Технологии и процессы в горном деле и строительстве

МИНИСТЕРСТВО ОБРАЗОВАНИЯ И НАУКИ ДНР ГОУ ВПО «ДОНЕЦКИЙ НАЦИОНАЛЬНЫЙ ТЕХНИЧЕСКИЙ УНИВЕРСИТЕТ» ИНСТИТУТ ГОРНОГО ДЕЛА И ГЕОЛОГИИ ГОРНЫЙ ФАКУЛЬТЕТ КАФЕДРА «СТРОИТЕЛЬСТВО ЗДАНИЙ, ПОДЗЕМНЫХ СООРУЖЕНИЙ И ГЕОМЕХАНИКА»

СБОРНИК ТРУДОВ VII МЕЖДУНАРОДНОГО НАУЧНО-ПРАКТИЧЕСКОГО ФОРУМА «ТЕХНОЛОГИИ И ПРОЦЕССЫ В ГОРНОМ ДЕЛЕ И СТРОИТЕЛЬСТВЕ» 3 - 5 АПРЕЛЯ 2019 Г.

Донецк − 2019

УДК 622.235.012 Технологии и процессы в горном деле и строительстве. Сборник научных трудов. – Донецк, 2019. – 89 с.

В сборнике представлены доклады VII Международного научно-практического форума «Технологии и процессы в горном деле и строительстве», который проводился 3-5 апреля 2019 г., на базе кафедры «Строительство зданий, подземных сооружений и геомеханика» Донецкого национального технического университета. Цель форума – развитие научно-технических связей между образовательными учреждениями, научно-исследовательскими и проектными организациями, промышленными предприятиями, организациями и фирмами; обмен актуальной информацией, научными знаниями и практическим опытом в области геомеханики, горного дела, геологии и разведки месторождений полезных ископаемых. Материалы сборника предназначены для научных работников вузов, научноисследовательских и проектных организаций, инженерно-технических работников профильных министерств и ведомств. Они могут также быть использованы в учебном процессе. Утверждено на заседании ученого совета Института горного дела и геологии ГОУ ВПО «ДОННТУ», Протокол №4 от 26.05.2019 г. Редакционная коллегия

д.т.н., проф., декан ГФ

Борщевский С.В.

к.т.н., доц., зам. декана ГФ

Купенко И.В

д.т.н., проф. каф. «СЗПС и Г»

Калякин С.А.

д.т.н., проф. каф. «СЗПС и Г»

Лабинский К.Н.

к.т.н., проф. каф. «СЗПС и Г»

Самойлов В.Л.

к.т.н., доц. каф. «СЗПС и Г»

Марийчук И.Ф.

к.т.н., доц. каф. «СЗПС и Г»

Пшеничный Ю.А. Компьютерная верстка

Инженер кафедры «СЗПС и Г»

Ковтун В.Я.

За справками обращаться по адресу: 83000, г. Донецк, ул. Артема, 58, Донецкий национальный технический университет, кафедра «Строительство зданий, подземных сооружений и геомеханика», тел. 301-09-23, 301-09-83, 301-03-23 E-mail: borshevskiy@gmail.com, const@mine.donntu.org, kafedra_stroitelstvo@mail.ru

УДК 721.011.12 ОПЫТ ИСПОЛЬЗОВАНИЯ ИНФОРМАЦИОННЫХ МОДЕЛЕЙ СООРУЖЕНИЙ ПРИ ПРОЕКТИРОВАНИИ ОБЪЕКТОВ ТРАНСПОРТНОЙ ИНФРАСТРУКТУРЫ Асс. Я.С. Рубцова, маг. В.А. Михайлов, маг. Б.А. Клюшник, студ. Д.С. Иванченко, Ростовский государственный университет путей сообщения, г. Ростов-на-Дону, Россия, sun210872@yandex.ru Проектирование зданий и сооружений требует соответствия нормативным документам, техническим регламентам, соблюдения сроков и высокое качество выпускаемой документации. От полноты и качества проекта зависит результат строительства. Новым инструментом для реализации данных потребностей является концепция BIM-технологий, но она вызывает много противоречий, связанных с ее внедрением и использованием. Отсюда следует, что главной задачей строительства является изучение роли BIM в проектировании объектов различного назначения. Информационное моделирование позволяет использовать модель объекта с возможностью обмена информацией об объекте между всеми субъектами, заинтересованными в ходе строительства, осуществлять контроль производимых операций на каждом этапе жизненного цикла объекта и сохранять запроектированные данные в течение всего срока эксплуатации сооружения. Результатом информационного моделирования становится объектно-ориентированная цифровая модель сооружения и организации строительного процесса.

BIM предоставляет возможность вести научные исследования, ставить эксперименты, а BIM- модель позволяет имитировать практически любую ситуацию, варьируя параметрами, находить решение и получать результаты. В мировой практике проектирования технологии BIM применяются в промышленном, гражданском и транспортном строительстве. В проектировании объектов железнодорожной инфраструктуры BIM-технологии не получили массового применения, в силу большого объема типовых решений в проектах или напротив, индивидуального подхода к технически сложным и опасным объектам. Существенным сдерживающим фактором являются значительные первоначальные затраты на программное обеспечение, подготовку кадров, владеющих технологиями информационного моделирования, приобретение оборудования для использования модели и другие, в основном, экономические проблемы. BIM-модель должна быть успешно прочитана экспертизой и заказчиком, что требует высокой квалификации всех участников инвестиционного проекта. Однако, возможность разработки информационной модели для объектов транспортной инфраструктуры доказана мировым и российским опытом проектирования и строительства. Информационное моделирование имеет весь необходимый инструментарий для BIM проектирования объектов железнодорожной инфраструктуры. В рамках научно-исследовательской работы «Использование железнодорожного транспорта в маршрутной сети общественного транспорта города Ростова-на-Дону», выполняемой РГУПС, предложено увеличение количества поездов, курсирующих по проекту «Городская электричка» и создание перспективных остановочных площадок для организации пассажиропотока к крупным общественно-массовым местам. Одной из планируемых остановок является площадка, расположение которой запроектировано в микрорайоне «Военвед».

BIM – модель остановки выполнена в Autodesk Revit Architecture. Всем элементам модели заданы свойства материалов и данные о конструктивных элементах. Модель вписана в существующий рельеф. Результаты разработки модели приведены на рис. 1. Все основные конструкции (мостовой переход, навесы, пандусы, подпорные стены), верхнее и нижнее

3

строение пути, имеет необходимый набор атрибутов, необходимых для прочностного анализа с целью их конструирования в ПК «Лира 10.6».

Рис. 1 – Вид модели остановочной площадки 4

Применение BIM в транспортном строительстве обеспечит качество проектной документации, контроль за ведением строительно-монтажных работ и расходом ресурсов, а также обеспечит согласованность всех структур, участвующих в строительстве между собой в on-line режиме. Технология BIM открывает принципиально новые перспективы в проектировании зданий и сооружений различного назначения. Первоначальные затраты на введение информационного моделирования, как показывает мировой опыт, окупаются при строительстве объектов. Библиографический список 1. Прокопов А.Ю. BIM проектирование объектов транспортной инфраструктуры / А.Ю. Прокопов, М.В. Прокопова / Транспорт: наука, образование, производство: сб. науч. тр. Том 2. Технические науки. Рост. гос. ун-т путей сообщения. Ростов н/Д, 2018. – С. 323 – 327.

2. Прокопов А.Ю. Применение BIM технологий в эксплуатации объектов культурного наследия/ А.Ю. Прокопов, М.В. Прокопова, А.А. Медведев/ Научные трубы КубГТУ (№2, 2018 г.) с.182-189. https://ntk.kubstu.ru/file/2001

5

УДК 622.28 ИССЛЕДОВАНИЕ ВЛИЯНИЯ ПОДАТЛИВОСТИ АРОЧНОЙ МЕТАЛЛИЧЕСКОЙ КРЕПИ НА ЭФФЕКТИВНОСТЬ ЭКСПЛУАТАЦИИ ВЫРАБОТКИ К.т.н., проф. В.Л. Самойлов, студ. И.А. Николаев, ГОУ ВПО «Донецкий национальный технический университет», г. Донецк Аннотация. Произведены расчеты смещений пород кровли в выработке по различным методикам. Доказано, что необходимо учитывать время поддержания выработки в различных её сечениях, а также целесообразность применения крепи с большей податливостью. Ключевые слова: штрек, охрана, литая полоса, податливость крепи, затраты на поддержание, учет травматизма при перекреплении. Целью данной работы является изучение влияния податливости крепи на затраты на поддержание выработки, примыкающей к очистному забою. В Инструкции [1] рекомендуется выбирать рамные податливые крепи по максимальной величине смещений пород кровли за весь срок службы выработки. Произведем расчеты нагрузки на крепь и плотности её установки по этой методике для следующих условий: Выработка – штрек, примыкающий к лаве; Вмещающие породы: непосредственная кровля – глинистый сланец, мощность 3,8 м, прочность на одноосное сжатие 40 МПа; Основная кровля – песчаный сланец, мощность 8,3 м, прочность на сжатие 57 МПа; Непосредственная почва – песчано-глинистый сланец, мощность 4,5 м, прочность на одноосное сжатие 48 МПа; Основная почва – песчаник, мощность 10 м, прочность на сжатие – 87 МПа; Мощность пласта угля 1,1 м, прочность на сжатие – 10 МПа; угол падения пласта – 140; Глубина разработки – 850 м; Площадь сечения выработки в свету до осади – 15,5 м2; 18,5 м2 в проходке; Ширина выработки в проходке – 5,2 м; Породы не обводнены; Лава отрабатывается обратным ходом, штрек повторно используется; Способы охраны: литая полоса из быстротвердеющих материалов; Длина крыла lкр=1300 м, Vоч=65 м/мес, Vпр=110 м/мес. Выработка проводится проходческим комбайном. Прочность горных пород на контуре выработки рассчитывается для условий, изображенных на рисунке 1. Расчет средневзвешенной прочности пород кровли и почвы производится по формуле (4) [1]. (

)

(

)

6

Рис. 1 – Схема к определению прочности горных пород на контуре выработки. В этих формулах ∑𝑚к = ℎ + 1,5∙В и ∑𝑚п= ℎ + 1,0∙В, где Ri – прочность i-того слоя породы при одноосном сжатии в образце, МПа; mi - мощность данного слоя породы в пределах расчётной схемы вдоль расчётной линии, м; kс - коэффициент структурного ослабления горных пород, ед., принимается в зависимости от интенсивности нарушенности. Указан на рис.1; kw - коэффициент, учитывающий обводнённость пород. Т.к. выработка не обводнена, то kw =1.

7

Средневзвешенная прочность пород на контуре выработки определяется по формуле [1]:

Устойчивость пород почвы Кп определяется по формуле [1]: , где Нр - расчётная глубина расположения выработки, м; 𝐻р=𝐻∙𝑘, где k - коэффициент концентрации напряжений за счёт тектонических процессов. Нр= 850∙1=850 м. Тогда

Согласно таблице 5.4 [2], породы почвы слабопучащие. Поэтому применение «жесткого» искусственного сооружения в виде литой полосы из быстротвердеющего материала в данном случае оправдано. Основная крепь повторно используемой выработки выбирается на основании расчета смещений пород кровли Uокр вне зоны влияния очистных работ по формуле (3) [1]: Uокр = kα ∙ kш ∙ ks ∙ kB ∙ kt ∙ Utкр , мм где Utкр – смещения пород кровли, определяемые по графикам рис. 2, [1]. Для Rск = 35,14 МПа и Н=850 м. Utкр = 380 мм; kα – коэффициент влияния угла залегания пород. По табл.2 kα=1,0; kш - коэффициент влияния ширины выработки. kш = 0,2(b-1), где b =5,2 м – ширина выработки в проходке; kш = 0,2(5,2-1) = 0,84; kB – коэффициент воздействия других выработок. Для одиночной выработки kB =1; kt – коэффициент влияния времени на смещения пород. Для условий t <15 лет, при Н/ Rс.ср =20-60, определяют по графику рис.3, [1]. В данном случае Rс.ср = 38,16 МПа. 850/38,16=22,3 Максимальное время поддержания выработки вне зоны влияния очистных работ (см. расчет по методике [2]). t= tпр+tоч= 11.8+20 ≈ 32 мес. t = 2,7 года. По рис.3 kt =1 Uокр =380∙1∙0,84∙1∙1=319,2 мм.

8

Расчет нагрузки Р на 1 м выработки со стороны кровли вне зоны влияния очистных работ определяется по формуле (8) [1]. Р= Рн ∙ Кп ∙ Кпр ∙ b, где Рн – нормативная нагрузка, определяемая по табл. 4 [1], Рн =104,5 кПа; Кп – коэффициент перегрузки, Кп =1; Кпр – коэффициент влияния способа проведения выработки. По табл. 6 [1] Кпр =1. Р = 104,5∙1∙1∙5,2= 543,4 кПа Плотность установки рам металлической податливой крепи на 1 м выработки определяется по формуле (10) [1]: n ≥ P/Ns где Ns – несущая способность одной рамы в податливом режиме. Из табл.2 Приложения 1 [1] с замками ЗСД для СВП-33, Ns = 310 кН. n = 543,4/310= 1,75 рам/м. Шаг установки крепи составит: l=1/n = 1/1.7= 0.59 м Из типового ряда принимаем l = 0,5 м; n = 2 рамы/м. Средства усиления крепи впереди забоя первой лавы выбирают на основании смещений, определяемых по формуле (12) [1].

Uкр = Uокр + kкр ∙ ks ∙ kк ∙ U1, мм. мм.

где U1 – смещения пород в зоне временного опорного давления. По рис. 4 [1], U1 = 700 По табл. 10 [1], kкр =1, ks =1,25 (по табл. 11 [1]), kк = 0,58 (по рис. 5 [1]).

Uкр = 319,2 + 700 ∙1∙1,25∙0,58 = 826,7 мм. Суммарная нагрузка определяется по формуле (8) [1]: Для Uкр = 800 мм и S= 5,2 м, Рн = 157 кПа. Р1 = 157 ∙1∙1∙5,2= 816,4 кПа, Количество средств усиления n1 на 1 м выработки находят из выражения. n1 ≥ (Р1 - nNs)/ Ns рам/м n1 ≥ (816,4 - 2∙310)/300= 0,66 рам/м

В качестве средств усиления принимаем уплотнение основной крепи. Т.е. плотность установки основной крепи равна 2 рамы/м, l=1/2= 0.5 м. Принимаем стандартные l=0,5 м, n = 2 рамы/м. Это обеспечит эксплуатационное состояние выработки впереди очистного забоя.

9

Средства усиления позади первой лавы выбирают на основании смещений в выработке, сохраняемой для повторного использования, за весь срок её службы, определяемых по формуле (17) [1]: Uкр = Uокр + (2U1∙ kк+ m∙ kохр ∙ kt1) ∙ kкр ∙ ks , мм, где m = 1100 мм – мощность пласта; kt1- коэффициент влияния времени поддержания выработки между отработкой первого и второго очистного забоев. Принимается по табл. 15 [1]. В данном случае, для t0= 20 мес. или 1,66 года, kt1= 1,1.

Uкр = 319,2+ (2∙700∙0,58+1100∙0,1∙1,1) ∙1∙1,25 = 1485,5 мм Для U = 1485,5 мм и S= 5,2 м, Рн = 202,5 кПа. Суммарная нагрузка за весь срок службы выработки равна: Р2 = 202,5 ∙1∙1∙5,2= 1053 кПа. Количество средств усиления n2 на 1 м выработки находят по формуле (18) [1]: n 2 ≥ (Р2 - nNs)/ Ns2 ,рам/м где n2 – плотность установки средств усиления крепи позади забоя первой и перед забоем второй лав; Ns, Ns2 – соответственно сопротивление основной крепи и средств усиления крепи позади забоя первой и перед забоем второй лав. Принимаем в качестве крепи усиления гидравлические стойки с насадками с несущей способностью 300 кН. n 2 ≥ (1053 - 2∙310)/300= 1,44 рам/м Принимаем n 2 = 1,5 стойки/м под прогон. Выбор крепи по податливости осуществляется на основании расчетных смещений пород кровли по формуле (11) [1]: ∆≥ Uкр ∙ kос ∙ kус, где ∆ - податливость крепи, мм; kос - коэффициент, учитывающий плотность установки основной крепи. Из таблицы 7 [1] kос =0,63; kус- коэффициент, учитывающий крепь усиления. По таблице 8 [1], при n 2 =1,67, kус= 0,62.

