н и поддерживаемая крепью с несущей способностью Р0, работающей в режиме постоянного сопротивления (рис. 1) [2]. При этом были приняты допущения, что породы вмещающие выработку, однородны и

Рис. 1. Схема к определению размеров зоны хрупкого деформирования *

Научный руководитель – д.т.н., проф. Петренко Ю.А.

284

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

изотропные. Возможность замены выработок арочной и другой формы поперечного сечения на круглую для аналитических исследований обоснована в работе К.В. Руппенейта. Возможная погрешность при этом не превышает 4–10%. При решении задачи принято, что разрушение пород происходит в два этапа. На первом этапе происходит накопление повреждений и расширение микротрещин, а на втором – развитие магистральных трещин, что вызывает разрушение породы. При этом продолжительность первого этапа значительно больше продолжительности второго этапа. Как было доказано в работе [3], при заглублении выработки на величину, большую её двадцатикратного линейного размера, весомую полуплоскость можно заменить невесомой, у которой на бесконечности приложены напряжения, равные напряжениям в нетронутом массиве на глубине расположения выработки. Таким образом, решалась плоская асимметричная задача. Распределение напряжений на границе невесомой полуплоскости принято равнокомпонентным и равным H , то есть Р г  Р в  Н . Исследования, выполненные в работах [4,5] свидетельствуют о том, что на глубинах более 600 метров величина коэффициента бокового распора  стремиться к единице. В работе [6] показано, что при значении коэффициента бокового распора в диапазоне 0,7    1 , погрешность в определении напряжений не превышает 15% по сравнению со случаем, когда   1 . Для принятых нами условий, распределение напряжений вокруг круглой выработки определяется по известной формуле:   rв2   H  H  P   2 r  r

где

(1)

  и  r – соответственно тангенциальное и радиальное напряжения;  – объемный вес пород, Мн/м3;

Н – глубина расположения выработки, м; Р – суммарный отпор крепи и пород в пределах зоны разрушенных пород, МПа; rв – начальный радиус выработки, м; r – текущий радиус, м. Известно [7], что механизм образования вокруг выработки зоны разрушенных пород и её движение вглубь массива связаны как с прочностными свойствами пород, так и с действующими в горном массиве напряжениями.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

285

Если напряжения на контуре выработки превысят мгновенную прочность пород, то в ней начинается развитие микротрещин, которые в дальнейшем приведут к разрушению породы. Для описания хрупкого разрушения горной породы, основываясь на работе Л.М. Качанова [8], введем понятие сплошности горной породы, но при этом учтем пороговое значение напряжений, как это сделано в работе [9]: d B    , n dt 

(2)

где  – сплошность горной породы, которая в общем случае характеризует меру развития микротрещин за время t;  – размерный реологический параметр, зависящий от типа, структуры и свойств горной породы, 1/сут. · МПа;  – действующие в горной породе напряжения, МПа; В – пороговое значение напряжений, после превышения которых начинают развиваться микротрещины, МПа; n – показатель трещинообразования, ед. Рассмотрим изменение сплошности горных пород по направлению действия разрушающего напряжения, за которое принимаем касательные напряжения, согласно теории прочности Мора. Разность между действующим в породе напряжением и пороговым значением напряжения, т.е. касательное напряжение, вызывающее появление и развитие микротрещин в породах вокруг горной выработки, определим из диаграммы Мора (рис. 2). При этом, под огибающей наибольших кругов напряжений диаграммы Мора будем понимать кривую, которая характеризует мгновенную прочность горных пород при их различном напряженном состоянии. Разрушающее касательное напряжение можно определить следующим образом (см. рис. 1.3):  p   д  ,

где

(3)

 д – действующее в породе касательное напряжение;

 – допустимое касательное напряжение. Действующее в породе касательное напряжение определяется из выражения: д 

  r 2

 cos  ,

(4)

286

где

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

 – угол внутреннего трения, град.

А допустимое касательное напряжение из выражения:

раз = д – []



2 3



[n] n

r

д

[]



[]





Рис. 2. Расчетная схема к определению разрушающего напряжения из диаграммы Мора: 1 – огибающая кругов мгновенной прочности; 2 – круг реально действующих в породе напряжений; 3 – круг наибольших допускаемых напряжений.

  C   r   sin   cos  ,

(5)

1  sin 

где С – удельная сила сцепления породы, МПа. Подставляя полученные значения  д и  выражение (1.3) получим: р 

  r 2

 cos   C   r  

sin   cos  . 1  sin 

(6)

Учитывая распределение напряжений вокруг горной выработки (1.1), выражение (1.6) примет следующий вид: C rв2  H  P  rв2  sin  cos    2    p  H  P   2  cos   H    1   r  H  r  1  sin   H

(7)

Подставив полученное выражение разрушающего напряжения в дифференциальное уравнение (1.2) и решив его относительно сплошности

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

287

 с учетом начального условия  =1 при t=0, получим зависимость для определения размера зоны разрушенных пород, сплошности пород от величины действующих напряжений, прочностных свойств пород и времени действия напряжений: 

n 1

 rb2  1    n  1  H  P   2  cos   r  n

C  H  P  rв2  sin   cos    H    1     2    t  H  H 1  sin  r     

(8)

Обработка полученных данных позволила получить более удобную зависимость для прогноза размеров ЗРП:

R зрп rв

1,104

 0,763  е

Н  0 К с

(9)