Uкр ∙ kос ∙ kус= 1485,45 ∙ 0,63 ∙0,62=580,2 мм Таким образом, трехзвенная крепь КМП-А3 с податливостью 300 мм при шаге установки основной крепи, равном 0,5 м. и установке крепи усиления позади забоя первой и перед забоем второй лав в количестве 1,5 стойки на м. под прогон не обеспечивает безремонтное поддержание штрека. Произведем аналогичный расчет для заданных горно-геологических условий, при проведении выработки увеличенным сечением и установкой металлической арочной крепи

10

КМП-А5 с податливостью 600, 800 и 1000мм. Полученные результаты представим в таблицах 1-5. Таблица 1 Прочность горных пород на контуре выработки Тип крепи КМП-А3 (300)

КМП-А5 (600)

КМП-А5 (800)

КМП-А5 (1000)

35,13 (Средней устойчивости,

35,41 (Средней устойчивости,

35,58 (Средней устойчивости,

35,75 (Средней устойчивости,

легкообрушающаяся)

легкообрушающаяся)

легкообрушающаяся)

легкообрушающаяся)

Средневзвешенная прочность пород почвы

42,08

41,61

41,32

41,03

Средневзвешенная прочность пород на контуре выработки

38,16

38,12

38,09

38,07

Устойчивость пород почвы

20,20 (Пучащие)

20,43 (Пучащие)

20,57 (Пучащие)

20,72 (Пучащие)

Средневзвешенная прочность пород крови

При расчете прочности горных пород на контуре выработки учитывалось, что подошва штрека относительно пласта во всех четырех вариантах расположена одинаково. Изменялась высота выработки и область её влияния. Таблица 2 Расчёт основной крепи повторно используемой выработки Тип крепи КМП-А3 (300)

КМП-А5 (600)

КМП-А5 (800)

КМПА5 (1000)

319,2

319,2

317,52

316,7

543,4

543,4

542,4

541,8

1,75

1,75

1,75

0,5

0,5

0,5

Смещения пород кровли Uокр вне зоны влияния очистных работ без доп. мероприятий, мм Расчетная нагрузка Р на 1 м выработки со стороны кровли вне зоны влияния очистных работ, кПа Расчетная плотность установки рам металлической податливой крепи на 1 м выработки

1,75

Принятый шаг установки крепи, м

0,5

11

Таблица 3 Средства усиления крепи позади забоя первой лавы Тип крепи

Смещения пород кровли Uкр , мм Суммарная нагрузка Р1 на 1 м выработки со стороны кровли, кПа Количество средств усиления n1 на 1 м выработки Плотность установки средств усиления, м

КМП-А3 (300)

КМП-А5 (600)

КМП-А5 (800)

КМПА5 (1000)

826,7

837,9

839,2

840,3

816,4

819,8

820,0

820,6

0,66

0,67

0,67

0,67

0,5

0,5

0,5

0,5

Таблица 4 Средства усиления крепи впереди второй лавы Тип крепи КМП-А3 (300)

КМП-А5 (600)

КМП-А5 (800)

Смещения пород кровли Uкр, мм

1485,5

1513,9

1524,2

КМПА5 (1000) 1533,3

Суммарная нагрузка Р2 на 1 м выработки со стороны кровли, кПа

1053

1062,9

1065,5

1069,6

1,44

1,48

1,48

1,50

1,5

1,5

1,5

1,5

Количество средств усиления n2 на 1 м выработки Плотность установки средств усиления, м

Таблица 5 Выбор крепи по податливости с учетом крепи усиления Тип крепи КМП-А3 (300) Расчетные смещения пород кровли Uкр , мм

580,2

КМП-А5 (600)

КМП-А5 (800)

КМП-А5 (1000)

591,3

595,3

598,9

Из таблиц 1-5 вытекает, что при установке КМП-А3 2-х рам на метр выработки и крепи усиления необходимо производить перекрепление штрека. При установке КМП-А5 с податливостью 600,800 или 1000 мм перекрепление не требуется. Из заданной таблице вытекает, что безремонтное поддержание выработки обеспечивает крепь КМП-А5 с податливостью 600 мм. Инструкция [1] предполагает безремонтное поддержание выработок за счет уплотнения основной крепи и применения различных дополнительных мероприятий по уменьшению смещений пород кровли. Выбор крепи по её податливости производится по максимальному значению смещений пород кровли за весь срок службы выработки без учета времени её поддержания в начале и в конце выработки. Но при этом учитывается время поддержания выработки между отработкой первого и второго очистного забоев. Такой подход может привести к принятию не совсем правильных решений.

12

Произведем расчет смещений пород кровли по методике ВНИМИ (3), которая учитывает время поддержания в различных её сечениях при плотности установки основной крепи 1 рама/м без дополнительных мероприятий по уменьшению смещений пород кровли. Расчёт смещений пород кровли Uк производится по формулам (69) [3]: Uк= ks (kпр ∙ Uпр+ V0t0 + kкр (U1+U2)) kк + mkохр ∙ ks ∙kкр где kпр - коэффициент, учитывающий способ проведения выработки, ед. Определяется по соотношению

По таблице 24 [3] kпр =1. Для КМП-А3 U пр - смещения пород под влиянием проведения выработки, мм. Принимается по формуле (5.31) [2]: при Rc > 15 МПа

( )

( )

Vо - средняя скорость смещений пород выработки вне зоны влияния очистных работ, мм/мес. Принимается по формуле (5.32) [2]: (

мес.;

)

tо - время поддержания выработки вне зоны влияния очистного забоя (в массиве),

t1 - время поддержания выработки в зоне остаточного опорного давления (за очистным забоем), мес.

где L – длина крыла, м; – скорость подвигания очистного забоя, 65 м/мес; - скорость подвигания проходческого забоя, 110 м/мес. tо = 20+11,8 = 31,8 мес. ks - коэффициент, учитывающий влияние площади сечения выработки S в свету, ед. Принимается по табл. 33 [3]: ks = 1,25 kк - коэффициент, учитывающий долю смещений пород кровли выработки в общих смещениях, ед. Принимается по рис. 43 [3]: 𝑘 kохр - коэффициент, учитывающий влияние податливости искусственных сооружений на опускание пород кровли, ед. Для литой полосы из быстротвердеющих материалов kохр= 0,1.

13

kкр - коэффициент, учитывающий влияние класса основной кровли надрабатываемого пласта. Для среднеобрушаемой кровли kкр= 1.

U1 - смещения пород на контуре выработки в зоне временного опорного давления лавы, мм. Определяется по рис. 33 [3]:

Рис. 2 – Схема к определению tо и t1 Для начала выработки: Uк= 1,25 ( 1 368,12 +12,9 31,8+1(700+700)) 0,58 + 1100 0,1 ∙ 1,25 ∙ 1 = 1716,1 мм. Для конца выработки: Uк= 1,25 ( 1 368,12 +12,9 1+1(700+700)) 0,58 + 1100 0,1 ∙ 1,25 ∙ 1 = 1428,7 мм Аналогичным образом рассчитываются смещения пород кровли для КМП-А5 с различной податливостью при установке основной крепи через 1 м (n=1 рама/м) и при отсутствии дополнительных мероприятий по снижению смещений. Результаты расчетов приведены в таблице 6. Таблица 6 Смещения пород кровли в начале и в конце выработки Тип крепи Смещения пород кровли Uкр В начале выработки, мм В конце выработки, мм

КМП-А3(300)

КМП-А5 (600)

КМП-А5 (800)

КМП-А5 (1000)

1716,1 1428,7

1733,3 1442,1

1764,2 1468,6

1792,9 1493,4

Для анализа полученные результаты представим в виде диаграммы смещений кровли выработки по её длине. Исходя из диаграммы смещений пород кровли для КМП-А3, определим объем перекрепления выработки: Lпер=4*1300+1*975,7=6175,7 м 14

Аналогичным образом определяем объем перекрепления для КМП-А5 с различной податливостью. Для КМП-А5 (600) необходимо произвести два перекрепления по всей длине выработки. Lпер=2600 м. Для КМП-А5 (800) – одно перекрепление по всей длине выработки и еще одно на участке длиной 723 м, то есть Lпер=2023 м. Для КМП-А5 (1000) необходимо одно перекрепление по всей длине выработки, т.е. Lпер=1300 м.

Диаграмма смещений кровли по длине выработки КМП-А3(300)

Диаграмма смещений кровли по длине выработки КМП-А5 (600)

Диаграмма смещений кровли по длине выработки КМП-А5 (800)

Диаграмма смещений кровли по длине выработки КМП-А5 (1000)

Расчет экономических показателей проведения и поддержания выработки для КМП-А3. Дополнительные данные: Расчет производится для крыла панели. Примем, что в панели 6 ярусов, высота яруса 200м. Следовательно, необходимо провести 7 выработок длиной 1300 м. Для поддержания выработок возводят 5 литых полос. Первый и седьмой штреки погашаются вслед за лавой. Стоимость проведения 1 м выработки, проходческим комбайном определяется по формуле (5.62) [2] *: (

м2;

∏𝑘

∏𝑘 )

где Sпр – площадь поперечного сечения выработки в свету при её проведении, Sпр= 18,5

с1 – коэффициент, учитывающий общешахтные расходы, зависит от периода сооружения выработки, с1= 1,84; kc1 и kc2 – коэффициенты, учитывающие отклонения реальных горных, технических и экономических условий от принятых в расчётах «средних» условий.

L –средняя длина транспортировки породы: (0,5 длины штрека + 0,5 длины бремсберга + расстояние до ствола), L= 0,5*1300+0,5*1200+1200=2450 м 15

Таблица 7 Коэффициенты влияния технических и экономических факторов на величину затрат по проведению штрека Влияющий фактор Стоимость подвигания выработки, м/мес Мощность угольного пласта, м Угол наклона выработки, градус Коэффициент крепости пород Расстояние между рамами арочной крепи, м Тип спецпрофиля, кг/м Цена 1 т спецпрофиля, тыс.ден.ед Тип рельса, кг Количество рельсовых путей в выработке Тарифная ставка рабочего, ден.ед /смену Средняя длина транспортировки породы, км Коэффициент списочного состава рабочих Процент начислений на зарплату, % Стоимость основного проходческого оборудования, млн. ден.ед Выработка проводится специализированным проходческим участком Уголь и порода не выбрасоопасны Выделение воды до 6 м3/час Выработка проводится сплошным забоем Погрузка горной массы в вагонетки Тип крепи выработки – арка трёхзвенная Тип затяжки - ЖБ Произведение коэффициентов

Комбайновая проходка Коэффициент kc1 Коэффициент kc2 027/(110/120)+0,73=1,03

1-0,005/(110/120)=1,0

1

1,06-0,06*(1,1/1,2)=1,005

1

1

1

1

0,34/(0,5/0,8)+0,66=1,204

0,51/(0,5/0,8)+0,49=1,306

0,23*(33/27)+0,77=0,98

0,44*(33/27)+0,56=1,10

0,31*(6,5/4)+0,69=1,19

0,44(6,5/4)+0,56=1,275

0,11*(33/33)+,89=1

1

1

1

0,13*(170/90)+0,87=1,12

0,45*(170/90)+0,55=1,4

0,012*(2,45/3)+0,988=0,998

0,012*(2,45/3)+0,988=0,998

0,13*(1,27/1,27)+0,87=1

0,43*(1,27/1,27)+0,57=1

0,04*(36/36)+0,96=1

0,11*(36/36)+0,89=1

0,14*(4,5/3)+0,86=1,07

1

1

1

1

1

1

1

1

1

1

1

1

1

0,2*(0,65/0,5)+0,81=1,07 1,84

0,2*(0,65/0,5)+0,82=1,08 2,76

* В работе [2] стоимостные параметры даны в гривнах. Заменить их на рубли с учётом курса валют невозможно. Поэтому грн везде заменены на ден.ед. Результаты технико-экономического сравнения вариантов при этом не изменятся.

16

Стоимость проведения 1 м выработки, при проведении проходческим комбайном: (

∏𝑘

∏𝑘 )

( Полная стоимость проведения выработок:

Затраты на сооружение средств охраны. Согласно заданию выработка поддерживается литой полосой из быстротвердеющих материалов. Её ширину примем минимальной – 1м. Литая полоса возводится на расстоянии 2,5 м от крепи выработки, пространство между выработкой и литой полосой, для избегания вывалов, закладывается кострами из круглого леса размером 2,0х2,0 м, расстояние между центрами костров 3,0 м. Литая полоса ограждается органной крепью. Стоимость возведения 1 м охранного сооружения: 𝑘

𝑘

∏𝑘

где koi – затраты на сооружение i-го способа охраны, ден.ед /м; kср – затраты на сооружение этого способа охраны при «средних» значениях всех влияющих факторов, ден.ед /м. Расчет коэффициентов влияния отдельных факторов и стоимость возведения охранного сооружения представлен в виде таблица 8. Таблица 8 Расчёт коэффициентов влияния отдельных факторов на затраты по сооружению средств охраны выработки Влияющий фактор Коэффициент влияния Клетевые костры ko= 89.94km*kЦЛ*kTC*kcm*Np*c1=89.94*0,89*1,929*1,178*0,965*1*1,17=205,5 Мощность пласта, м km = (1,1/1,2)1,33=0,89 Цена крепежного леса, ден.ед /м3 kЦЛ = 0,82*640/300+0,18=1,929 Тарифная ставка рабочего, ден.ед kTC = 0,2*170/90+0,8=1,178 Длина стойки, м kcm = 0,21/2+0,86=0,965 Число рядов костров Np = 1 Органная крепь ko= 59,91km*kЦЛ*kTC*Np*c1=59,91*0,98*1,578*1,436*2*1,17=311,86 Мощность пласта, м km = (1,1/1,2)2+0,12*1,1/1,2+0,83=0,98 Цена крепежного леса, ден.ед /м3 kЦЛ = 0,51*640/300+0,49=1,578 Тарифная ставка рабочего, ден.ед kTC = 0,49*170/90+0,51=1,436 Число рядов крепи Np = 2 Литая полоса ko= 1100,85km*kЦБ*kTC *c1=1100,85*0,923*0,96*1,142*1,17=1299,415 Мощность пласта, м km = 0,9*1,1/1,2+0,098=0,923 3 Цена крепежного леса, ден.ед /м kЦБ = 0,76*1,332/1,2+0,24=0,96 Тарифная ставка рабочего, ден.ед kTC = 0,16*170/90+0,84=1,142 17

Полная стоимость возведения охранных сооружений: ∑

𝑘

Затраты на одноразовое перекрепление выработки при опускании кровли на величину податливости крепи: (

)∏𝑘

Коэффициенты влияния факторов приведены в таблице 9. Таблица 9 Коэффициенты влияния факторов на затраты по перекреплению выработки Влияющий фактор

Значение коэффициента

Расстояние между арками, м Цена 1 т спецпрофиля, ден.ед /т Вес 1 м спецпрофиля, кг/м Тарифная ставка крепильщика, ден.ед /см Коэффициент списочного состава Процент премии рабочим при выполнении плана, % Процент начислений на зарплату, % ЖБ затяжка, ден.ед /м3 Погрузка породы в вагонетку Разработка породы отбойным молотком Произведение коэффициентов

0,87/0,5+0,13=1,87 0,69*(6500/3750)+0,31=1,506 0,69*(33/27)+0,31=1,15

(

(

0,21*(156/90)+0,79=1,154 1 1 1 0,41*(650/385)+1,095=1,79 1 1 6,7

)

(

)

Полная стоимость перекрепления:

Величина эксплуатационных затрат по варианту охраны: ∑

Промышленные запасы крыла панели: 𝐻𝑚 где S – размер вынимаемой части поля по простиранию, м; 18

)

H – размер вынимаемой части поля по падению, м; m – вынимаемая мощность пласта, м; γ – плотность угля, т/м3; c – коэффициент извлечения угля в шахтном поле. Удельные эксплуатационные затраты:

Аналогичным образом выполнены расчеты для КМП-А5 с различной податливостью. Результаты расчетов сведены в таблицу 10. Промышленные запасы крыла панели остаются неизменными – 2 270 268 т. Таблица 10 Эксплуатационные затраты и удельные эксплуатационные затраты при установке 1рамы основной крепи на м. выработки и отсутствии крепи усиления КМП-А3 (300) Эксплуатационные затраты, ден.ед Удельные эксплуатационные затраты, ден.ед, (%)

Тип крепи КМП-А5 КМП-А5 (600) (800)

КМП-А5 (1000)

307566972

273348584

270926029

264635819

135,5 (116)

120,4 (103)

119,3 (102)

116,6 (100)

Из данной таблицы вытекает, что с экономической точки зрения варианты крепления выработки КМП-А5 с податливостью 600, 800, 1000 мм практически равноценны. Это согласуется с результатами расчетов по методике [1]. Но при применении КМП-А5 с податливостью 600 мм необходимо иметь два перекрепления по всей длине выработки, а с податливостью 1000 мм – только одно. Произведем расчет смещений пород кровли в штреке с учетом установки 2 рам основной крепи на м. выработки и установки крепи усиления позади первой и впереди второй лав в количестве соответственно 0,5 и 1,5 стойки на м. по выше приведенной формуле (69) [3].