Библиографический список 1. Поддержание и проведение выработок глубоких шахт / С.С. Гребенкин, Ю.Ф. Булгаков, Н.Н. Касьян, Ю.А. Петренко, А.В. Агафонов, М.А. Ильяшов, С.Д. Керкез, С.Н. Смоланов, В.Д. Рябичек, В.А. Трофимов, С.Е. Топчий. – Донецк: «Каштан», 2005. – 256 с. 2. Петренко Ю.А., Новиков А.О., Захаренко А.В. Обоснование своевременности применения способов охраны при поэтапном поддержании горных выработок // Известия Донецкого горного института. – 1998. - № 1. – С. 34-38. 3. Динник А.Н., Савин Г.И., Моргаевский А.Б. Распределение напряжений вокруг подземных горных выработок. – В кн.: Труды совещания по управлению горным давлением. – М.: Изд. АН СССР, 1938. 4. Рукин В.В., Руппенейт К.В. Механизм взаимодействия обделки напорных тоннелей с массивом горных пород. – М.: Недра, 1969. – 160 с. 5. Либерман Ю.М. Естественное напряженное состояние массива горных пород. – В сб.: Вопросы прочности подземных сооружений. Труды ВНИИСТ, 1962, вып. 12, с. 15-18. 6. Баклашов И.В., Картозия Б.А. Механика горных пород. – М.: Недра, 1975. – 271 с. 7. Черняк И.Л. Повышение устойчивости подготовительных выработок. – М.: Недра, 1993. – 256 с. 8. Качанов Л.М. Основы механики разрушения. – М.: Наука, 1974. – 311 с. 9. Литвинский Г.Г. Кинетика хрупкого разрушения породного массива в окрестности горной выработки // ФТПРПИ. – 1974. - № 5. – С. 15-22.

288

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

УДК 622.267.33

СООРУЖЕНИЕ И ПОДДЕРЖИВАНИЕ ГОРНЫХ ВЫРАБОТОК В ЗОНАХ ВЛИЯНИЯ ГЕОЛОГИЧЕСКИХ НАРУШЕНИЙ Щедрый А.Г., студент гр. РПМ-12а* (ГОУ ВПО «ДонНТУ», г. Донецк)

Наличие геологических нарушений затрудняет проведение выработок и является основной причиной их деформирования. На основания исследований, проведенных Донецким политехническим институтом, определены размеры зон влияния разрывных нарушении по длине выработок, степень нарушенности горного массива, вмещающего выработку, в зависимости от параметров нарушения и установлены особенности сооружения и поддержания выработок в пределах этих зон. При подходе выработки к геологическому нарушению наблюдается первичное вывалообразование в зоне вероятного обрушения до момента установки постоянной крепи, следствием чего является увеличение сечения выработки и отсутствие непосредственного контакта крепи с породным обнажением. В свою очередь это вызывает обрушение пород в зоне интенсивной трещиноватости, что приводит к неравномерному приложению нагрузки на крепь и увеличивает смешения породного контура выработки, что является одной из причин деформирования крепи. Кроме того, при проведении выработок в зонах влияния разрывных нарушений за счет вывалообразования резко увеличивается объем убираемой породы, ухудшается качество крепления и возрастает его трудоемкость. В целях обеспечения устойчивости породных обнажении выработок, сооружаемых в зонах влияния разрывных нарушений, необходимо предотвращать вывалообразование пород. Это осуществляется путем упрочнения приконтурного массива пород, которое может производиться непосредственно в призабойной части выработки (последующее упрочнение), впереди забоя (предварительное упрочнение), либо нанесением набрызгбетонного покрытия сразу после обнажения пород. Последующее упрочнение пород неприемлемо в данных условиях, так как вывалообразование в зоне вероятного обрушения происходит до *

Научный руководитель – д.т.н., проф. Петренко Ю.А.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

289

момента установки постоянной крепи. Предварительное упрочнение является наиболее рациональным, но его применение затрудняется усложнением технологии проведения выработки и отсутствием эффективных средств контроля толщины упрочненного слоя пород. Поэтому наиболее оптимальным способом предотвращения вывалообразования является нанесение набрызгбетонного покрытия сразу после обнажении пород. Это позволит ликвидировать процесс вывалообразования, упрочнить приконтурный массив пород и создать систему "набрызгбетонное покрытие горный массив" в начальный период сооружения выработки. Набрызгбетонное покрытие с упрочненным слоем породы препятствует расслоению пород в зоне интенсивной трещиноватости и вовлекает в совместную с крепью работу нарушенные породы.

290

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

УДК 622.272.3

ОБЕСПЕЧЕНИЕ УСТОЙЧИВОСТИ ВЕНТИЛЯЦИОННЫХ ШТРЕКОВ ПРИ СПЛОШНОЙ СИСТЕМЕ РАЗРАБОТКИ Юрченко Р.А., Бабак Б.Н., студенты (ГОУ ВПО «ДонНТУ», г. Донецк)*

Представлены результаты применения продольно-балочной крепи усиления для обеспечения устойчивости вентиляционных штреков при сплошной системе разработки в условиях шахты «Коммунарская» ПАО «Шахтоуправление «Донбасс».

Использование арочной крепи в подготовительных выработках глубоких шахт Донбасса при сплошных системах разработки сопряжено с необходимостью ведения большого объема ремонтных работ из-за значительной неравномерности проявлений горного давления как по длине, так и по ширине выемочных выработок [1-6]. Исследования сотрудников ДонНТУ в условиях ряда глубоких шахт ГП «ДУЭК» («Южнодонбасская №3», им. М.И.Калинина, им. Е.Т.Абакумова, им. А.А.Скочинского, а в настоящее время на шахтах «Коммунарская» и «Щегловская-Глубокая» ПАО «Шахтоуправление «Донбасс») [7-9] позволили установить, что продольно-жесткая связь комплектов арочной крепи одинарными или двойными балками из двутавра или специальных профилей СВП-27 и СВП-33 обеспечивает снижение вертикальных и горизонтальных смещений породного контура в различных зонах поддержания выемочных выработок. Основная идея данного способа заключается в перераспределении повышенной нагрузки между перегруженными и недогруженными комплектами крепи по длине выработки за счет жесткости продольной балки (балок) с одновременным предотвращением продольно-поперечных перекосов рам основной крепи и обеспечением симметричности работы ее замков. Исследования особенностей механизма взаимодействия продольнобалочной крепи усиления (ПБКУ) производились в условиях вентиляционных штреков 11-й восточной лавы пласта k2 (рис. 1) и 11-й восточной лавы пласта k3 шахты «Коммунарская» ПАО «Шахтоуправление «Донбасс» (рис. 2). Вентиляционный штрек 11-й восточной лавы пласта k2 проводился буровзрывным способом вслед за лавой с отставанием породного забоя от угольного забоя до 11 м (рис. 1, 3). Породы кровли пласта были представлены слоистым и трещиноватым песчаным сланцем. Залегание выше рас*

Научный руководитель – к.т.н., доц. Соловьев Г.И.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

291

положенного песчаника волнистое с периодическим приближением и удалением от кровли выработки, что приводило к его отслоению и обрушению. Вынимаемая мощность пласта 0,95-1,08 м.

Рис. 1. Схема расположения 11-й восточной лавы пласта k2 на плане горных выработок

Рис. 2. Схема расположения 11-й восточной лавы пласта k3 на плане горных выработок

Штрек крепился арочной податливой крепью КМП-А5-11,9 с шагом установки рам основной крепи 0,8 м. Плотность установки рам крепи по простиранию пласта составляла 1,25 рам/м. Сечение выработки в проходке – Sпр = 19,8 м2, в свету до осадки – Sсв = 15,2 м2, а после осадки – Sпо = 11,9 м2.

292

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

Рис. 3. Схема сопряжения вентиляционного штрека с 11-й восточной лавой пласта k2

Затяжка кровли осуществлялась деревянной и бетонной затяжкой, а боков выработки – металлической сетчатой затяжкой. Для охраны выработки по бровке лавы возводилась комбинированная опорная конструкция, состоящая из бутовой полосы шириной 1,0 м и жесткой опорной полосы из породных полублоков с размером полосы по падению пласта 1,5 м (рис. 3). Бутовая полоса возводилась на расстоянии 3,0-5,0 м от забоя вентиляционного штрека проводимого вслед за лавой с отставанием от груди забоя не более чем на 11,0 м. Для возведения бутовой полосы использовалась порода от проведения вентиляционного штрека. Запасной выход из лавы на вентиляционный штрек шириной 1,0 м поддерживался на сопряжении лавы на длину не более 3,0-5,0 м и вслед за лавой закладывался рядовой породы от проведения вентиляционного штрека до рам арочной крепи (рис. 3). Три балки крепи усиления устанавливалась в 11-м восточном вентиляционном штреке на участках приближения песчаника к кровле выработки. После выхода лавы из зоны негативного влияния песчаника поддержание вентиляционного штрека на сопряжении с лавой производилось путем установки под верхняк арочной крепи 1-й балки из СВП-27. Отрезки балки длиной по 4,0 м соединялись между собой внахлест на 0,2 м одним стандартным хомутом М24. Отставание продольных балок усиливающей крепи от забоя штрека составляло не более 4,0 м (рис. 3). Одинарная продольная балка подвешивалась по центру выработки к верхнякам каждой рамы крепи с помощью двух длинных металлических

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

293

крючьев с диаметром поперечного сечения 0,024 м, одной металлической планки и двух гаек (рис. 3). Для устранения перекосов замков крепи и вредного воздействия коррозии периодически производилась смазка и обтяжка крючьев. При отсутствии плотного примыкания балки к верхняку крепи, между ними устанавливалась деревянная прокладка. Вентиляционный штрек 11-й восточной лавы пласта k3 проводился вприсечку к погашенному транспортному штреку 10-й восточной лавы пласта k3 с оставлением угольного целика шириной 2-4 м (рис. 4). Вентиляционный штрек проводился буровзрывным способом с опережением лавы на 2,0 м. Вынимаемая мощность пласта составляла 1,0-1,55 м.

Рис. 4. Схема сопряжения вентиляционного штрека с 11-й восточной лавой пласта k3

Породы кровли были представлены трещиноватым глинистым сланцем, весьма неустойчивым из-за размокания и отслаивания после проникновения воды по трещинам с вышележащего погашенного штрека. Вентиляционный штрек крепился металлической овоидной крепью КМП-А5КМ-12,8 (КМП-А5КМ-11,9) с комбинированным шагом установки рам основной крепи: Три рамы крепи устанавливались с расстоянием между ними по 0,5 м, а между 3-й и 4-й рамами расстояние равнялось 0,8 м. При этом плотность установки рам крепи по простиранию пласта составляла 1,74 рам/м (рис. 4).Сечение выработки в проходке – Sпр = 26,0 м2, в свету до осадки – Sсв = 19,8 м2 и после осадки – Sпр = 11,9 м2. Кровля затягивалась бетонной затяжкой, а бока выработки – металлической сетчатой и деревянной (распил диаметром 0,12 м) затяжкой. Охрана вентиляционного штрека производилась комбинированной породной конструкцией, представляющей собой бутовую полосу шириной 6-7,0