Uк= (ks (kпр ∙ Uпр+ V0t0 + kкр (U1*kyc1+U2*kyc2)) kк + mkохр ∙ ks ∙kкр*kyc2)*koc , где kус1 и kyc2 - коэффициенты, учитывающие уменьшение смещений пород кровли за счет установки крепи усиления позади первой и впереди второй лав: kус1 = 0,7; kyc2 = 0,6; koc – коэффициент, учитывающий уменьшение смещений пород кровли за счет установки двух рам основной крепи на 1 выработки. koc = 0,63; Остальные величины указаны раньше. Для начала выработки: Uк= (1,25 ( 1 368,12 +12,9 31,8+1(700*0.7+700*0.6)) 0,58 + 1100 0,1 ∙ 1,25 ∙ 1*0.6)*0.63 = 822,7 мм. Для конца выработки: Uк= (1,25 ( 1 368,12 +12,9 1+1(700*0.7+700*0.6)) 0,58 + 1100 0,1 ∙ 1,25 ∙ 1*0.6)*0.63 = 641,7 мм 19

Аналогичным образом рассчитываются смещения пород кровли для КМП-А5 с различной податливостью при установке основной крепи через 0,5 м (n=2 рама/м) и при наличии дополнительных мероприятий по снижению смещений. Результаты расчетов сведем в таблицы 11 и 12. Таблица 11 Расчетные смещения пород кровли в начале и конце выработки Тип крепи Смещения пород кровли Uкр

КМП-А3 (300)

КМП-А5 (600)

КМП-А5 (800)

КМП-А5 (1000)

В начале выработки, мм

822,7

831,3

845,6

858,9

В конце выработки, мм

641,7

647,8

659,4

670,2

Для анализа полученные результаты представим в виде диаграммы смещений кровли выработки по её длине.

Диаграмма смещений кровли по длине выработки КМП-А3(300)

Диаграмма смещений кровли по длине выработки КМП-А5 (600)

Диаграмма смещений кровли по длине выработки КМП-А5 (800)

Диаграмма смещений кровли по длине выработки КМП-А5 (1000)

20

Исходя из диаграммы смещений пород кровли для КМП-А3, определим объем перекрепления выработки: Lпер=2*1300=2600 м Аналогичным образом определяем объем перекрепления для КМП-А5 с различной податливостью. Для КМП-А5 (600) необходимо произвести одно перекрепление по всей длине выработки. Lпер=1300 м. Для КМП-А5 (800) – одно перекрепление на участке длиной 320 м, то есть Lпер=320 м. Для КМП-А5 (1000) – необходимость производить перекрепление отсутствует Lпер=0 м. Таблица 12 Эксплуатационные затраты и удельные эксплуатационные затраты при установке 2 рам основной крепи на м. выработки и наличии крепи усиления Тип крепи

Эксплуатационные затраты, ден.ед Удельные эксплуатационные затраты, ден.ед, (%)

КМП-А3 (300)

КМП-А5 (600)

КМП-А5 (800)

КМП-А5 (1000)

258425859

251722362

234840105

234270749

113,8 (110)

110,9 (107)

103,4 (100)

103,2 (100)

Из таблицы 12 вытекает, что с экономической точки зрения варианты крепления выработки КМП-А5 с податливостью 800 и 1000 мм практически равноценны. Но при креплении выработки крепью КМП-А5 с податливостью 800 необходимо будет перекрепить 320 м выработки, а при креплении крепью КМП-А5 с податливостью 1000мм перекрепления не будет. Вывод: Из расчетов следует, что проведение выработки с большей податливостью приводит к увеличению первоначальных затрат. Так как выработки повторно используются, то избежать перекрепления без дополнительных мероприятий невозможно. Таким образом, необходимо обратить внимание на объем работ по перекреплению для варианта. Как видно из таблиц 6 и 11, а также соответствующих диаграмм смещений, объем перекрепления КМПА5 (1000) относительно КМП-А3, при установке 1 рамы основной крепи на м выработки и при отсутствии крепи усиления уменьшился более чем в 4,5 раза. А при установке 2 рам основной крепи на м выработки и при наличии крепи усиления объем перекрепления КМПА5 (800) уменьшился более чем в 8,1 раза. Для КМП-А5(1000) перекрепление вообще не требуется. Из этого выходит, что полная стоимость перекреплений также снизилась. В конечном результате было получено, что эксплуатационные затраты и удельные затраты уменьшаются с увеличением податливости крепи (Смотри таблицы 10 и12). На сегодняшний день шахты Донбасса отрабатывают угольные пласты на глубинах свыше 600-1000 м. С ростом глубины наблюдается тенденция к снижению устойчивости боковых пород, особенно на пластах с непосредственной кровлей, представленной глинистыми и песчано — глинистыми сланцами. Анализ производственного травматизма по предприятиям угольной промышленности Украины за 1998 — 2008 гг. указывает на то, что около 65% травм приходится на очистные забои. На забои подготовительных выработок приходится 22%, а травматизм при перекреплении выработок составляет около 12% [4]. Из выше сказанного следует ориентироваться на безремонтное поддержание горных выработок, 21

чтобы уменьшать производственный травматизм. При невозможности обеспечить безремонтное поддержание необходимо принимать крепь, обеспечивающую минимальное количество перекреплений. Таким образом, в данных условиях следует отдать предпочтение проведению выработки с креплением её КМП-А5 с податливостью 1000мм с установкой 2 рам на м выработки с крепью усиления позади первой и впереди второй лав в количестве соответственно 0,5 и 1,5 стойки на м. Из выше приведенных расчетов вытекает, что с учетом травматизма рабочих при перекреплении выработок выбор крепи необходимо производить по величине смещений пород кровли, рассчитанной по методике ВНИМИ (3) с учетом дополнительных мероприятий по уменьшению смещений, эффективность которых определяется по Инструкции (1). Библиографический список 1. Инструкция по выбору рамних податливих крепей горных выработок (Издание второе, переработанное и дополненное). – Л.:ВНИМИ, 1991.- 128 с.

2. Методические указания к курсовому проекту по дисциплине «Управление состоянием массива горных пород» для студентов горного направления всех форм обучения. / Сост.: В.Л. Самойлов, С.В. Подкопаев, В.Е. Нефедов, В.И. Стрельников, Н.Н. Малышева. Под ред. Самойлова В.Л. – Донецк: ДонНТУ, 2013. – 140 с 3. Указания по рациональному расположению, охране и поддержанию горных выработок на угольных шахтах СССР. – Л.: ВНИМИ, 1986, - 222 с.

4. Кузьменко Н.С. Развитие научных основ обрушаемости пород и предотвращение травматизма в очистных выработках угольных шахт. Автореф.дисс. … докт.техн.наук. — Макеевка, МакНИИ. — 2007. — 36с.

22

УДК 622.25 РАЗРАБОТКА КОНСТРУКЦИИ ДЛЯ КРЕПЛЕНИЯ ТЕХНОЛОГИЧЕСКИХ ТРУБ ПРИ ПРОХОДКЕ ВЕРТИКАЛЬНОГО СТВОЛА К.т.н., доцент Ю.А. Пшеничный, ст. гр. Ш-15 В.В. Уманский, ГОУ ВПО «Донецкий национальный технический университет», г. Донецк Аннотация: разработано предложение по применению закрытых резьбовых втулок для крепления технологических трубопроводов при проходке вертикальных стволов. Ключевые слова: ствол, проходка, технологические трубопроводы, монтаж, крепление, резьбовая втулка, опалубка, крепежный болт, проходческий цикл. Наращивание трубопроводов среди всех технологических процессов при проходке вертикального ствола занимает особое место, так как эти работы в стволах, в отличие от проведения горизонтальных и наклонных выработок, невозможно совместить ни с какими операциями в забое. Это связано, в первую очередь, с созданием безопасных условий труда проходчикам за счёт безусловного исключения работ в двух уровнях (друг над другом). Существует, конечно, вариант крепления трубопроводов к канатам, но он сегодня не нашёл широкого внедрения ввиду ограничения по области применения только для стволов небольшой глубины и необходимостью использования дополнительных лебёдок [1]. При существующей технологии проходки стволов по совмещённой схеме монтаж труб любого назначения (вентиляции, подачи бетона, сжатого воздуха, водоснабжения или водоотлива) производится с полной остановкой всех работ по забою, подъёмом подвесного проходческого полка на 30…50м вверх по стволу, и заключается в одновременном наращивании 20…24м всех трубопроводов. Эти работы при хорошей организации труда в среднем занимают 12…18 часов. После них работы по проходке ствола возобновляются, имеющиеся в районе подвесного полка телескопические устройства труб или гибкие рукава позволяют пройти 20…24м ствола без остановки, после чего наращивание трубопроводов выполняется снова. И хотя процесс монтажа комплекта труб длится сравнительно недолго, но в случае организации скоростной проходки, когда продолжительность всего проходческого цикла составляет 18…24 часа, из которых наращивание трубопроводов в пересчёте на 1 цикл занимает 2…3 часа, такое положение вещей не может удовлетворить. Это первая проблема, которая вынуждает искать новые решения в технологии монтажа труб, сокращающие срок выполнения работ. Вторая проблема относится к вопросам качества работ и заключается в обеспечении вертикальности наращиваемых трубопроводов. Если для трубопроводов вентиляции, сжатого воздуха, водоподачи или водоотлива строгая вертикальность крайне желательна, так как она необходима для избежания возможных утечек на стыках труб в случае их перекоса и для соблюдения минимально допустимых зазоров между элементами оборудования в стволе. Для трубопроводов подачи бетонной смеси строгая вертикальность строго обязательна, поскольку при её несоблюдении трубы быстро приходят в негодность (стенки протираются в результате абразивного воздействия бетонной смеси, перемещаемой под действием силы тяжести). В этом случае, возникают небезопасные условия труда для проходчиков, образуются наплывы бетона на внутристволовом оборудовании и канатах, протёртая труба подлежит срочной замене на новую, которая может вскоре вновь протереться ввиду существующей искривлённости трубопровода. Следует отметить, что соблюдение вертикальности ставов труб при их наращивании требует значительных затрат времени на разметку при бурении шпуров для их крепления. При этом могут быть использованы либо дополнительные отвесы, опущенные с поверхности, либо локальные отвесы от предыдущего места крепления. В последнем случае вероятность ошибки является высокой, и сама ошибка может иметь накопительный характер.

23

В настоящей работе предлагается исключить операции по разметке и бурению шпуров для крепления труб при наращивании трубопроводов за счёт модернизации узла крепления с применением металлических втулок, заранее закреплённых в стенах ствола при бетонировании призабойной металлической опалубки. Суть предложения состоит в следующем. В процессе укладки бетона к верхней части опалубки в строго определённых местах, имеющих отверстия, производят монтаж резьбовых втулок закрытого типа (рис.1). Втулки длиной 150мм заводят за опалубку через рядом расположенные «карманы» опалубки и фиксируют в соответствующих местах при помощи монтажных болтов. После схватывания бетона перед срывом опалубки на очередную заходку монтажные болты выкручивают, освобождая забетонированные втулки от связи с опалубкой и позволяя последней перемещаться вниз. Важным моментом данного предложения является выполнение строгих маркшейдерских требований при центрировании стволовой опалубки, причём не только от центральной оси ствола, как это делают сегодня, но и недопущение разворота опалубки в любом направлении. Это требование следует выполнять путём применения 3-х периферийных отвесов или 3-х лазерных указателей направления (ЛУН), расположенных равномерно под 120° друг к другу. После такого центрирования опалубки (по 3-м точкам) резьбовые втулки в бетонной крепи ствола будут располагаться строго по вертикали одна над другой для крепления ставов труб. Расстояние по вертикали между соседними втулками будет равно высоте бетонирования. При сегодняшнем стандарте бетонирования 4м трубы следует изготавливать кратными этой величине: вентиляции – 4м, водоподачи (цементации) и водоотлива – 8м, сжатого воздуха и подачи бетона – 12м. Крепление труб к крепи ствола при помощи хомутов (рис.2 и 3) позволяет иметь некоторую погрешность по высоте бетонирования.

Рис.1 − Крепление втулки к опалубке: 1 бетонная крепь ствола, 2 – металлическая опалубка; 3 – стык заходок; 4 – карман для подачи бетона; 5 – втулка резьбовая закрытая 32х4х150; 6 – монтажный болт М24х120; 7 – шайба.

24

Рис.2 − Крепление труб подачи бетона к крепи ствола: 1 – бетонная крепь; 2 – втулка резьбовая закрытая 32х4х150; 3 – крепёжный болт М24х120мм; 4 – узел крепления трубы; 5 – стыковое соединение труб; 6 шайба.

Рис.3 − Крепление труб сжатого воздуха к крепи ствола: 1 – бетонная крепь; 2 – втулка резьбовая закрытая 32х4х150; 3 – крепёжный болт М24 длиной 170мм; 4 – тяга; 5 – хомут.

Забетонированные вышеописанным способом втулки по мере проходки ствола через 5 проходческих циклов «выходят» на верхний этаж полка, с которого монтируют трубы при наращивании технологических ставов (рис.4). Втулки являются местом фиксации комплектов крепления труб к стенам ствола. При этом во втулку на резьбе вкручивают крепёжный болт (поз.3 на рис.2 и 3), заменяющий в стандартном креплении штырь в шпуре.

25

Рис.4 − Развёртка по стенам ствола в призабойной части 26

Для определения оптимальной длины вылета и диаметра крепёжного болта были выполнены расчёты по методике металлической балки в жёсткой заделке. Предельная нагрузка на конце болта принята из расчёта удержания 2-мя болтами самой тяжёлой трубы (трубы подачи бетона диаметром 168мм с толщиной стенки 12мм длиной 12000мм). Вес такой трубы 5 кН (500кг), нагрузка на 1 болт – 2,5 кН (250кг). Материал болта – Ст3сп. Для расчета предельного прогиба использована формула из [2]:

f

Ql 3 , м max 3EI 

(1)

где Q – нагрузка, Н; l – вылет балки, м; E – модуль упругости, Па; I – момент инерции, м4. Максимальное нормальное напряжение определялось по формуле из [3]:



max



N max , Па A

(2)

где Nmax – максимальная нагрузка, Н; A – площадь сечения болта, м2. Исходя из максимально возможной длины вылета болта 50мм и максимальной нагрузки на него 2,5кН (250кг), путём инвариантного подбора при помощи онлайн-калькуляторов был определен диаметр dболта=12мм, который в дальнейшем был пересчитан по сечению в соответствии с требованием о 3-х кратном запасе прочности для шахтных трубопроводов согласно пособия [4]. В результате всех расчётов в качестве крепёжного болта для монтажа всех технологических трубопроводов при проходке ствола принят болт М24х120мм. Данный диаметр болта обеспечит прочность по нормальным напряжениям и не допустит предельного изгиба с необходимым запасом прочности. Соответственно закрытая втулка для крепления болта в неё принята из трубы 32х4х150мм с внутренней резьбой М24. Выводы: применение разработанных втулок для крепления технологических труб при проходке вертикального ствола позволяет: 1) сократить время на крепление труб по стволу за счёт исключения из процесса наращивания времени на разметку и бурение шпуров в крепи ствола (до 0,5…1часа в пересчёте на 1 проходческий цикл); 2) улучшить качество монтажа труб по стволу за счёт обеспечения строгой вертикальности ставов труб, закреплённым ко втулкам, центрирование которых производится заранее вместе с призабойной стволовой опалубкой. Библиографический список: 1. Миндели, Э. О. Сооружение и углубка вертикальных стволов шахт / Э.О. Миндели, Р.А. Тюркян. - Москва : Недра, 1982. – 312 с.

2. Интернет-ресурс: http://saitinpro.ru/glavnaya/raschety/raschety-km-kg/raschetbalok-na-moment-i-progib/raschet-konsolnoj-balki/ 3. Интернет-ресурс: https://studopedia.su/4_9466_reshenie.html 4. Пособие по проектированию трубопроводов, прокладываемых в подземных выработках (к ВНТП 1-86) – Донгипрошахт. – Донецк.