294

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

м по падению пласта, которая возводилась вручную из породы от проведения вентиляционного штрека. Порода из забоя штрека подавалась к закладочной дороге ковшом породопогрузочной машины МПК-1600 «Гибрид» (рис. 4). Для обеспечения поперечной жесткости бутовой полосы в ней непосредственно на бровке лавы на расстоянии 400 мм от ножек арочной крепи сооружались опорные целики из породных полублоков с размерами 3,0 м по простиранию и 2,0 м па падению пласта. Шаг возведения этих целиков по простиранию пласта 20,0 м. Бутовая полоса по падению пласта оконтуривалась одним рядом деревянной органной крепи из стоек диаметром 0,16-0,18 м (рис. 4). Для предотвращения обрушений пород непосредственной кровли и интенсивных деформаций основной крепи выработки в вентиляционном штреке применялась одинарная продольно-балочная крепь усиления, которая располагалась под верхняком на расстоянии 1,0 м выше замкового соединения со стороны лавы или по оси напластования пород кровли. Технология установки продольной балки была рассмотрена ранее. Для обеспечения устойчивости рам основной крепи, имеющих эллиптическую или овоидную форму, вертикальная ось каждой рамы была наклонена в поперечном сечении в сторону падения пласта на угол в среднем до 70. Для этого стойка основной крепи со стороны лавы устанавливалась вертикально, а противоположная стойка – со стороны присечного целика наклонялась по падению пласта на угол 140 (рис. 4). Расположение вертикальной оси комплектов основной крепи перпендикулярно напластованию пород позволило обеспечить симметричное расположение замков основной крепи относительно вектора максимальных нагрузок и обеспечить благоприятные условия для их работы за счет равномерного распределения нагрузки по контуру крепи. Для изучения особенностей механизма взаимодействия вмещающих пород с основной крепью вентиляционных штреков 11-тых восточных лавах пластов k2 и k3 при использовании традиционной арочной и новой овоидной крепи без применения и при использовании продольно-балочной связи рам крепи по длине выработки были проведены инструментальные наблюдения за смещения породного контура выработок в разных зонах проявления горного давления. Для этого в вентиляционных штреках были организованы контурные замерные станции на четырех экспериментальных участках длиной по 30 м. Каждая контурная замерная станция состояла из четырех соосно установленных контурных реперов (в кровле-почве и боках выработки), которые устанавливались в трех межрамных промежутках (рис. 5).

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

а)

б)

6 1

4 5

hкр

1,5

hпоочв

6, 7

8 5000

biлав

2000

295

1,8 м 5

0,8 0,5 0,5

7 bi

5700

0,8 0,5

Рис. 5. Схема расположения контурной замерной станции в вентиляционном штреке 11-й восточной лавы пласта k3 в разрезе (а) и плане (б) выработки при расположении одной балки из СВП-27 по периметру овоидной крепи: 1 – верхняк крепи; 2, 3 – соответственно вертикальная и наклонная стойки крепи; 4 – замки крепи; 5 – продольная балка крепи усиления; 6, 7 – соответственно верхний и нижний контурные реперы; 8 – боковые реперы; 9 – жесткая опорная полоса из породных полублоков на бровке лавы

В кровле и боках выработок в качестве реперов устанавливались деревянные стержни длиной по 0,6 м и поперечными размерами 0,045х0,045м, а в почве выработки устанавливались металлические стержни длиной 0,5 м и диаметром 0,024 м, которые крепились в шпурах деревянными клиньями. На рис. 6 представлены графики смещений боковых пород на контуре вентиляционных штреков при разных способах их поддержания. Анализ применения продольно-балочной крепи усиления в вентиляционных штреках 11-х восточных лав пластов k2 и k3 показывает, что вертикальные и горизонтальные смещения снизились соответственно на 0,54 м и 0,34 м по сравнению с обычной арочной крепью, используемой на контрольном участке. Применение одинарной продольно-балочной крепи усиления при асимметричных замках на арочной крепи и симметричных замках на овоидной крепи позволило снизить соответственно вертикальные смещения на 0,86 м и 1,06 м, а горизонтальные – на 0,6 м и 0,75 м. Таким образом, применение продольно-балочной крепи усиления позволяет перераспределить повышенную нагрузку между перегруженными и недогруженными комплектами крепи за счет жесткости продольной балки и обеспечивает устойчивость рам крепи в продольнопоперечном направлении выработки.

296

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

ΔUкр, м, ΔUбок, м 1,75 1 1,5

Δb

Δh

1,25

1,0

0,75

0,5 0,25

0 40

30 20

0 -10 -20 -30 -40 -50 -60 -70 -80 -90 -100 -120 Расстояние до лавы, ΔL, м

Рис. 6. Графики зависимостей вертикальных (1, 2, 3, 4) и горизонтальных (11, 21, 31, 41) смещений и скоростей смещений боковых пород в вентиляционных штреках в зависимости от расстояния до лавы: 1 – при традиционной технологии поддержания выработки; 2 – при использовании овоидной крепи с асимметричными замками без продольно-балочной крепи усиления; 3 и 4 при использовании соответственно одинарной крепи усиления с асимметричными и симметричными замками Библиографический список 1. Заславский Ю.З. Исследование проявлений горного давления в капитальных выработках глубоких шахт Донецкого бассейна. М.: Недра, 1966. – 180с. 2. Заславский И.Ю. Повышение устойчивости подготовительных выработок угольных шахт / Заславский И.Ю., Компанец В.Ф., Файвишенко А.Г., Клещенков В.М. - М.: недра, 1991. - 235с. 3. Литвинский Г.Г., Гайко Г.И., Кулдыркаев М.И. Стальные рамные крепи горных выработок. – К.: Техника, 1999. – 216 с. 4. Бабиюк Г.В. Управление надежностью горных выработок: монография / Г. В. Бабиюк. – Донецк: «Світ книги», 2012. – 420 с. 5. Черняк И.Л., Ярунин С.А. Управление состоянием массива горных пород. М.: Недра, 1995. – 395с. 6. О. Якоби. Практика управления горным давлением. М.: Недра, 1987. – 566с. 7. Соловьёв Г.И. Определение параметров силового взаимодействия арочной крепи и жесткой продольной балки // Вісті Донецького гірничого інституту, №2, 2005 р., C.90-100. 8. Соловьёв Г.И. Особенности физической модели самоорганизации боковых пород на контуре выемочной выработки при продольно-жестком усилении арочной крепи // Науковий вісник НГУ, Дніпропетровськ. 2006, №1. С.11-18.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

297

УДК 622.831

ОСОБЕННОСТИ МЕХАНИЗМА ВЫДАВЛИВАНИЯ ПРОЧНОЙ ПОЧВЫ КОНВЕЙЕРНОГО ШТРЕКА В УСЛОВИЯХ ШАХТЫ ИМ. М.И.КАЛИНИНА Якубовский С.С., студент (ГОУВПО «ДонНТУ», г. Донецк)* Рассмотрены особенности механизма выдавливания прочных пород почвы конвейерного штрека в условиях шахты им. М.И.Калинина при двусторонней и верхней подрывках боковых пород при проведении штрека. Розглянуті особливості механізму видавлювання міцних порід підошви конвеєрного штреку в умовах шахти ім. М.І.Калініна при двохбічній и верхній підривці бічних порід при проведенні штреку.

При обеспечении устойчивости подготовительных выработок, поддерживаемых в зоне влияния очистных работ, серьезной проблемой является выдавливание пород почвы, величина которого обычно составляет от 40 до 60% общих вертикальных смещений. В последние годы с увеличением глубины разработки обострился вопрос с выдавливанием прочных пород почвы, чего не наблюдалось на малых и средних глубинах разработки. Конвейерный штрек 2-й западной лавы пласта h10 шахты им. М.И.Калинина поддерживался в зоне выработанного пространства на участке длиной до 300 м между двумя смежными промежуточными квершлагами, которыми он соединялся с полевым штреком, проводимым в почве пласта на расстоянии 25 м по нормали от него (рис. 1).

Рис. 1. Схема расположения 2-й западной лавы пласта h10 на плане горных выработок

Научные руководители – к.т.н., доц. Соловьев Г.И., ассистент Касьяненко А.Л.

298

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

При опережении лавы забоем штрека на 45 м обеспечение устойчивости прочной почвы штрека первоначально осуществлялось за счет ее подрывки с использованием буровзрывных работ (рис. 2, а), при этом процесс выдавливания почвы протекал с одновременным вдавливанием стоек крепи в почву выработки.

5500

1,1 м

4500

б)

6000

а)

5200 5200

Рис. 2. Схема расположения угольного пласта в сечении конвейерного штрека при двусторонней (а) и верхней (б) подрывках боковых пород

На расстоянии 20 м перед лавой, в зоне максимального опорного давления, наряду с выдавливанием почвы наблюдалось интенсивное обжатие арочной крепи и вдавливание стоек крепи в почву выработки на 0,60,7 м. При этом средние смещения кровли составляли 0,8-1,0 м, а почвы – 0,5-0,7 м. На сопряжении выработки с лавой величина смещений кровли составляла 1,2-1,4 м, а выдавливание почвы – 1,4-1,5 м, из которых на вдавливание стоек приходилось до 0,5-0,6 м. Для снижения величины выдавливания почвы была принята верхняя подрывка почвы с наклонным ее расположением под углом залегания пласта (рис. 2, б), которое обеспечивает целостность верхнего слоя почвы и максимальное использование его естественной прочности. Визуальные и инструментальных наблюдения деформированием прочных пород почвы выработки позволили установить особенности механизма формирования асимметричной складки в почве пласта при двусторонней и верхней ее подрывках при проведении штрека буровзрывным способом с опережением лавы забоем штрека на 40 м (рис. 3) [191]. При буровзрывном проведении конвейерного штрека с использованием двусторонней подрывки боковых пород процесс выдавливания разу-

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

299

плотненных породных отдельностей верхнего прочного слоя почвы можно условно разделить на 4 характерных этапа. а)

б)

г)

в)

д)

Рис. 3. Особенности механизма деформирования прочных пород почвы при двусторонней подрывке вмещающих пород и проведении выработки буровзрывным способом с опережением лавы забоем штрека на 40 м: а) – забой штрека; б) – сопряжение выработки с лавой; в), г), д) – состояние выработки на расстоянии от лавы соответственно 60; 120 и 180 м

На первом этапе, при поддержании штрека на участке от проходческого забоя до лавы, происходило расслоение, растрескивание и разрыхление верхнего слоя песчаного сланца с разделением его на призматические породные фрагменты, ориентированные в основном по напластованию почвы (рис. 3, б). На втором этапе, при поддержании выработки в зоне активных смещений боковых пород в выработанном пространстве на участке длиной до 60 м вслед за лавой, наблюдалось интенсивное выдавливание верхнего слоя почвы с расслоением и растрескиванием нижерасположенного прочного слоя почвы не затронутого взрывными работами (рис. 3, в). Величина выдавливания почвы при этом составила 3,1-3,3 м. На третьем и четвертом этапах, при поддержании выработки на расстояниях 60-120 и 120-180 м вслед за лавой, при постепенной стабилиза-