27

УДК 622.233.6:622.271.3 АНАЛИЗ ВОЗМОЖНЫХ ПУТЕЙ ПОВЫШЕНИЯ ЭФФЕКТИВНОСТИ КОНТУРНОГО ВЗРЫВАНИЯ ПРИ ПРОВЕДЕНИИ ВЫРАБОТОК К.т.н., доцент С.В. Кононыхин, инженер И.М. Корниенко, учащийся МОУ Лицей №124 О.Е. Ляхов, ГОУ ВПО «Донецкий национальный технический университет», г. Донецк Аннотация. В работе приведены результаты исследования способов и средств ведения взрывных работ, позволяющих максимально сохранять окружающие горную выработку породы от нарушения их сплошности и для уменьшения затрат на крепление горной выработки. Актуальность. Проходка горных выработок взрывным способом приводит к возникновению глубоких трещин в законтурном массиве выработок, что значительно снижает их устойчивость и сроки их безремонтной службы, а также ухудшает условие безопасного ведения работ по добыче полезного ископаемого. В ДонНТУ, на кафедре СЗПСиГ, под руководством проф. С.А. Калякина и доц. С.В. Кононыхина ведутся исследования по совершенствованию работ, связанных с проведением горных выработок по выбросоопасным породам и созданию новых способоов и средств контурного взрывания. Цель. Проанализировать преимущества и недостатки существующих конструкций патронов и зарядов для контурного взрывания, выбрать лучшие и создать новые, более совершенные, позволяющие уменьшить степень разрушения горных пород окружающих горную выработку. Анализ последних исследований и публикаций. Классификация методов контурного взрывания представлена на рис.1.

Рис.1 − Классификация методов контурного взрывания Согласно приведенной классификации для проведения горных выработок контурным взрыванием необходимо выполнять следующие мероприятия: 28

а) высокоточная реализация параметров, указанных в паспортах буровзрывных работ, т.е. надо точно размечать шпуры, а при бурении строго выдерживать углы наклона шпуров к поверхности забоя выработки; б) уменьшение в 2…4 раза против обычной энергии взрыва в оконтуривающих шпурах. Последнее достигается применением патронов ВВ уменьшенного диаметра или же использованием патронов ВВ малой мощности; в) применение особого метода расчета параметров зарядов и расположения шпуров [3]. Классификация методов контурного взрывания Классификация методов контурного взрывания . Применяются следующие конструкции зарядов контурного ряда а) Комбинированные заряды с деревянными элементами, рис. 2 [2].

Рис.2 − Комбинированный заряд с деревянными элементами Наиболее известные и простые, применявшиеся в начале, конструкции зарядов из деревянных цилиндров, на прилегающей к внутриконтурному массиву которых вырезаны участки или сделан срез сплошной длины, в которые размещают полупатроны ВВ. Деревянные части зарядов хорошо экранируют взрывное воздействие на массив. Недостатки зарядов: уменьшение линейной массы ВВ, особенно при рассредоточенном заряде, сложность инициирования рассредоточенных участков, необходимость оставления значительного радиального зазора для нормальной проходимости заряда в шпуре, большая трудность изготовления, технологические трудности при использовании россыпных ВВ. б) Рассредоточенные заряды на рейках, рис.3.

Рис.3 − Рассредоточенные заряды на рейках Патроны с ВВ крепят рассредоточено к рейке, а инициирование производится магистралью ДНУ. Такая конструкция зарядов применяется в вертикальных скважинах диаметром более 100 мм, а для горизонтальных шпуровых зарядов, как правило, не применяется. Недостатки: большой объем ручных операций и малоэффективное экранирование рейкой законтурного разрушения массива отдельными патронами ВВ. в) Удлиненные заряды с продольной кумулятивной выемкой рис. 4.

Рис.4 − Удлинённый заряд с продольной кумулятивной выемкой За счет кумулятивной струи удалось увеличить расстояние между контурными шпурами и получить некоторый положительный эффект.

29

Недостатки: трудность точного ориентирования по площади направленного откола. Отсутствие экранирования действия заряда в законтурную часть массива.

Рис. 5 − Заряд с пластиной, имеющей пазы под одну, или две магистрали ДШ Суть конструкции заряда заключалась в изготовлении пластины с пазами под одну или две магистрали для ДШ. При этом ширина пластины должна была точно соответствовать диаметру шпуров или скважин. Недостатки: сложность конструкции и слабое действие на породу 1-2 нитей ДШ не позволяло использовать такие заряды для контурного ряда. Монозаряды с центрирующими дисками и муфтами, рис.6.

Рис.6 − Монозаряды с центрирующими дисками и муфтами Конструкция зарядов из элементов в виде полиэтиленового стакана с фиксирующим диском. При этом дно предыдущего стакана входило в устье последующего, чем и создавался монозаряд диаметром меньше диаметра шпура, а центровка заряда обеспечивалась дисками. Недостатки: малый диаметр заряда из-за чего необходимо применять мощные ВВ, с высокой скоростью детонации; сложность и дороговизна изготовления зарядов в полиэтиленовых оболочках с дисками, вызывающее повышенное разрушение в законтурной части массива; отсутствие экранирования, кроме воздушного зазора между ВВ и породой, что при высокой скорости детонации и давлении приводило к значительному разрушению породы в охраняемой части массива. Гранулированные ВВ в виде сплошных зарядов, помещенные в твердые пластмассовые зарядные шланги с радиальным зазорам, рис.7.

Рис.7 − Гранулированные ВВ в виде сплошных зарядов, помещенные в твердые пластмассовые зарядные шланги с радиальным зазорам Уменьшение зоны разрушения вокруг заряда. При обратном электрическом инициировании зарядов патрон не входил внутрь зарядного шланга, а подача жесткого шланга в шпур на 4,0 м при трении проводов между шлангами и абразивным песчаником могла приводить к отказам зарядов. Известен способ проходки горных выработок и ведения очистных работ, который включает в себя бурение врубовой и оконтуривающих скважин (шпуров) [4]. Работы ведутся в два этапа. На первом этапе по заданной схеме взрывания бурят врубовые скважины (шпуры) глубиной, равной 1…1,2 глубины оконтуривающих скважин (шпуров). Далее осуществляют поперечный гидроразрыв в массиве горной породы через 30

врубовую скважину (шпур), отсекая отбиваемый блок от основного массива горной породы. Продольный гидроразрыв осуществляют через оконтуривающие скважины (шпуры), разделяя основной массив горных пород на отбиваемые блоки размерами, установленными схемой взрывания. Перед проведением операций гидроразрыва во врубовой скважине (шпуре) осуществляют нарезание поперечной инициирующей щели. В оконтуривающих скважинах (шпурах) нарезают продольные инициирующие щели. На втором этапе, после осуществления гидроразрыва, в пробуренные скважины (шпуры) устанавливают заряд взрывчатых веществ конструкцией, позволяющей провести щадящий взрыв. Отделяют сформированные гидроразрывом блоки от основного массива горной породы или производят механическое воздействие на блоки, обеспечивая раскрытие поперечной и продольных трещин гидроразрывов и разрушая возможные перемычки между ними. Отбитые в результате взрывного или механического воздействия блоки транспортируют по выработкам на поверхность.

Рис. 8 − Отсечение блока поперечным гидроразрывом в массиве горной породы через врубовую скважину Известен Заряд контурного взрывания "ЗКВД" [5]. Заряд состоит из заполненных взрывчатым веществом (ВВ) секций цилиндрической формы с наружным и внутренним конусами, расположенными с торцов секций. Для повышения надежности и эффективности детонации заряда между поверхностями внутреннего конуса и цилиндра расположено ВВ более мощное по сравнению с ВВ, расположенным в остальной части секции. В наружном конусе секции может быть расположено ВВ, обладающее повышенной чувствительностью к инициирующему импульсу. Наружный конус может быть не заполнен ВВ. Известен Способ контурного взрывания [6], сущность которого заключается в том, что заряжаемые скважины бурят в плоскости требуемого раскола пород. Незаряжаемые бурят в законтурном массиве, располагают между заряжаемыми скважинами и заполняют закрепляющим составом. Выводы: Сохранение массива горных пород, оконтуривающих скважину, является одним из приоритетных направлений для долгосрочной эксплуатации горных выработок без дополнительных затрат на их содержание. В этом направлении ведётся большое 31

количество научных исследований направленных на создание специальных зарядов для оконтуривающих будущую горную выработку шпуров и позволяющих управлять энергией детонации взрывчатого вещества, направлять её в направлении горной выработки и удерживать от разрушения окружающего массива. Библиографический список 1. Шульгин П.Н. Анализ использования контурного взрывания для сооружения горных выработок. // Сборник научных трудов ГОУВПО ЛНР «ДонГТУ» 2017. №5 (48) – Ст.

24-30.

2. Бобомуродов Х.Ш. Исследования контурного взрывания при проходке подземных горных выработок большого сечения крепких породах Каракутанского месторождения. – Навой 2012.

3. Руководство по контурному взрыванию при проходке горных выработок в угольных шахтах. – Приложение к приказу Минуглепрома СССР от 22.08.79 №418. – Ст. 61.

4. Трубецкой К.Н., Еременко В.А., Рыльникова М. В., Есина Е.Н. Способ проходки горных выработок и ведения очистных работ. Патент (RU), № 2 634 597, кл.

E21C 37/06, F42D 1/08.

5. Добрынин И.А. Заряд для контурного взрывания ЗКВД, патент РФ №2 371 663, кл. F42B 3/02.

6. Яшкин А.З. Способ контурного взрывания, патент РФ №2 023 876, кл.

E21C 37/00.

32

УДК 6:69.051 АНАЛИЗ РЕГИОНАЛЬНЫХ ОСОБЕННОСТЕЙ, ОПРЕДЕЛЯЮЩИХ АРХИТЕКТУРНОЕ ФОРМИРОВАНИЕ ЦХОД ПРИ РЕНОВАЦИИ ПРЕДПРИЯТИЙ УГОЛЬНОЙ ПРОМЫШЛЕННОСТИ Магистрант А.П. Коломиец, к. арх. н. Д.А. Джерелей, ГОУ ВПО «Донбасская национальная академия строительства и архитектуры», кафедра «Архитектурное проектирование и дизайн архитектурной среды» Аннотация. В статье освещаются региональные предпосылки, обуславливающие архитектурное формирование ЦХОД, при реновации предприятий, обслуживающих угольную промышленность в Донецке, на примере ОАО «Рутченковского машиностроительного завода «ГОРМАШ» Ключевые слова: региональные предпосылки, ЦХОД, промышленность, реновация, архитектурное формирование. В современном мире происходит интенсивное развитие информационных технологий, что, в свою очередь, требует увеличения серверных мощностей – мест для хранения электронных ресурсов. Для этого постоянно создаются новые центры хранения и обработки данных (ЦХОД), дата-фермы, дата-центры [1]. Центр хранения и обработки данных (ЦХОД, дата-центр) – это специализированное здание для размещения (хостинга) серверного и сетевого оборудования и подключения абонентов к каналам сети Интернет [2]. Данные центры являются специализированными объектами, эксплуатация которых подразумевает наличие определенной технологии, которая формирует особые требования к объемно-пространственному решению, инженерному обеспечению и градостроительному решению. При выборе места размещения ЦХОД, при решении генерального плана и архитектурно-планировочного образа важное место занимают региональные особенности (предпосылки), к числу которых относятся рельеф, климатические особенности, архитектурные традиции и окружающая застройка. На примере города Донецка были выявлены региональные предпосылки, обуславливающие архитектурное формирование ЦХОД, при реновации предприятий, обслуживающих угольную промышленность, а именно ОАО «Рутченковского машиностроительного завода «ГОРМАШ». В 1931 г. мастерские по ремонту шахтного оборудования, входящие в состав Рутченковского Рудоуправления, были переименованы в Рудоремонтный завод с непосредственным подчинением Угольному Тресту. На данный период времени завод именуется как ОАО «Рутченковский машиностроительный завод «ГОРМАШ». Предприятие специализировалось на производстве горношахтного и горнорудного оборудования, индивидуального оборудования и их ремонте. Территория промышленной группы №12 «ГОРМАШ» окружена застройкой усадебного типа и находится по рельефу на небольшой возвышенности, что заставляет воспринимать архитектурный облик местности в индустриальном ключе, как и большую часть Донецка. Промышленный характер застройки города является региональной особенностью и архитектурно-художественной предпосылкой для формирования новых объектов. Промышленные территории занимают огромные площади, простираясь на сотни гектаров. Производственные здания и сооружения, подобные копрам шахт, дымным трубам, шурфам, а также породные отвалы угольных шахт, называемые терриконами, создают силуэт города, являясь высотными доминантами. На фоне малоэтажной и среднеэтажной застройки, довлеющей пока что над малым процентом высотных зданий и сооружений, промышленные мощности вырываются вверх несоразмерными человеку масштабными конструкциями. Хотя промышленные предприятия и комплексы в Донецке давно уже претерпевают физический и моральный износ конструкций, технологий, эксплуатационных качеств и 33

архитектурно-пространственных параметров, интегрировать целесообразно с учётом подобного абриса города [3].

вновь

возводимые

Рис. 1 – Силуэт главной достопримечательности Донецка – терриконов [4].

Рис. 2 – Производственные мощности индустриального города - Донецка [5].

34

объекты

Рис. 3 – Панорама города Донецка с отчетливо узнаваемым промышленным силуэтом и терриконами на переднем плане [6]. Использование промышленных территорий, нуждающихся в реновации, под строительство ЦХОД имеет ряд преимуществ над возведением комплекса на свободном участке. Во-первых, решается проблема реновации старопромышленных районов с депрессивной архитектурной средой. Во-вторых, не занимаются новые территории, которые могут быть использованы для других целей. В-третьих, возведение новых объектов на базе недействующих промышленных территорий упрощает и удешевляет строительство. Холмисто-равнинный рельеф и чернозёмные грунты также облегчают условия строительства новых объектов. Особенности рельефа, почвы, грунтов Донецка являются геологическими региональными предпосылками, обуславливающими архитектурное формирование ЦХОД при реновации предприятий, обслуживающих угольную промышленность в Донецке. Поскольку среди производственных предприятий наибольший процент занимает шахтное и металлургическое дело, их деятельность влечёт за собой определенные изменения в геологической структуре территорий. Так для Донецка характерны подрабатываемые территории – земли, расположенные над подземными горными выработками и вблизи них. На них возможны просадки и смещения земной поверхности. Территории подземных горных выработок могут иметь вогнутые (проседание земной поверхности) и выпуклые (отвал шахтной породы) формы рельефа. Просадка земной поверхности сопровождается ее горизонтальными смещениями, приводящими к наиболее разрушительным последствиям на территории городов. Выбор площадки для строительства зданий и сооружений должен производиться с учетом ожидаемых деформаций земной поверхности и результатов технико-экономического анализа затрат на защитные мероприятия. К благоприятным факторам следует отнести: наличие над выработанным пространством малопрочных, пластичных пород, смещение и деформации которых происходят плавно; пологое падение пластов; малую мощность разрабатывемых пластов. К неблагоприятным факторам относятся: наличие над выработанным пространством, особенно вблизи земной поверхности, твердых и плотных пород и грунтов; крутое падение пластов; большая мощность добываемых промышленных пластов [7].

35

Сдвиги земной поверхности и искривления негативно влияют на надежность инженерных сетей и целостность зданий. Также подрабатываемые территории характеризуются высоким уровнем грунтовых вод, что опасно для электрического оборудования ЦХОД. Из-за грунтовых вод, размывающих почву и горные породы, земля проваливается в образовавшиеся пустоты, которые называются карстовыми, что является распространенной особенностью подрабатываемых территорий. Опасность карстовых пустот заключается во внезапных провалах зданий и сооружений под землю. Несмотря на прекрасные почвенные характеристики города, геологические особенности, обусловленные индустриальной деятельностью Донецка, - подрабатываемые территории, считаются сложными строительными условиями. Возведение новых объектов в подобных условиях предполагает проведение комплекса предпроектных мероприятий по анализу гидрогеологических характеристик участка. Среди региональных предпосылок, определяющих архитектурное формирование ЦХОД на базе недействующих предприятий в Донецке следует выделить обширную группу природно-климатических факторов. Донецк находится во второй климатической зоне, где температура в летнее время составляет от +20,9℃ до +29,9℃, а в зимний период от -10℃ до -15℃, что благоприятно для работы системы охлаждения дата-центров. В летнее время таким объектам, как ЦХОД необходима защита от зноя. Данная проблема решается как архитектурными приемами, так и технологическими, перспективно использовать энергоэффективные технологии с учётом природно-климатических особенностей города. Донецк – это степная зона и частые резкие перемены направления ветра, скорость которого достигает в среднем 20-30 м/с, можно использовать для получения альтернативной энергии. Также неотъемлемой особенностью степной зоны являются частые пылевые бури. Для нормальной работы ЦХОД необходимо в таком случае предусмотреть защитные мероприятия, предотвращающие попадание внутрь помещений и оборудования. Грозы и град - нечастые явления в Донецке, однако следует учесть эти периодически возникающие явления и предусмотреть достаточную надежность фасадов и конструкций, а также заземляющий контур ЦХОД. Проведя анализ региональных особенностей в Донецке, обуславливающие формирование ЦХОД при реновации предприятий, обслуживающих угольную промышленность можно сделать вывод, что условия для возведения подобного объекта благоприятные. Архитектурно-художественные факторы заключаются в учёте специфики промышленной застройки, терриконов, а также природно-климатических характеристик. В следствие большой концентрации производств, особенностью Донецка являются подрабатываемые территории, что предполагает глубокий гидрогеологический анализ территории перед началом строительства. А природно-климатические параметры города более чем благоприятные и предполагающие развитие альтернативных источников при дальнейшей эксплуатации объекта. Библиографический список 1. Джерелей Д.А., Княжик О.И. Современные тенденции в проектировании центров хранения и обработки данных // Управление инновациями: теория, методология, практика. – 2016. - № 18. – С. 10 – 15 (89 – 96 с.)