300

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

ции проявлений горного давления, наблюдался незначительный рост смещений и скоростей смещений контура почвы (рис. 3 г, д). Кроме того, на четвертом участке происходил разлом верхнего слоя почвы с наклоном вертикальной оси складки на выработанное пространство лавы под углом 50-550 (рис. 3, д). Глубина разлома составляла в среднем 0,7-0,9 м. Величина выдавливания почвы на третьем и четвертом этапах составляла соответственно 3,6 и 3,75 м. На 3-м и 4-м этапах производилась двукратная подрывка почвы на глубину 1,0-1,2 м. При верхней подрывке и наклонном расположении почвы (рис. 2 б), механизм деформирования прочной почвы также можно разделить на 4 характерных этапа (рис. 4). а)

б)

г)

в)

д)

Рис. 4. Особенности деформирования прочных пород почвы при верхней подрывке кровли и проведении выработки буровзрывным способом с опережением лавы забоем штрека на 20 м: а – забой штрека; б – сопряжение выработки с лавой; в, г, д – состояние выработки на расстоянии от лавы соответственно 60; 120 и 180 м

На первом этапе сразу после проведения выработки на участке опережения длиной 20 м происходило упругое восстановление обнаженных пород почвы с дальнейшим обжатием породного контура выработки. Вертикальные смещения почвы при упругом изгибе почвы составляли около 0,4 м, при величине вдавливания стоек крепи 0,12-0,16 м (рис. 4, б).

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

301

На втором этапе, за лавой на участке штрека длиной до 60 м в почве пласта в результате интенсивного развития зоны неупругих деформаций происходило дальнейшее разуплотнение и расслоение ее верхнего слоя с интенсивным выдавливанием его в полость выработки (рис. 4, в). В поперечном сечении выработки происходило образование асимметричной продольной складки, гребень которой смещался в сторону выработанного пространства и располагается на расстоянии 1,2-1,5 м от стойки крепи со стороны лавы. Угол наклона оси складки в сторону выработанного пространства составлял около 45-500. Величина выдавливания пород почвы в конце этапа составляла 22,1 м. На третьем этапе, на расстоянии 60–80 м от забоя, наблюдалось интенсивное выдавливание и разлом верхнего слоя почвы с наклоном вертикальной оси складки на выработанное пространство лавы под углом 50 – 550 (рис. 4, г). Глубина разлома составляла в среднем 0,9-1,2 м. Величина выдавливания пород почвы в конце этапа на расстоянии 100-120 м составляла 2,4-2,5 м. На четвертом этапе, на расстоянии от 120 до 180 м за очистным забоем, в результате горизонтального сжатия верхний слой прочной почвы со стороны массива был надвинут на породные фрагменты со стороны лавы до упора в стойки арочной крепи (рис. 4, д). При этом происходило разуплотнение верхнего слоя и разделение его на породные отдельности в виде плоских призм плитчатой формы с толщиной 0,02-0,03 м. Величина выдавливания почвы в средней части выработки составила 2,5 м, а со стороны выработанного пространства достигала 2,6-2,9 м. Применение верхней подрывки пород кровли с наклонным расположением почвы при опережении лавы забоем штрека до 20 м позволило снизить величину выдавливания почвы на расстоянии 60 м вслед за лавой до 2,0-2,1 м, т.е. более чем в полтора раза, по сравнению с использованием двусторонней подрывки. Характер выдавливания пород почвы в конвейерном штреке 2-й западной лавы пласта h10 с образованием асимметричной складки при различных способах подрывки вмещающих пород показан рис. 5. Предлагаемый комбинированный способ обеспечения устойчивости почвы выемочной выработки был реализован за счет использования продольной упорно-лежневой усиливающей крепи из составных металлических упорных стоек из двух отрезков спецпрофиля СВП-33 в сочетании с жесткой опорной полосой на бровке лавы из двурядной деревянной органной крепи на бровке лавы (рис. 6).

302

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

Жесткие составные стойки крепи усиления из спецпрофиля СВП-33, устанавливались в проходческом забое под верхняк основной крепи с минимально возможным отставанием от забоя. По почве пласта упорные стойки устанавливались на деревянный лежень, который укладывался в канавку по центру выработки (рис. 6). а)

б)

Рис. 5. Состояние пород почвы конвейерного штрека 2-й западной лавы пласта h10 на расстоянии 60 м (а) и 120 м (б) вслед за очистным забоем соответственно при двусторонней (а) и верхней (б) подрывках боковых пород

а)

б) 5

5 2

hкр

0,5

bлав

hбр.i 4

5,5

1,1

hпочв

3 hi

4,5

0,5 0,5

5 bi

5,2

Рис. 6. Конструкция упорно-лежневой крепи усиления из спецпрофиля СВП33 на 1-м экспериментальном участке: 1, 2 – соответственно стойка и верхняк комплекта арочной крепи; 2 – индивидуальная крепь усиления их отрезков СВП-33; 3 – деревянный лежень по почве выработки; 4 – контурные реперы

303

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

На рис. 7 представлены результаты инструментальных наблюдений за смещениями пород почвы конвейерного штрека 2-й западной лавы пласта h10 при применении двусторонней и верхней подрывок боковых пород. Uпочв, м 1 этап

2 этап

3 этап

4 этап

4,0

1* 3,0

2,0

1,0

2* L, м

0 0,04

-20 -40

-60

-80 -100 -120 -140 -160 -180

0,08 0,12

2* 2

Δhп

0,16

Vпочв., м/сут

Рис. 7. Графики зависимости вертикальных смещений и скоростей смещений почвы конвейерного штрека от расстояния до лавы: 1 – на контрольном участке при двусторонней подрывке почвы; 2 – на экспериментальном участке при верхней подрывке почвы и опережении лавы забоем штрека на 40 м и 20 м (со значком*)