2. Джерелей Д.А. Критерии безопасности при проектировании центров хранения и обработки данных // ISSN 1814-3296. Вестник Донбасской национальной академии строительства и архитектуры, 2016-2(118) (149 - 153 с.)

3. Коломиец А.П. Архитектурная проблема реновации недействующих промышленных предприятий Донбасса // Развитие строительного комплекса и жилищнокоммунального хозяйства в Донецкой Народной Республике: сборник тезисов докладов I Республиканской научно-практической конференции (с международным участием). Макеевка: ГОУ ВПО «ДОННАСА», 2019. - С. 145-147.

36

4. Горы–терриконы («Зеленое богатство Донбасса», 1976) // Шахты и рудники Донбасса Индустриальная фотография. Горнопромышленное краеведение URL: https://www.donmining.info/ (дата обращения: 22.03.2019).

5. Труженики металлургии обеспечили Донбассу статус крупнейшего промышленного центра — Глава ДНР // Донецкое агенство новостей URL: https://dannews.info/politics/truzheniki-metallurgii-obespechili-donbassu-status-krupnejshegopromyshlennogo-centra-glava-dnr.html (дата обращения: 22.03.2019).

6. Терриконы: Красоты гор Донетчины (Фото) // Донецкие новости. Региональный портал Донбасса URL: https://dnews.dn.ua/news/645133 (дата обращения: 22.03.2019).

7. Подрабатываемые территории, их использование // Студопедия URL: https://studopedia.ru/10_212042_podrabativaemie-territorii-ih-ispolzovanie.html (дата обращения: 23.03.2019).

37

УДК 622.25 К ВОПРОСУ О ВЛИЯНИИ СПОСОБА ЦЕМЕНТАЦИИ ВОДОНОСНЫХ ПОРОД, ВМЕЩАЮЩИХ ВЕРТИКАЛЬНЫЙ СТВОЛ, НА ТЕХНИКО-ЭКОНОМИЧЕСКИЕ ПОКАЗАТЕЛИ ЕГО ПРОХОДКИ К.т.н., доцент Ю.А. Пшеничный, ст.гр. Ш-15 В.Д. Бурба, ГОУ ВПО «Донецкий национальный технический университет», г. Донецк Аннотация: выполнен анализ результатов двух технологий водоподавления на глубинах до 100м при проходке двух рядом расположенных вертикальных стволов со сходными параметрами. Ключевые слова: ствол, крепь, водоносный горизонт, трещина, водоприток, тампонаж, цементация, скважина, кондуктор, пакер, цементный раствор. Основным методом водоподавления при проходке вертикальных стволов по трещиноватым или пористым породам сегодня по-прежнему остаётся тампонаж пересекаемых пород цементными растворами (цементация). При разработке проектов строительства стволов в рабочую документацию по их проходке закладывают предварительную обработку водоносных горизонтов тампонажными скважинами с поверхности земли или из забоя ствола. Последующий тампонаж после проходки через крепь призван, в основном, снизить фактические притоки воды до нормативных величин и убрать возможные дефекты крепи. Тампонаж с поверхности земли всех водоносных горизонтов предусматривает: 1) применение мощных буровых установок, способных бурить вертикальные скважины на всю глубину ствола; 2) применение специальных технических средств, обеспечивающих поинтервальную обработку отдельных водоносных горизонтов; 3) обязательное выполнение тампонажа в период, предшествующий работам по оснащению к проходке, когда ещё не сооружены устье ствола и не смонтированы конструкции копра. Эти условия были реальны при плановой организации работ шахтостроительной отрасли, когда все основные объёмы по тампонажу с поверхности осуществлялись специально созданной организацией – ОАО «Спецтампонажгеология» (г.Антрацит) [1]. В настоящее время выполнить такие работы в Донбассе не представляется возможным. Тампонаж (цементация) из забоя ствола может быть выполнен любой подрядной организацией, осуществляющей проходку, но связан с необходимостью прерывать проходческий процесс на 0,5…1,5 месяца на каждом водоносном горизонте и нести дополнительные расходы (материалы и трудозатраты) на устройство предохранительной перемычки («подушки») из монолитного бетона в забое ствола (рис.1). Последующий тампонаж выполняют, как правило, после проходки ствола или его участка путём последовательной обработки водоносных горизонтов за крепью в направлении снизу вверх посредством «сетки» шпуров-скважин, пробуренных через крепь (рис.2). Опыт показал, что несмотря на значительные затраты времени и большое количество дополнительных шпуров, такой тампонаж достаточно эффективен на глубинах до 100м, поскольку давление нагнетация цементного или любого другого тампонажного раствора в стволах, закреплённых монолитным бетоном, рекомендовано ограничить величиной 1 МПа [2] во избежание нарушений крепи и выхода раствора на стыках отдельных заходок. Такое тампонажное давление может быть эффективно только тогда, когда давление воды за крепью менее 100м водяного столба. В настоящей работе выполнен анализ эффективности предварительной и последующей цементации водоносных горных пород при проходке двух рядом расположенных стволов: воздухоподающего №3 (ВПС №3) и вентиляционного №3 (ВС №3) ПАО «Шахтоуправление «Покровское». Геологические и гидрогеологические условия проходки одинаковы с учётом незначительного смещения по глубине контактов пересекаемых пород (для ВС №3 – на 5 м ниже).

38

Согласно геологическим изысканиям, вмещающие породы на участке проходки данных стволов в интервале глубин 15-100 м представлены неустойчивыми, трещиноватыми породами каменноугольных отложений свиты С12 (известняки, песчаники, алевролиты, аргиллиты) с наличием водоносных горизонтов на глубинах 21,6-25,8м; 35,4-35,8м; 39,840,1м; 44,6-49,6м с суммарным проектным притоком 95м³/час. По обоим стволам верхний водоносный песчаник на глубине 21,6-25,8м с ожидаемым притоком 40 м3/час был успешно зацементирован скважинами с поверхности земли в подготовительный период.

Рис.1 − Предварительная цементация из забоя ствола: 1 – бетонная крепь ствола; 2 – предохранительная перемычка; 3 – дренажный слой из щебня; 4 – дренажная труба; 5- кондуктор; 6 – тампонажная скважина; 7 - водоносный горизонт.

Рис.2 − Последующая цементация через крепь ствола: 1 – бетонная крепь ствола; 2 кондуктор; 3 – тампонажный шпур-скважина; 4 - водоносные породы.

Изоляцию остальных горизонтов по проекту должны были выполнить цементацией из забоя ствола, главной целью которой был песчаник на глубине 44,6-49,6м с ожидаемым притоком 49 м3/час. Цементация на ВПС №3. В первой половине 2013г. выполняли проходку технологической части ствола до глубины 40м, на которой предполагали выполнить цементацию нижнего водоносного песчаника из забоя. В мае на глубине 35м стволом была вскрыта крупная водоносная трещина с дебитом 21 м3/час, что явилось следствием существования гидравлической связи между горизонтами. В мае-июне 2013г. была выполнена цементация из забоя ствола с предварительным устройством предохранительной перемычки («подушки») объёмом 115 м3 бетона (рис.1). В процессе цементации пробурили 150м тампонажных скважин и закачали в массив 91м 3 цементного раствора [3]. При дальнейшей проходке ствола выяснилось, что водоприток в результате забойной цементации был снижен с 21 до 8 м3/час, но этот эффект был признан недостаточным. Причиной этого геологи посчитали наличие ранее не выявленных вертикальных трещин, не все из которых удалось пересечь тампонажными скважинами. Места фильтрации воды через крепь ствола были приурочены к стыкам заходок по бетонированию и к «раковинам» в крепи, образованными в результате вымывания водой цемента из бетонной смеси во время её укладки. В этой ситуации специалисты подрядной организации ООО «Шахтостроительная компания «Донецкшахтопроходка» предложили и осуществили локальную обработку мест 39

водопритоков в интервале глубин 35…50м способом последующей цементации с бурением шпуров через бетонную крепь ствола в следующей последовательности (рис.3,4). Приток на стыке бетонных заходок

Приток через «раковину» в крепи

До обработки

До обработки

Нагнетание

Нагнетание

Рис.3 − Последующая цементация водопритока на стыке заходок: 1 – бетонная крепь ствола; 2 – стык заходок; 3 – трещины водоносных пород; 4 – кондуктор в крепи; 5 – шпур-скважина; 6 – цементный раствор.

Рис.4 − Последующая цементация водопритока из «раковины» крепи: 1 – бетонная крепь ствола; 2 – «раковина» в крепи; 3 – трещины водоносных пород; 4 – пакер; 5 – шпур-скважина; 6 – цементный раствор.

40

В июле 2013г. с подвесного проходческого полка параллельно с выполнением в забое работ проходческого цикла на расстоянии 0,5м ниже места каждого излива воды перфораторами ПП-63с бурили шпуры 52мм глубиной 1,0м с пересечением трещин в породах водоносного горизонта. Если шпур не встречал воду, то его заполняли раствором, а рядом бурили новый до появления притока. Устья пробуренных шпуров герметезировали путём установки кондуктора или винтового пакера, после чего в них насосом НГР-250/50 производили нагнетание цементного раствора 1:1 с добавкой хлористого кальция для ускорения схватывания. Развиваемое давление нагнетания не превышало 0,5 МПа. Нагнетание прекращали в момент появления раствора в месте вышерасположенного излива воды (на стыке заходок или в «раковине» крепи) и делали выдержку как минимум 2 часа на схватывание раствора. Если после первой обработки наблюдали эффект уменьшения водопритока, то процесс нагнетания повторяли несколько раз до полной его ликвидации. Если после первого нагнетания эффекта ликвидации или уменьшения водопритока в конкретном месте не наблюдали, то после выдержки производили нагнетание более густым раствором с водоцементным отношением 0,6:1 или с добавлением в раствор мелких деревянных опилок. В общей сложности работы по локальной последующей цементации были выполнены за 5 дней без остановки работ в забое ствола, было пробурено 13 метров шпуров-скважин, в которые закачали 43 м3 цементного раствора [3]. Определённая часть раствора была вымыта из массива подземными водами, но с такой потерей согласились и подрядчик, и заказчик, поскольку удалось получить желаемый эффект. В результате обработки восьми мест наиболее заметных водопритоков в интервале глубин 35-50м пять из них были ликвидированы полностью, а в трёх был уменьшен дебит. Суммарный водоприток по стволу был снижен с 8 до 3,5 м3/час. Такие результаты были признаны удовлетворительными. Дальнейшая проходка ствола была выполнена в 2013-14гг. до глубины 855м, приток воды при этом увеличился незначительно: до 4 м3/час [4]. Цементация на ВС №3. Обретённый опыт локальной последующей цементации был учтён при проходке следующего ствола для ПАО «Шахтоуправление «Покровское» – вентиляционного №3. Специалисты ООО «Шахтостроительная компания «Донецкшахтопроходка» предложили не выполнять на глубине 45м проектную цементацию из забоя ствола, осуществлять проходку с нарастающими водопритоками, а после пересечения водоносного песчаника на глубине 50-55м обработать крепь ствола и породы за крепью в местах водопроявлений вышеописанным способом. В августе-сентябре 2015г. ствол проходили от отм.35м до отм.74м по водоносным породам с частыми остановками в условиях нестабильной поставки взрывчатых материалов. При этом водоприток в ствол постепенно возрастал и достиг 24 м3/час. С целью минимизации брака в бетонной крепи и подготовки для последующей цементации в местах водопритоков из породных обнажений стен выполняли дренажные отводы. Для этого в месте изливов до начала бетонировки бурили шпуры 52мм глубиной 0,5м, в которые плотно вставляли патрубки 50мм с гибкими рукавами. Конец рукава, через который постоянно выходил водоприток, выводили на верх опалубки, а после бетонировки он оставался на стыке заходок. В первой половине октября 2015г. проходка ствола была остановлена для выполнения локальной последующей цементации. В интервале 35-60м было обработано 16 мест имеющихся водопритоков и дренажных отводов по технологии, аналогичной стволу ВПС №3. При этом было пробурено 25 м шпуров-скважин, в целом было закачано 66 м3 цементного раствора [5]. 12 из 16 изливов были ликвидированы полностью, а в 4-х дебит был уменьшен до минимума. Суммарный водоприток по стволу был снижен с 24 до 2,5 м3/час. В дальнейшем ствол был пройден в 2015-17гг. до глубины 935м, приток воды при этом увеличился незначительно: до 3 м3/час [6]. Таким образом, применение отработанной технологии борьбы с водопритоками в виде локальной последующей цементации и исключение предварительной цементации из забоя 41

ствола при проходке ВС №3 в сравнении с ВПС №3 ПАО «Шахтоуправление «Покровское» позволило: A. обеспечить остаточный водоприток в ствол ниже нормативной величины (2,5м3/час при нормативе 5 м3/час); B. сократить срок строительства ствола на 1 месяц; C. снизить стоимость строительства ствола только за счёт экономии материалов на невыполнении цементации из забоя ствола на 554 тыс.рублей. Вывод: на глубинах до 100м проходка ствола с пересечением водоносных горизонтов, организацией водоотведения и водоотлива и выполнением локальной последующей цементации через крепь с проходческого полка без остановки забоя является более выгодной технологией по сравнению с предварительной цементацией из забоя ствола. При одинаковом конечном результате (остаточном водопритоке) сокращаются время и стоимость строительно-монтажных работ. Библиографический список 1. Комплексный метод тампонажа при строительстве шахт : учеб. пособие / Э. Я. Кипко ; под общ. ред. Э. Я. Кипко. – Днепропетровск : НГУ, 2004.– 368 с.

2. Насонов И. Д. Технология строительства горных предприятий : специальные способы строительства / И. Д. Насонов, М. Н. Шуплик, В. И. Ресин. – Москва : Недра, 1990. – 350 с.

3. Исполнительная документация тампонажных работ по воздухоподающему стволу №3 ПАО «Шахтоуправление «Покровское» (2013г.) - Донецк : архив кафедры СЗПСиГ ДонНТУ. – 6 с.

4. Исполнительные циклограммы проходки воздухоподающего ствола №3 ПАО «Шахтоуправление «Покровское» (июль 2013г. – май 2014г.) - Донецк : архив кафедры СЗПСиГ ДонНТУ. – 11 с.

5. Исполнительная документация тампонажных работ по вентиляционному стволу №3 ПАО «Шахтоуправление «Покровское» (2015г.) - Донецк : архив кафедры СЗПСиГ ДонНТУ. – 4 с.

6. Исполнительные циклограммы проходки вентиляционного ствола №3 ПАО «Шахтоуправление «Покровское» (август 2015г. – март 2017г.) - Донецк : архив кафедры СЗПСиГ ДонНТУ. – 18 с.