Применение упорно-лежневой крепи усиления и жесткой опорной конструкции на бровке лавы в условиях шахты им М.И.Калинина позволило снизить величину вертикальных и горизонтальных смещений породного контура выемочной выработки соответственно в 1,5-1,8 и 1,3-1,6 раза по сравнению с традиционно применяемой на шахте технологией охраны и поддержания конвейерного штрека. Таким образом, применение продольного упорно-лежневого воздействия на верхний слой прочной почвы позволяет управлять процессом складкообразования и минимизировать разуплотнение и выдавливание почвы в зоне влияния очистных работ. При этом предотвращение или снижение величины выдавливания почвы в полость выработки происхо-

304

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

дит за счет упорно-силового взаимодействия одновременно смещающихся пород кровли и почвы. Библиографический список 1. Черняк И.Л., Ярунин С.А. Управление состоянием массива горных пород. М.: Недра, 1995. – 395с. 2. Соловьев Г.И., Касьяненко А.Л., Нефедов В.Е., Панфилов Ю.Н., Еременко О.В. Особенности выдавливания прочных пород почвы выемочных выработок глубоких шахт // Вісті Донецького гірничого інституту, Донецьк, 2011 р., №1, C. 115-121.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

305

СОДЕРЖАНИЕ Агарков А.В. (научный руководитель Соловьев Г.И.) Способ продольно-балочного усиления арочной крепи конвейерного штрека на шахте им. М.И. Калинина.................................................... 5 Бабак Б.Н. (научный руководитель Дрипан П.С.) Об основных требованиях к технологии ведения горных работ на пластах угля, склонных к самовозгоранию....................................................... 9 Быков В.С., Капуста В.И. (научный руководитель Фомичев В.И.) Методика проведения эксперимента по разработке и внедрению технологической схемы безлюдной выемки угля......................................... 12 Васильев Г.М. (научный руководитель Дрипан П.С.) Опыт внедрения анкерной крепи на шахте «Добропольская» шахтоуправления «Добропольское» ООО ДТЭК «Добропольеуголь»................. 16 Вячалов А.В., Белоусов В.А. (научн. рук. Выговский Д.Д., Выговская Д.Д.) Основные требования к информации проектирования угольных шахт.... 20 Гаврилов Д.И. (научный руководитель Новиков А.О.) Исследование механизма деформирования породного массива, армированного пространственными анкерными системами ....................... 24 Гаврилов Д.И. (научный руководитель Новиков А.О.) Исследования деформирования породного массива, вмещающего подготовительные выработки с анкерным креплением............................ 27 Гаврилов Д.И. (научный руководитель Новиков А.О.) Об особенностях деформирования подготовительных выработок на шахте «Степная» ПАО «ДТЭК «Павлоградуголь» ...................................... 29 Гармаш А.В. Проблемы вентиляции глубоких горизонтов шахт восточного Донбасса на примере филиала «Шахта «Комсомольская» ГУП «Антрацит» ..................................................................................................... 35 Геков А.Ю., Краснов Д.С. (научный руководитель Стрельников В.И.) Об оптимальной величине податливости крепи магистрального штрека ............................................................................................................. 43 Геков А.Ю., Краснов Д.С. (научный руководитель Стрельников В.И.) О подготовке выемочных участков при погоризонтной подготовке выбросоопасных пластов .............................................................................. 48

306

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

Гнидаш М.Е. (научный руководитель Соловьев Г.И.) Применение продольно-балочной крепи усиления в условиях шахты им. А.А.Скочинского ..................................................................................... 55 Голод Е.М. (научный руководитель Шестопалов И.Н.) Методика определения метаноносности угольных пластов...................... 60 Голод Е.М. (научный руководитель Шестопалов И.Н.) О деформировании породного массива, вмещающего подготовительные выработки с анкерным креплением ............................................... 70 Гонтаренко О.И. (научный руководитель Подтыкалов А.С.) Совершенствование технологии ведения монтажно-демонтажных работ в очистных забоях пласта l3 шахты "Ждановская"

..... 76

Добронос В.И. (научный руководитель Новиков А.О.) Исследование влияния угла залегания пород и глубины анкерования на устойчивость выработок с анкерным креплением .............................. 86 Добронос В.И. (научный руководитель Новиков А.О.) Исследование особенностей деформирования пород на контуре подготовительных выработок, закрепленных анкерной крепью.............. 89 Добронос В.И. (научный руководитель Новиков А.О.) О деформировании кровли в монтажных печах с анкерным креплением

Должиков П.Н., Рыжикова О.А., Пронский Д.В., Шмырко Е.О. Исследования консолидации грунтов нарушенного сложения вязкопластичным раствором ......................................................................... 95 Дрох В.В., Марюшенков А.В., (научн. рук. Ворхлик И.Г., Выговская Д.Д.) Мероприятия по уменьшению величин смещения пород в подготовительных выработках.................................................................... 101 Зеленюк В.О. (научный руководитель Новиков А.О.) Анализ существующих решений, направленных на повышение устойчивости крепи в подготовительных выработках............................ 108 Зеленюк В.О. (научный руководитель Новиков А.О.) Опыт поддержания подготовительных выработок рамными конструкциями крепи и перспективы их развития................................. 113 Зеленюк В.О. (научный руководитель Новиков А.О.) О своевременности применения способов охраны горных выработок..... 121 Золотухин Д.Е. (научный руководитель Фомичев В.И.) Перспективы разработки подземной газификации угля ......................... 127