42

УДК 622.868.42:[001.891.54:5] К ВОПРОСУ ОБ ОЦЕНКЕ ЭФФЕКТИВНОСТИ МАТЕМАТИЧЕСКОЙ МОДЕЛИ НАПРЯЖЕННОГО СОСТОЯНИЯ ШАХТНОЙ ВЗРЫВОУСТОЙЧИВОЙ ПЕРЕМЫЧКИ Зав. отделом (НИИГД «Респиратор») Г.И. Пефтибай, к.т.н., доц. И.Ф. Марийчук, ст.гр. Шск-15 Д.А. Мозалевский, асс. В.В Глебко, ГОУ ВПО «Донецкий национальный технический университет», г. Донецк В настоящее время для безопасного ведения работ по изоляции и тушению подземных пожаров, а также при взрывах метановоздушных смесей горноспасатели применяют взрывоустойчивые перемычки, возводимые из строительного или высокопрочного гипсов, с проемными металлическими трубами [1]. Взрывоустойчивые перемычки из гипсов обладают некоторыми существенными недостатками: быстрое схватывание раствора ограничивает дальность транспортирования гидромеханическим способом, что затрудняет эксплуатацию оборудования, а низкая водостойкость материала снижает надежность работы конструкции и исключает возможность ее применения в обводненных выработках. В то же время целесообразным в качестве материала для них является использование цементного вяжущего с ускорителем твердения, то есть побочных продуктов и отходов местного производства, что позволит снизить стоимость их возведения и способствовать решению вопросов по охране окружающей среды. Кроме этого, ранее не учтено граничное условие перемычки в виде шарнирного опирания по контуру. На основании многочисленных экспериментальных исследований, проведенных в НИИГД «Респиратор» и в ГУ «Институт физики горных процессов» установлено, что наиболее рациональными материалами для возведения перемычек является цементношлаковый и цементно-зольный состав с механическими характеристиками: модули упругости 215МПа и 145 МПа, коэффициенты Пуассона 0,22 и 0,18, с пределами прочности 3,0 МПа. В работе [2] приведена математическая модель напряженно-деформированного состояния (НДС) анизотропной (изотропной) взрывоустойчивой гипсовой в перемычки в виде толстой пластины с радиусом кривизны, меняющемся по параболической зависимости или полуокружности, под действием нагрузки от воздушных ударных волн (ВУВ) и сжимающей – разрушенных пород в верхней ее части при жестком защемлении по остальному контуру. Для решения задачи использован прием, заключающийся в представлении полного прогиба в виде суммы двух составляющих – за счет изгиба и сдвига. Установлено, что максимальными являются нормальные сжимающие напряжения, возникающие в верхней части, в зоне разрушенных пород. В работе [3] на основании результатов экспериментальны исследований, используя метод эквивалентных материалов, установлено, что влиянием проемных металлических труб на НДС перемычки можно пренебречь, а их прочность обеспечена, поэтому рекомендации по применению их креплений различными элементами к горной выработке, предложенные в работе [2] является не обоснованным. Цель исследований – определение адекватности разработанной ранее математической модели напряженно-деформированного состояния (НДС) взрывоустойчивой перемычки, возведенной из гипсового материала по сравнению с зарубежными результатами. Объект исследований – напряженное состояние взрывоустойчивой перемычки, возведенной на основе цементного вяжущего, под воздействием воздушных ударных волн. В работе [4] приведена разработанная математическая модель НДС перемычки, представленная в виде анизотропной (изотропной) толстой пластины с радиусом кривизны, меняющимся по параболической зависимости или полуокружности, под действием нагрузки от ВУВ, с защемленными или шарнирными краями.

43

Отличительной особенностью этой модели, от полученной в работе [2], является учет шарнирного крепления перемычки, что принимают абсолютное большинство авторов, а также принятие квадратичного закона распределения поперечных деформаций и касательных сил, что позволило отыскать одну функцию перемещений, вместо двух и существенно упростить решения задачи. Разработанный алгоритм и составленная программа позволяет выносить на печать распределение напряжений в относительных координатах (0,1) в плоском и двухмерном изображениях. В качестве условия прочности использована теория, согласно которой максимальные нормальные и касательные напряжения не должны превышать соответствующих предельных их значений с коэффициентом запаса для материала перемычки, выполненной из гипсов или на основе цементного вяжущего. В работе [5] приведены данные экспериментальных исследований на прочность перемычек в натурных условиях при действии ВУВ с приведенными их геометрическими размерами и механическими характеристиками. Для сравнения приняты перемычки, результаты для которых получены в США и Польше, распределения напряжений которых приведены на рисунках (1-5). Отсюда следует, что максимальными напряжениями при двух граничных условиях являются , возникающие в средней части и по высоте перемычки, причем, с шарнирными краями они более чем в шесть раз превышают их при жестком креплении. В первом случае, как и следовало, они возникают в средней части и превышают предельные их значения для строительного гипса (на растяжение при изгибе 0,3 МПА), во втором – на краях. Даже напряжения на сжатие превышают предельные их значения 2,8 МПА (см. рисунок 3), то есть перемычка разрушится. В то же время, максимальные нормальнее напряжения в перемычке (Польша) с шарнирными краями не превышают предельных их значений (рисунок 5), в результате чего она не разрушена.

Рис. 1 − Распределение нормальных напряжений в перемычке из строительного гипса с параболической кривизной, защемленными краями при максимальной высоте = 2,0м, = 6,0м, толщине h=1,0м, модуле упругости E = 3·103 МПА, коэффициенте Пуассона ν = 0,32, нагрузке = 0,5МПА (США) 44

Рис. 2 − Распределение нормальных напряжений в перемычке из строительного гипса с параболической кривизной, защемленными краями при максимальной высоте = 2,0 м, = 6,0 м, толщине h=1,0 м, модуле упругости E = 3·103 МПА, коэффициенте Пуассона ν = 0,32, нагрузке = 0,5МПА (США)

Рис. 3 − Распределение нормальных напряжений в перемычке из строительного гипса с параболической кривизной, шарнирными краями при максимальной высоте = 2,0м, = 6,0м, толщине h = 1,0м, модуле упругости E = 3·103 МПА, коэффициенте Пуассона ν = 0,32, нагрузке = 0,5МПА (США)

45

Рис. 4 − Распределение нормальных напряжений в перемычке из строительного гипса с параболической кривизной, шарнирными краями при максимальной высоте =2,0 м, = 6,0 м, толщине h = 1,0 м, модуле упругости E = 3·103 МПА, коэффициенте Пуассона ν = 0,32, нагрузке = 0,5МПА (США)

Рис. 5 − Распределение нормальных напряжений в перемычке из строительного гипса с параболической кривизной, шарнирными краями при максимальной высоте = 5,0 м, = 6,0 м, толщине h = 3,0 м, модуле упругости E = 3·103 МПА, коэффициенте Пуассона ν = 0,32, нагрузке = 0,5МПА (Польша) 46

Выводы: 1. Проведена апробация разработанной математической модели НДС взрывоустойчивой перемычки с зарубежными результатами под действием ВУВ с защемленными или шарнирно опертыми краями, в которой принят квадратичный закон распределения касательных поперечных сил и деформаций.

2. Установлено, что максимальные напряжения используемых толщин перемычек в натурных условиях США превышают предельные их значения, поэтому они разрушились, а перемычки Польши, наоборот.

3. Апробированная математическая модель позволяет научно обосновано определить основную ее техническую характеристику – толщину в зависимости от механических характеристик, нагрузок, сечения и глубины расположения выработки, обеспечивающую безопасную работу горноспасателей и снизить затраты при возведении перемычек в результате ликвидации аварий при взрывах в угольных шахтах. Библиографический список 1. Смоланов С.Н. Изоляционные, вентиляционные и взрывоустойчивые перемычки / С.Н. Смоланов, В.И. Голинько, М.С. Мартиненко. – Днепропетровск: Наука и образование, 2002. – 260 с.

2. Агеев В.Г. Взрывозащита при изоляции пожаров в угольных шахтах/ В.Г. Агеев.– Донецк: Арпи, 2014.– 338 с.

3. Пефтибай Г.И. Физическое моделирование воздействия горного давления на взрывоустойчивую перемычку /[ Г.И. Пефтибай, И.Ф. Марийчук, И.Н. Шестопалов, В.Е. Нефедов]: сб. науч. тр. Горного института ДонНТУ.–Донецк, 2018, с. 28 – 38.

4. Агеев, В.Г. Математическая модель напряженно-деформированного состояния взрывоустойчивой перемычки под действием ударных волн / В.Г. Агеев, Пефтибай Г.И. // Научный вестник НИИГД «Респиратор»: науч.-техн. журн. – Донецк, 2018. –№ 3 (55). – 120 с., с. 7 – 18.

5.

DHHS (NIOSH) Publication No. 2007-144, July 2007.

47

УДК 622.25 ВОЗМОЖНЫЕ ПУТИ УМЕНЬШЕНИЯ ЗАТРАТ НА ЛИКВИДАЦИЮ ПРЕДПРИЯТИЙ УГОЛЬНОЙ ПРОМЫШЛЕННОСТИ Студ. гр. УА-15 А.И. Гринченко, ст.преп. Е.Е. Головнева, ГОУВПО «Донецкий национальный технический университет», г. Донецк Аннотация. В работе рассмотрены перспективы повторного использования, возникающие при ликвидации угольного предприятия, а также представлены пути минимизации затрат по ликвидации шахт при повторном использовании закрытого шахтного объекта на условном примере. Ключевые слова: подземное пространство, шахта, стратегия, ликвидация шахты. Актуальность. Закрытие угольных шахт на Донбассе – это достаточно трудоемкий процесс, в связи особенностями технологии добычи угля в данном регионе. В 2016 г. Советом Министров ДНР было принято решение о ликвидации 22 убыточных шахт. По состоянию на 1 июля 2017 г. было ликвидировано 18 шахт, на 1 ноября 2018 г. – еще 3 убыточные шахты. Однако, при таких больших объемах неиспользуемого пространства, остающегося после ликвидации, возникает вопрос о рассмотрении его как определенного вида ресурса. Главной же проблемой, возникающей при ликвидации шахты можно назвать огромную структуру вопросов того, на что следует обратить внимание. Целью работы мы считаем показать возможности по повторному использованию подземного пространства, рассмотрение наиболее перспективных направлений такого использования, а так же построение экономико-математической модели для выбора оптимального варианта повторного использования горных предприятий. Исследователями в данном направлении являются, например, В.А. Безпфлюг и М.К. Дурнин в работе «Сравнительная экономическая оценка различных технологий утилизации шахтного метана» [4] они привели примеры использования шахтного метана, а так же показали различные методы его добычи, а А.С. Кузнецов в своей работе объяснил плюсы от использования водоугольного топлива. [5] Процесс юридической ликвидации шахты проходит несколько этапов, а именно: 1. Разработка обоснований целесообразности дальнейшей эксплуатации шахты и планирование расходов, связанных с ее дальнейшим использованием.

2. Осуществление проектных решений.

3. Принятие по мер трудоустройству и социальной защите уволенного, при закрытии шахты, персонала.

4. Создание новых рабочих мест в регионах, в которых предусматривается закрытие шахты. Для ликвидации шахты необходимо разработать социально-экономический и гидрогеологический прогноз региона, обосновать постепенность закрытия шахт, увязав его с возможностями инвестирования и финансирования, усовершенствовать нормативноправовую базу, исследовать проблемы экологического характера. [2, с.34] Исходя из приведенного анализа, процесс ликвидации нерентабельных горных предприятий можно охарактеризовать как не имеющий окончания в будущем. Это влечет за собой достаточно высокий уровень затрат на содержание шахты в период выполнения работ по расширению, реконструкции, строительству водоотлива на горном предприятии, преодоление социально-экономических последствий (затраты на бесплатное обеспечение углем, социальную защиту работников). [1, с.4] Физическое закрытие предусматривает демонтаж оборудования, засыпку стволов, обеспечение водоотлива, выполнение мероприятий, связанных с ликвидацией непригодных строений и горных выработок. Наиболее трудоемкими являются погрузочные угольные бункеры, надшахтные сооружения, здания вентиляторов главного проветривания, 48

подъемных машин и котельных с монолитными железобетонными фундаментами. Последние должны быть разрушены до отметки минус 0,2-0,3 м от уровня земной поверхности. [3, с.28] По назначению подземные сооружения условно подразделяются на несколько основных групп:  Транспортные и гидротехнические тоннели; сооружения метрополитена; электростанции (главным образом ГЭС); базисные склады и холодильники;  Лечебные учреждения, военные объекты;  Промышленные предприятия;  Емкости для захоронения вредных производственных отходов;  Нефте- и газохранилища;  Резервуары для питьевой воды;  Объекты городского хозяйства (пешеходные переходы, гаражи, коллекторы и т.п.) [6]. Возникают определенные трудности повторного использования горных выработок угольных шахт, которые во многом объясняются тем, что применение систем разработки с обрушением кровли или закладкой их пустой породой не предусматривают сохранность отработанного пространства. Использование капитальных горных выработок (транспортных, вентиляционных, околоствольных дворов), как правило, затруднено вследствие их недостаточных поперечных сечений. В разветвленной сети выработок малого сечения весьма сложно разместить эффективные поточные технологические линии. В технологических процессах на газовых шахтах должны быть исключены операции, связанные с высокой температурой (сварка, пайка и др.). Большие затраты на содержание шахтного оборудования и создание безопасных условий труда (поддержание выработок, организация водоотлива, вентиляция, энергоснабжения, функционирование подъемных установок и др.). Наиболее перспективные направления повторного использования подземного пространства закрывающихся угольных шахт, – это:  подземные склады и хранилища;  пиковые резервные подземные гидроаккумулирующие электростанции и гидроэлектростанции;  подземная ветроэнергетика. Для выбора оптимального варианта повторного использования разработана экономикоматематическая модель ликвидации горного предприятия. 𝑚 𝑘 (𝑘

)

𝑘 (𝑘 (

)

(

(1)

)

)

(

)

(

)

где C1, C2, C3 – затраты на проектирование, освоение и эксплуатацию производства; R – доходы от эксплуатации нового освоенного производства; 49

нового

L – затраты, связанные с преодолениями последствий «мокрой» ликвидации шахты; S – затраты, связанные с преодолениями социальных последствий ликвидации шахты; N, n – количество работников соответственно уволенных при закрытии шахты и принятых на новое производство; α, β – доли в затратах на освоение и эксплуатацию нового производства приходящиеся на заработную плату работников; k1 – коэффициент, учитывающий увеличение затрат в связи с горногеологическими условиями и продлением срока службы подземного сооружения; k2 – коэффициент, учитывающий увеличение эксплуатационных затрат в связи с увеличением глубины работ. Рассмотрим пример использования данной модели со следующими условными данными. Исходя из условия, что предприятием было выделено $250.000 на внедрение нового производства. Плановым отделом были рассчитаны следующие значения, представленные в таблице 1. Таблица 1 Условные данные для решения оптимизационной задачи № Обозначение Наименование показателя Значение, тыс. $ п/п 1 2 3 4 1. С1 Затраты на проектирование нового производства 30.00 2. С2 Затраты на освоение нового производства 120.85 3. С3 Затраты на эксплуатацию нового производства 128.47 Доходы от эксплуатации нового освоенного 4.

R 1,000.00 производства Затраты, связанные с преодолениями последствий 5.

L 1,000.00 «мокрой» ликвидации шахты Количество работников принятых на новое 6. n 50.00 производство Количество работников уволенных при закрытии 7.

N 50.00 шахты Затраты, связанные с преодолениями социальных 8.

S 84.38 последствий ликвидации шахты Произведем поиск оптимального решения условной задачи при помощи функции Excel «Поиск решения». Мы видим, что сумма расходов равна 279.320 $. Поэлементное представление расходов в свою очередь, представлено следующими показателями:

Рис. 1 − Поэлементное представление расходов до оптимизации 50

Рентабельность затрат будет равна $280, рентабельность выручки – $3580. Что в свою очередь нам говорит о том, что на $1000 дохода приходится $280 расходов и на $1000 расходов - $3580 доходов. Необходимо оптимально перераспределить сумму расходов, которую готово понести предприятие с наименьшими потерями. С помощью функции «Поиск решения» мы получаем следующие значения:

Рис. 2 − Поэлементное представление расходов после оптимизации Решение оптимизационной задачи показало, что для сохранения оптимальности плана, но со снижением суммы расходов целесообразнее будет использовать способ внедрения нового производства не своими силами, а смешанный, с использованием сил подрядных организаций. Для экономии использование материальных ресурсов можно рассмотреть вариант повторного использования материалов. Для снижения значения параметра «заработная плата» необходимо повысить производительность труда рабочих, занятых освоением и эксплуатацией нового производства. А вместе со снижением заработной платы снизится и единый социальный взнос. Так же мы видим, что в результате решения оптимизационной модели рентабельность расходов снизилась на $30 с каждой тысячи доходов, а рентабельность выручки поднялась на $420 с каждой тысячи расходов, что, безусловно, говорит о том, что оптимизация расходов по данной модели благосклонно влияет на перераспределение суммы запланированных расходов. Рассмотрим отчеты по устойчивости и результы.

Рис. 3 − Отчет об устойчивости 51

Мы видим, что все заданные ограничения были выполнены, а отсутствие приведённого градиента говорит, что при включении в план параметра, который не предлагает оптимизационная модель в значительной степени значение целевой функции (в данном случае суммы расходов) изменено не будет. Отчет о результатах, приведенный на рисунке 4, доказывает результаты исследований многих ученых, занимавшихся проблемами ликвидации угледобывающих предприятий, а именно то, что наиболее важной и значительной составляющей в общей сумме расходов будут параметры, отвечающие за устранение социально-экономического аспекта.

Рис.4 − Отчет об устойчивости Таким образом, анализ состояния горных выработок закрывающихся угольных шахт, для оценки их повторного использования, будет проводиться в несколько этапов в следующей последовательности:  выбор вариантов повторного использования горных выработок,  рассмотрение шахтной сети выработок и выбор тех, которые технически пригодны по выбранному направлению использования,  изучение влияния окружающей геологической среды на выбранные выработки, оценка их по устойчивости, глубине заложения, увеличению срока службы,  изучение состояния горных выработок в части необходимости их ремонта и переоборудования под новое производство с учетом выбранного направления повторного использования,  экономическая оценка выбранного направления и места (отобранные в процессе анализа горные выработки) повторного использования подземного пространства угольной шахты по принципу «минимизации издержек». То есть самоокупаемости проекта, с целью оправдать «сухую» или комбинированную консервацию шахты и сохранить часть фонда рабочих мест. Мировой опты использования подземного пространства, который не принимает участие в добыче угля, говорит о том, что внедрение подобных технологий возможно и в странах Восточной Европы и Азии. Горные выработки, у которых нет перспектив в возможной дальнейшей эксплуатации по прямому назначению, можно использовать для складирования бытовых и промышленных нетоксичных отходов. Необходимым условием так же является анализ, прогноз и оценка частью системы маркшейдерского мониторинга угледобывающего предприятия, которое в дальнейшем может быть использовано для многоцелевого назначения [с.15-18,7]. В итоге можно сделать вывод о технической сложности и, зачастую, экономической нецелесообразности размещения производств по выпуску промышленной продукции в 52

горных выработках, однако, хотя и существуют противоречия по повторному использованию шахт, не решенные на данный момент, мы предлагаем следующую концепцию вторичного использования подземного пространства, которая предполагает несколько этапов, представленных на рисунке 5:  на первом этапе производится инвентаризация и систематизация всех горных выработок;  на втором – производится отбор выработок перспективных для размещения в них объектов народного хозяйства;  на третьем – выработки классифицируются по основным направлениям использования и оценивают по специфическим требованиям объектов размещаемых в такого рода выработках. А представленная экономико-математическая модель позволяет выбрать оптимальный вариант повторного использования подземного пространства закрывающейся шахты согласно представленной стратегии определения оптимального плана. Следует отметить, что использование данной модели не должно быть авторитетным при принятии решения о повторном использовании подземного пространства, а выполняет лишь опорную функцию для планового и технического отделов. Вместе с использование оптимизационной модели, построенной на представленной стратегии, можно получить достаточно хорошие результаты по рентабельности использования нового производства.

Рис. 5 − Блок-схема стратегии вторичного использования подземного пространства

53

Вывод. Исходя из вышеперечисленного, можно сделать вывод, что закрытие шахты является дорогостоящим, длительным и трудным процессом со многими сопутствующими факторами. Однако, даже от закрываемой шахты можно получать экономические выгоды, позволяющие минимизировать затраты на ликвидацию предприятия. Например, для производства электроэнергии или для создания специальных хранилищ. Используя разработанную экономико-математическую модель, при помощи функции Excel «Поиск решения», можно рассчитать экономическую целесообразность и подобрать оптимальный вариант повторного использования подземного пространства ликвидируемой шахты. Отчеты по решению оптимизационной модели помогут проанализировать полученную модель и усовершенствовать ее. Библиографический список 1. Панишко А.И., Проблемы ликвидации предприятий угольной промышленности и пути их решения// Уголь Украины.– 2009. – №12, с.3-5 2. Соренков В.М., Недолужко В.Н., Бегичева Т.В. К вопросу ликвидации шахт Центрального района Донбасса// Уголь Украины. – 2012. – №2, с.31-35 3. Макаров А.А, Шевцов Н.Р., Новые технологии ликвидации объектов закрываемых угольных шахт// Уголь Украины. – 2002. – №12, с.28-31 4. Безпфлюг В.А., Дурнин М.К., Сравнительная экономическая оценка различных технологий утилизации шахтного метана// Уголь.– 2007. – №12, с.59-60 5. Кузнецов А.С., Почему не применяется водоугольное топливо в Украине?// Уголь Украины. – 2012. – №3, с.40-43 6. Головнева Е.Е., Усовершенствование организационных и нормативных документов в условиях реструктуризации угольной промышленности Украины [Электрон.ресурс]: офиц.сайт – Электрон.дан.

– Режим доступа: http://masters.donntu.org/2002/ggeo/golovneva/diss/refer.htm – Загл. с экрана 7. Левкин Ю. М. Факторы определяющие целесообразность многоцелевого использования подземного пространства угольных шахт // ГИАБ. 2004. №2.

54

УДК 622.25 К ВОПРОСУ ОБ ЭФФЕКТИВНОСТИ ИЛОНАКОПИТЕЛЕЙ КАК ИСТОЧНИКОВ ВТОРИЧНОГО СЫРЬЯ ДЛЯ ПОЛУЧЕНИЯ ЭНЕРГЕТИЧЕСКОГО ТОПЛИВА Ст. преп. Н.А. Звягинцева, к.т.н. В.Г. Науменко, студ. К.В. Ясюченя, ГОУ ВПО «Донецкий национальный технический университет», г. Донецк Аннотация. В статье рассмотрены способы разработки илонакопителей, которые в настоящее время являются перспективными источниками вторичного сырья для получения энергетического топлива. По результатам исследований сформулированы основные принципы технологии обогащения угольных шламов. Показано, что переработка отходов и шламов, складированных в илонакопителях и отстойниках, с целью доизвлечения горючей массы позволит не только получить дополнительное количество топлива для нужд региона, но и улучшить экологическую обстановку в Донбассе. Ключевые слова: илонакопитель, вторичное сырье, угольный шлам, зольность, технология обогащения, угольный шлам, концентрат отходы, В настоящее время в Донбассе имеется около 80 илонакопителей, которые образовались в результате работы обогатительных фабрик. В них содержится более 70 миллионов тонн отходов флотации (обогащения), которые прежде считались бросовыми (негодными) [1]. Отстойники требуют значительных средств на содержание, занимают сотни гектаров полезных площадей. В этой связи весьма актуальной задачей является изучение свойств перспективного вторичного сырья и выбор рациональной технологии его переработки. Известно, что твердая фаза илонакопителя по технологическим свойствам распределена в нем по мозаичной структуре, как по площади, так и по его глубине. При этом, в большинстве илонакопителей имеются зоны, содержащие хвосты флотации с зольностью как в пределах 35 – 45 %, так и 45 – 55 %. При селективной выемке хвостов представляется возможным их энергетическое использование без существенных капитальных затрат по нескольким направлениям. Результаты исследований и опыт работы углеобогатительных фабрик позволяют сформулировать следующие основные принципы технологии обогащения угольных шламов:  выделение илистой высокозольной части при сепарации по крупности с использованием высокочастотных грохотов с размером ячеек просеивающей поверхности 0,1…0,2 мм и гидроциклонов с механической разгрузкой зернистой части; при высоком содержании глинистых частиц для улучшения реологических свойств водоугольной суспензии её следует разбавлять технической водой и промывать зернистою часть;  при низкой зольности илистой части последняя подлежит флотации или селективной флокуляции для дополнительного извлечения горючей массы;  при высокой зольности зернистой части необходима её сепарация по плотности с использованием тяжелосредных гидроциклонов, винтовых сепараторов, винтовых шлюзов; предпочтение следует отдавать, прежде всего, наиболее простым и менее энергоемким устройствам, таким как винтовые сепараторы и винтовые шлюзы;  для получения требуемой влажности концентратов и дополнительного удаления из них остатков илистой высокозольной части их желательно обезвоживать в несколько приемов, например, последовательно в гидроциклонах, на грохотах и в центрифугах. Реализация технологии обогащения угольных шламов, основанной на полном использовании изложенных принципов, позволит иметь концентраты зольностью 12…15 % и более с выходом, определяемым зольностью исходного продукта при зольности отходов свыше 70 %. Однако разработка любой технологии извлечения кондиционного топлива из илонакопителей требует предварительных исследований свойств их твердой фазы.

55

На примере исследований отходов флотации илонакопителя ЦОФ «Комендантская», получены следующие результаты. Топографический план илонакопителя представлен на рис. 1. На плане указана сетка бурения, зеркало илонакопителя было разбито на зоны, в каждой зоне бурилось 3 - 6 скважин, точечные пробы отбирались с различных глубин – от 0 до 10,0 м. Результаты исследования проб и расчетов усредненных значений приведены в табл. 1.

Рис. 1 − План бурения илонакопителя ЦОФ «Комендантская» Таблица 1 Характеристика зон илонакопителя Показатели 1. Средняя зольность, % 2. Содержание класса > 0,1 мм 3. Зольность класса > 0,1 мм 4. Расчетный выход концентрата при разделении класса > 0,1 мм по плотности 1800 кг/м3, % ( к классу / к исходному) 5. Расчетная зольность концентрата при разделении по плотности 1800 кг/м3, %

1 48,43 53,05 34,54

№ зоны 2 52,38 16,32 17,85

3 42,39 53,26 28,57

65,18 / 41,31

90,78 / 14,82

86,6 / 43,4

17,37

12,34

22,17

По результатам проведенных анализов можно сделать вывод, что зоной с лучшими показателем по зольности и содержанию класса > 0,1 мм являются зоны № 3 и № 1. В данное время существует ряд предложений о способах разработки илонакопителей.

56

Первый – нерегламентированная выемка шлама, его воздушная просушка и отгрузка потребителям в необогащенном виде. Этот вариант не разрешает проблему полной очистки илонакопителей и экономически неэффективен, так как связан с реализацией весьма низкоценного продукта Второй – строительство технологических комплексов с механизированной выемкой шлама из илонакопителя земснарядом и с обогащением его на компактных установках с винтовыми сепараторами, обезвоживание и отгрузка концентрата на ТЭС. Вариант экономически выгоден при исходной зольности до 60 – 65 %. Недостаток – наличие обводненных высокозольных отходов, возвращаемых в илонакопители. Третий вариант в дополнение ко второму предусматривает не сброс отходов в илонакопитель, а обезвоживание их на ленточных фильт-прессах до состояния, пригодного для складирования в отвалах Для широкомасштабного применения считается неприемлемым первый вариант ввиду его технического несовершенства и бессистемности использования ресурсов топлива, второй вариант не решает проблему утилизации илистой высокозольной части отходов, третий – наиболее рациональный, но связан с потерей горючей части тонкозернистых отходов. Из вышеизложенного следует, что существующие технологические предложения по использованию флотоотходов требуют своего дальнейшего развития, направленного на более эффективное энергетическое использование сырья. Особенно это актуально для коксующихся марок углей. В качестве объектов исследования приняты продукты, складированные в илонакопителях одной углеобогатительной фабрики, перерабатывающей угли марки «Ж». На рис. 2 приведена схема илонакопителя.

Вода

Зона № 1 Зона № 3

Зона № 2

Рис. 2 – Схема илонакопителя углеобогатительной фабрики В табл. 2 приведен ситовый состав сырья и фракционный класса более 0,1 мм илонакопителя из зоны № 1. Анализ показывает, что количество материала крупностью более 0,1 мм, который можно обогатить гравитационными методами, составляет более 30 %.

57

Таблица 2 Ситовый и фракционный составы сырья зоны № 1 Ситовый состав Класс, мм , % 0,5 - 2 11,40 0,1 - 0,5 19,90 0 - 0,1 68,70 Итого 100,00

d

А ,% 31,6 17,5 74.4 58,2

Фракционный состав класса > 0,1 мм Плотность, кг/м3 Аd, % , % - 1400 72,32 3,4 1400 - 1800 5,28 24,5 + 1800 22,40 84,9 Итого 100,00 22,6

Полученные данные свидетельствуют о том, что при идеальном разделении по плотности 1800 кг/м3 может быть получен концентрат в количестве 77,6 % при зольности около 5 % и отходы с зольностью 86,9 %. Было выполнено сравнение двух схем переработки класса > 0,1 мм – с использованием гидросайзера фирмы «STOKES» и винтовых сепараторов. Результаты расчета технологических показателей этих схемах обогащения приведены в табл. 3. Таблица 3 Результаты расчета технологических показателей схем Показатели продуктов Марка угля Зольность концентрата, % Зольность отходов, % Влажность, %

Значения показателей Установка с винтовыми Установка с гидросайзером сепараторами Ж Ж 8,2 7,9 69,4 69,5 10,0 10,0

Результаты расчета свидетельствуют, что технологические показатели процессов обогащения на гидросайзере и на винтовых сепараторах весьма близки. Однако целесообразность применения одного из методов для переработки указанных зон илонакопителя может быть подтверждена только глубоким экономическим анализом. На основании вышеизложенного можно сделать вывод, что применение схем переработки отходов и шламов, складированных в илонакопителях и отстойниках, с целью доизвлечения горючей массы позволит не только получить дополнительное количество топлива для нужд региона, но и улучшить экологическую обстановку в Донбассе. Библиографический список 1. Интернет-ресурс: https://novorosinform.org/337000 2. Шпирт М.Я. и др. Рациональное использование отходов добычи и обогащения углей. М.: Недра – 1990, 222 с.

3. ДСТУ 4082-2002 «Паливо тверде. Ситовий метод визначення гранулометричного складу» - Київ, Держстандарт України – 2002.

4. ДСТУ 3550-97 «Паливо тверде. Визначення та наведення показників фракційного аналізу. Загальні вимоги до апаратури та методики». Київ, Держстандарт України – 1997.

5. ГОСТ 11022-95 «Топливо твердое минеральное. Метод определения зольности». Москва – 1998.

6. Ю.Л. Папушин, О.В. Негреев «Об энергетическом использовании углесодержащих отходов Донбасса» / Сборник тезисов докладов конференций молодых обогатителей Украины, Донецк. 1999.

7. Ю.Л. Папушин, А.Г. Резниченко «Илонакопители - источники бытового и 58

энергетического топлива» / Сборник тезисов докладов конференций молодых обогатителей Украины, Донецк. 2006 8. Г.Г. Пивняк, П.И. Пилов, А.С. Кирнарский, В.В. Кочетов «Вторичные ресурсы твердого топлива Украины», «Збагачення корисних копалин». Науково-технічний збірник, выпуск 1(42), Днепропетровск. 1998.

9. Кафанов А.С. и др. Комплекс оборудования для обогащения шламов в технологических схемах углеобогатительных фабрик / «Збагачення корисних копалин». Науково-технічний збірник, выпуск 17(58), Днепропетровск. 2003.

59

УДК 622.28 ИССЛЕДОВАНИЕ ВЛИЯНИЯ ГОРНО-ТЕХНИЧЕСКИХ ФАКТОРОВ НА ПАРАМЕТРЫ КОНСТРУКЦИИ КРЕПИ ГОРНЫХ ВЫРАБОТОК К.т.н., проф. В.Л. Самойлов, асс. В.Е. Нефёдов, студент Е.А. Бодня, ГОУ ВПО «Донецкий национальный технический университет», г. Донецк Аннотация. Произведены расчёты с целью исследования влияния глубины работ, прочности вмещающих пород и податливости крепи выработки на величину смещений кровли, нагрузки на крепь и плотность её установки. Ключевые слова: методика ВНИМИ, глубина работ, прочность пород, податливость крепи, смещения кровли, нагрузка на крепь, плотность установки крепи. Увеличение глубины работ приводит к ухудшению состояния горных выработок, что сказывается на работе шахты. Это влечёт за собой увеличение затрат на ремонт и поддержание горных выработок, а соответственно на себестоимость 1 т добываемого угля. Поэтому необходимо более тщательно выбирать параметры проведения и крепления горной выработки. Для этого в первую очередь необходимо точно спрогнозировать смещения пород и нагрузку на крепь горной выработки. В настоящее время нормативной методикой определения смещений пород на контуре выработки является, методика ВНИМИ [1]. Поэтому расчёты смещений пород и нагрузки на крепь горной выработки производим по этой методике для горно-геологических условий, характерных для Донбасса. Исследуется выемочный штрек. Мощность пласта m = 1,0 м, глубина работ Н = 800 м, угол падения α = 14. Сечение выработки в свету до осадки Sсв = 15,2 м2, ширина выработки В = 4,75 м, крепление выработки арочная крепь КМП-А5 из СВП27, несущая способность крепи N = 406 кН. Лава отрабатывается обратным ходом, за лавой выработка поддерживается тумбами БЖБТ, выложенными в два ряда, длина выработки lкр = 1300 м. Скорость ведения очистных работ Vоч = 65 м/мес; скорость проведения выработки комбайном Vпр = 110 м/мес. Все расчёты выполняются без учёта дополнительных мероприятий по повышению устойчивости горной выработки при плотности установки крепи 1 рама/м. Расчёт смещений пород кровли выработки производился по формулам табл. 5.25 [2], нагрузка на крепь и плотность её установки определялись по формулам (5.54) и (5.57) [2] для условий одиночного пласта. Нормативная нагрузка принималась для податливой крепи в соответствии с рекомендациями [3]. Расчёт параметров и построение графиков были выполнены в программе Microsoft Excel. При этом по очереди изменялся один фактор (глубина разработки, прочность вмещающих пород, податливость крепи) при постоянных выше указанных горно-геологических условиях. Средние значения результатов расчетов для начала и конца выработки приведены в таблицах 1-3. Таблица 1 Влияние глубины разработки Глубина разработки Н, м.