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

307

Зябрев Ю.Г. (научный руководитель Касьян Н.Н.) Влияние формы выработки на интенсивность пучения пород почвы ...... 133 Иванюгин А.А. (научный руководитель Касьяненко) Использование шахтного метана на горнодобывающих предприятиях донецкого бассейна в качестве топливно-энергетического ресурса ......... 138 Иващенко Д.С. (научный руководитель Шестопалов И.Н.) О динамике развития зоны разрушенных пород вокруг горных выработок ..................................................................................................... 144 Иващенко Д.С. (научн. рук. Соловьев Г.И., Голембиевский П.П.) Особенности охраны подготовительных выработок глубоких шахт породными полосами .................................................................................. 150 Квич А.В. (научный руководитель Касьян Н.Н.) Обоснование параметров нового способа закрепления анкера .............. 156 Козлитин А.А., Лебедева В.В., Непочатых И.Н. Цементно-минеральная смесь для возведения несущих околоштрековых полос гидромеханическим способом.................................... 160 Кудриянов C.И. (научный руководитель Касьян Н.Н.) Перспективы использования охранных сооружений выемочных выработок, возводимых из рядовой породы........................................... 168 Мошнин Д.Н., Гончар М.Ю. (научн. рук. Выговская Д.Д., Выговский Д.Д.) Подходы и методы по выбору рациональной технологии ведения очистных работ............................................................................................ 171 Муляр Р.С. (научный руководитель Соловьев Г.И.) Обеспечение устойчивости подготовительных выработок продольно-балочным усилением комплектов основой крепи на шахте «Южнодонбасская №3» ............................................................... 179 Палейчук Н.Н., Рыжикова О.А., Шмырко Е.О., Об адаптации шахтных крепей к асимметричным нагрузкам со стороны пород кровли ..................................................................................... 183 Пожидаев С.В., Шмырко Е.О. О возможности внедрения бурошнековой технологии при отработке пластов антрацитов в зонах развития русловых размывов .................... 189 Поповский А.А. (научный руководитель Новиков А.О.) Анализ условий отработки пластов на шахтах Донецко-Макеевского района Донбасса с целью обоснования области возможного применения анкерного крепления в подготовительных выработках .............. 198

308

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2016

Поповский А.А. (научный руководитель Новиков А.О.) Обоснование схем размещения анкеров при наличии вокруг выработки зоны разрушенных пород ............................................................... 201 Поповский А.А. (научный руководитель Новиков А.О.) Об особенностях деформирования пород в монтажных ходках, п оддерживаемых комбинированными крепями ......................................... 204 Пометун А.А., Русаков В.О., (научный руководитель Соловьев Г.И.) Обеспечение устойчивости конвейерных штреков симметричным расположением замков основной крепи относительно напластования пород ............................................................................................................. 209 Самоделов В.А. (научный руководитель Петренко Ю.А.) Совершенствование методики расчета нагрузки на арочную податливую крепь ....................................................................................... 214 Резник А.В., Самоделов В.А. (научный руководитель Петренко Ю.А.) Способы повышения устойчивости выработок, закрепленных арочной податливой крепью...................................................................... 216 Сергеенко М. Ю. (научный руководитель Касьяненко А.Л.) Маркетинговое управление горными предприятиями ............................. 221 Сибилева Н.А., Адамян К.К., Семенцова Т.С. (научн. рук. Стрельников В.И.) Использование компьютерных программ при курсовом проектировании .. 230 Сивоконь М. А. (научный руководитель Касьяненко А.Л.) Перспективы применения технологии безлюдной выемки угля на шахтах Донбасса ......................................................................................... 234 Резник А.В., Скачек А.В., (научный руководитель Петренко Ю.А.) Исследования влияния угла залегания пород на работоспособность арочной крепи.............................................................................................. 240 Скачек А.В. (научный руководитель Петренко Ю.А.) Новый способ поддержания горных выработок......................................... 245 Смага И.А. (научный руководитель Дрипан П.С.) Изучение мирового опыта, технических особенностей и характеристик анкерных крепей.......................................................................................... 247 Степаненко Д.Ю. (научный руководитель Соловьев Г.И.) Применение комбинированной крепи усиления в условиях шахты им. Е.Т. Абакумова ...................................................................................... 258 Сылка И.В. (научный руководитель Подтыкалов А.С.) О подготовке и порядке отработки пластов на новом горизонте 1080 м шахты им. Ленина ПО «Артемуголь»......................................................... 263

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

309

Христофоров И.Н. (научный руководитель Шестопалов И.Н.) Исследования влияния усиления рамной крепи анкерами на процесс формирования вокруг выработки зоны разрушенных пород ................ 275 Резник А.В., Щедрый А.Г. (научный руководитель Петренко Ю.А.) Обоснование длины разгрузочной щели для улучшения работы узлов арочной крепи .................................................................................. 283 Щедрый А.Г. (научный руководитель Петренко Ю.А.) Сооружение и поддерживание горных выработок в онах влияния геологических нарушений .......................................................................... 288 Юрченко Р.А., Бабак Б.Н. (научный руководитель Соловьев Г.И.) Обеспечение устойчивости вентиляционных штреков при сплошной системе разработки ..................................................................................... 290 Якубовский С.С. (научный руководитель Соловьев Г.И., Касьяненко А.Л.) Особенности механизма выдавливания прочной почвы конвейерного штрека в условиях шахты им. М.И. Калинина ........................................ 297

Инновационные технологии разработки месторождений полезных ископаемых Сборник научных трудов кафедры разработки месторождений полезных ископаемых ГОУВПО «ДонНТУ» Статьи в сборнике представлены в редакции авторов