Параметры крепи

400

600

800

1000

1200

Uк, мм

681

917

1176

1436

1661

Р, кН

393

456

638

893

1087

n, рам/м

1

1,25

1,75

2,25

2,75

60

Таблица 2 Влияние средневзвешенной прочности пород Парамеры крепи Uк, мм Р, кН n, рам/м

40 1176 638 1,75

Средневзвешенная прочность пород (Rс), МПа.

50 60 70 967 848 745 450 425 405 1,25 1,25 1

80 681 388 1 Таблица 3

Влияние податливости крепи Податливость крепи выработки (Δ), мм.

600 800 1000 1176 1214 1246 638 665 676 1,75 1,75 1,75

Параметры крепи Uк, мм Р, кН n, рам/м

Смещения пород кровли, мм.

Из выше приведенных таблиц вытекает, что увеличение глубины разработки на 10% при постоянных других факторах приводит к увеличению смещений пород кровли в среднем на 7,20%, нагрузки на крепь и плотности установки крепи соответственно на 8,83 и 8,75%. Увеличение прочности вмещающих пород на 10% при постоянных других факторах приводит к уменьшению смещений пород кровли в среднем на 4,21%, нагрузки на крепь и плотности установки крепи соответственно на 4,09 и 4,29%. Увеличение податливости крепи на 10% при постоянных других факторах приводит к увеличению смещений пород кровли в среднем на 0,9% и к уменьшению нагрузки на крепь на 0,26%. Плотность установки крепи остается практически постоянной. Зависимости смещений пород кровли, нагрузки на крепь и плотность её установки от глубины работ представлены на рисунках 1 – 3.

1800 1600

Uк=f(H)

1400 1200 1000 800 600 400 200 0 0

200

400

600

800

1000 1200 1400 Глубина работ, H, м.

Рис. 1 – Зависимость смещений пород кровли от глубины работ.

61

Нагрузка на крепь, кПа.

1200 1000

Р=f(H)

800 600 400 200 0 0

200

400

600

800

1000 1200 1400 Глубина работ, H, м.

Плотность установки крепи, рам/м.

Рис. 2 – Зависимость нагрузки на крепь от глубины работ.

3 2,75

n=f(H)

2,5 2,25 2 1,75 1,5 1,25 1 0

200

400

600

800

1000 1200 1400 Глубина работ, H, м.

Рис. 3 – Зависимость плотности установки крепи от глубины работ. Анализ графиков, представленных на рис. 1-3, позволяет сделать вывод, что величина смещений пород кровли выработки почти прямо пропорционально зависит от глубины работ. При увеличении глубины в 3 раза от 400 до 1200 м, смещения кровли увеличиваются в 2,44 раза, нагрузка на крепь увеличивается в 2,77 раза, а количество рам/м выработки увеличивается от 1 до 2,75.

62

Смещения пород кровли, мм.

Зависимости смещений пород кровли, нагрузки на крепь и плотность её установки от прочности пород на контуре горной выработки представлены на рисунках 4 – 6.

1400 1200

Uк=f(Rc)

1000 800 600 400 200 0 0

10

20

30

40

50

60 70 80 90 Прочность пород, МПа.

Нагрузка на крепь, кПа.

Рис. 4 – Зависимость смещений пород кровли от прочности пород на контуре горной выработки.

700

Р=f(Rc)

600 500

400 300 200 100 0 0

10

20

30

40

50

60 70 80 90 Прочность пород, МПа.

Рис. 5 – Зависимость нагрузки на крепь от прочности пород на контуре горной выработки.

63

Плотность установки крепи, рам/м.

2

1,75

n=f(Rc) 1,5

1,25

1 0

10

20

30

40

50

60 70 80 90 Прочность пород, МПа.

Рис. 6 – Зависимость плотности установки крепи от прочности пород на контуре горной выработки.

Смещения пород кровли, мм.

Анализ графиков 4 – 6 показывает, что с увеличением прочности вмещающих пород в 2 раза с 40 до 80 МПа, смещения пород кровли уменьшаются в 1,73 раза, нагрузка на крепь уменьшается в 1,69 раза, что приводит к уменьшению необходимого количества устанавливаемых рам крепи на 1 м. выработки с 1,75 до 1,00 рам/м. Зависимости смещений пород кровли, нагрузки на крепь и плотность её установки от податливости, устанавливаемой крепи горной выработки представлены на рисунках 7 – 9.

1400

Uк=f(Δ) 1200

1000 800

600 400

200 0

0

200

400

600

800 1000 1200 Податливость крепи, мм.

Рис. 7 – Зависимость смещений пород кровли от податливости крепи горной выработки.

64

Нагрузка на крепь, кПа.

800

Р=f(Δ)

700 600 500 400

300 200 100 0 0

200

400

600

800 1000 1200 Податливость крепи, мм.

Плотность установки крепи, рам/м.

Рис. 8 – Зависимость нагрузки на крепь от податливости крепи горной выработки.

2

n=f(Δ) 1,75

1,5

1,25

1

0

200

400

600

800 1000 1200 Податливость крепи, мм.

Рис. 9 – Зависимость плотности установки крепи от податливости крепи горной выработки. На основании анализа графиков, представленных на рисунках 7 – 9, можно сделать вывод, что податливость крепи практически не влияет на смещения пород кровли, нагрузку на крепь и плотность установки крепи. Так, при увеличении податливости крепи с 600 мм до 1000 мм, то есть на 66,7%, смещения пород кровли увеличиваются всего лишь на 5,95%, нагрузка на крепь уменьшается на 1,7%, а количество устанавливаемых рам крепи на 1 м. выработки практически остается постоянной. При указанных горно-геологических условиях можно сделать следующие выводы: 65

1). При прочности вмещающих пород, равной и более 40МПа, и податливости крепи, равной и более 600 мм, обеспечить эксплуатационное состояние штрека можно путем возведения двух рам/м. до глубины разработки, равной 900м. При более слабых породах и большей глубине необходимо применять дополнительные мероприятия по повышению устойчивости выработки.

2). Зависимости смещений пород кровли от глубины разработки, смещений пород кровли от податливости крепи и плотности установки крепи от ее податливости носят практически линейный характер, остальные- нелинейный.

3). Наибольшее влияние на смещения пород кровли, нагрузку на крепь и плотность установки крепи имеет глубина разработки, наименьшее- податливость крепи. Библиографический список 1. Указания по рациональному расположению, охране и поддержанию горных выработок на угольных шахтах СССР: утв. М-вом угол. пром-сти СССР 26.12.84. - 4-е изд., доп. - Ленинград: ВНИМИ, 1986. - 222 с.

2. Методические указания к курсовому проекту по дисциплине «Управление состоянием массива горных пород»: для студентов горного направления всех форм обучения / сост.: В. Л. Самойлов [и др.]. - Донецк: ДонНТУ, 2013. – 140 с.

3. Уніфіковані типові перетини гірничих виробок, закріплених комбінованим арочним кріпленням із взаємозамінного шахтного профілю. Альбом. УТП 101.00174131.0022004. Київ: Міністерство палива та енергетики України,2004.-169с.

66

УДК 622.232 К ВОПРОСУ ОБ ОЦЕНКЕ НАДЕЖНОСТИ ПОДГОТОВИТЕЛЬНЫХ РАБОТ ПРИ РАЗРАБОТКЕ ПОЛОГИХ УГОЛЬНЫХ ПЛАСТОВ Ст. гр. РПМ-15 С.А. Высоцкий, к.т.н., доц. Д.Д. Выговская, к.т.н., доц. Д.Д. Выговский, vygovsky_danil@mail.ru, ГОУ ВПО «Донецкий национальный технический университет», г. Донецк Аннотация. Определены многофакторные зависимости определения надежности подготовительных процессов при проведении горизонтальных и наклонных выработок, критерий надежноcти. Определены зависимости парной корреляции влияния факторов на общую модель определения параметров секции панели. Ключевые слова: угольный пласт, панель, параметры секции, критерии надежности, парные корреляционные зависимости, математические модели. Одним из наиболее эффективных решений по отработке угольного пласта является выбор рационального способа подготовки с учетом его технологической надежности. Вопросу подготовки угольных пластов в последние годы исследователями уделялось недостаточно внимания. Это связано в первую очередь с экономическим спадом в угольной промышленности, зависящим от кризисного состояния страны. Шахты которые имеют перспективу развития ведут в основном подготовительные работы по доработке существующих запасов или подготовку новых глубоких горизонтов в уклонных ступенях. Современная подготовка к разработке угольного пласта полностью зависит от надежности технологических процессов по проведению горных выработок в пределах секции панели или самой панели. Чтобы охватить все возможные варианты этих работ подготовительные выработки были разделены на две группы: горизонтальные – пластовые и полевые, и наклонные – пластовые и полевые. Для определения надежности подготовительных процессов по шахтам ДонецкоМакеевского района были собраны и проанализированы исходные данные по 53 участковым и панельным выработкам (по 29 горизонтальным и 24 наклонным) в течение 4-5 месяцев ведения подготовительных работ в каждой. Анализ экспериментальных данных по этим выработкам показал, что многие шахты ведут подготовительные работы в одну или две смены (шахты им.Абакумова, им.Челюскинцев, Северная и др.) и реже в 3-4 смены (шахты Засядько, "Южно-Донбасская" №1 и №3). К шахтам ведущим подготовительные работы в одну-две смены следует отнести те шахты, которые применяют в основном сплошную систему разработки, т.е. подготовительные выработки проводятся вслед за лавой. Надежности технологических процессов подготовительных работ посвящены работы ученых Воробьева Б.М., Бурчакова А.С., Шибаева Е.В. и др.[1]. Их разработки по данному вопросу актуальны и на сегодняшний день. Так, за параметр надежности была принята зависимость, учитывающая влияние различных показателей, отражающая физический смысл подготовительного процесса, простая и удобная для математических вычислений, указывающая пути устранения узких мест в данном процессе. Определение критерия надежности подготовительных работ (kн.под) проводилось по следующим параметрам: время наработки на отказ (Тн.о), время восстановления отказа (Тв.о), вероятность безотказной работы за период времени t (P(t)) [2]. Под наработкой на отказ понимается среднее время работы между возникшими отказами n

Tн.о   t нi n ,

(1)

i 1

где

tнi – время между отказами, мин; n – количество отказов за период работы.

67

Под восстановлением отказа понимается среднее время ликвидации одного отказа. n

Т в.о   t в.i n ,

(2)

i 1

где tв.i – время, затраченное на ликвидацию отказа, мин. Под вероятностью безотказной работы, понимается то, что в течение требуемого

 



времени работы не будет отказа, а вероятность будет Tн  t нi , то P t нi  P Tн Критерий надежности подготовительных работ определяется из выражения n

k н.под   t нi i 1

n  n    t нi   t вi  .  i1  i 1

 t нi  .

(3)

Такой показатель надежности выражает вероятность того, что технологическая цепочка машин и механизмов, является работоспособной в любой момент времени. Для определения kн.под. были рассчитаны выше названные параметры зависимости (1, 2) и проанализированы существующие простои (отказы). К отказам следует отнести аварии машин и механизмов в самом забое и по всей длине выработки; простои связанные с горно-геологическими условиями и технологией ведения работ в выработке; простои из-за нечеткой организации труда, из-за отсутствия или несвоевременной доставки материалов и элементов крепи. Результаты расчетов надежности критериев по принятым группам выработок приведены в табл.1 Как видно из табл. 1 диапазон изменения kн.под в горизонтальных пластовых выработках изменяется в пределах 18 %, а полевых – 22 %, в наклонных пластовых выработках диапазон kн.под изменяется в пределах 20 %, а полевых – 23 %. Максимальное значение kн.под в группах выработок изменяется от 4 до 7 %. Отсюда видно, что надежность проведения горизонтальных выработок незначительна (7 %), но устойчивее по сравнению с проведением наклонных выработок. Таблица 1 Критерий надежности подготовительных выработок Вид выработок Горизонтальные: – пластовые – полевые Наклонные: – пластовые – полевые

Количество: выработок / месяцев работы 24/111 17/63 7/48 29/151 23/112 6/39

Диапазон изменения kн.под – 0,62 – 0,80 0,67 – 0,89 – 0,56 – 0,76 0,59 – 0,82

Среднее значение kн.под по группе 0,74 – – 0,68 – –

Анализ критерия надежности kн.под доказал, что наиболее высокий результат в той группе выработок, где подготовительные работы ведутся в одну или две смены, т.к. это позволяет сделать более эффективный осмотр и ремонт машин и механизмов в подготовительном забое и по всей выработке, что значительно уменьшает количество их отказов. Скорость проведения таких выработок значительно снизилась, что увеличивает срок подготовки ярусов, секции панели и это является одним из главных недостатков при подготовке угольного пласта к отработке.

68

Структура kн.под показывает, что на надежность подготовительных работ значительно влияют многие горные факторы. Отбор наиболее влияющих факторов проведен на базе одномерного статистического анализа [3]. В эту группу вошли горно-геологические и горнотехнические факторы: S – сечение горной выработки в свету, м2; m – мощность отрабатываемого пласта, м;  – угол падения пласта, град.;  – коэффициент отношения площади угольного забоя к общей площади сечения выработки; H – глубина проведения работ, м; f – коэффициент крепости пород по шкале проф. Протодьяконова; Vп – скорость проведения выработки, м/мес.; lв – длина выработки, м; tсл – срок службы выработки, лет. Установление зависимости влияния основных факторов на критерий надежности подготовительных работ проводилось на базе корреляционного анализа. Влияние факторов определялось по следующим математическим зависимостям: линейная, гиперболическая, параболическая, степенная, логарифмическая и др. Виды парных зависимостей kн.под от основных факторов рассчитывались с учетом технологических особенностей принятых групп проводимых выработок. Так, при определении зависимостей для наклонных пластовых выработок принималась вся группа факторов, а при полевых наклонных выработках (из-за отсутствия угольного пласта) фактор  не учитывался. При проведении горизонтальных пластовых выработок нет влияния фактора , а при полевых – фактора  и  (по указанным выше технологическим условиям). Расчеты по установлению зависимостей влияния основных факторов на надежность подготовительных работ проведены по программе корреляционного анализа "Статистика" на ПЭВМ. Отбор наиболее влияющих зависимостей проводился по корреляционному отношению – r. Результаты расчетов приведены в табл.2. Таблица 2 Уравнения парных корреляционных зависимостей горизонтальных и наклонных выработок Влияющие факторы S m H f Vп  lв tсл S m  H f Vп  tсл lв

Вид зависимости Горизонтальные выработки kн.под=S/(-2,72+1,7S) kн.под=m/(-0,19+1,6m) kн.под=H/(-95,82+1,57H) kн.под=f/(1,24+1,15f) kн.под=Vп/(16,34+1,25Vп) kн.под=/(-0,14+1,75) kн.под=lв/(83,76+1,39lв) kн.под=tсл/(-0,09+1,5tсл) Наклонные выработки kн.под=S/(1,41+1,46S) kн.под=m/(1,18+0,76m) kн.под=/(-0,96+1,7) kн.под=H/(-11,17+1,61H) kн.под=f/(0,76+1,41f) kн.под=Vп/(0,97+1,55Vп) kн.под=/(0,24+1,13) kн.под=tсл/(0,95+1,52tсл) kн.под=lв/(410,48+1,27lв)

r 0,85 0,78 0,83 0,72 0,88 0,80 0,79 0,82 0,72 0,69 0,86 0,75 0,83 0,86 0,76 0,77 0,69

Как видно из анализа корреляционных зависимостей (табл. 3) наибольшее влияние на надежность проведения горизонтальных выработок оказывают следующие факторы: сечение выработок (S); глубина работ (H); скорость проведения выработки (Vп); коэффициент соотношения угольных и породных площадей сечения выработки () – r = 0,8 – 0,88.На надежность проведения наклонных выработок наибольшее влияние оказывают – угол падения (), крепость пород (f) и также скорость проведения выработки (Vп) – r=0,83 – 0,86.

69

Более наглядно направленность действия зависимостей надежности подготовительных работ от наиболее влияющих факторов приведена на рис.1-2. Кн под

Кн под 0,85

0,73

0,80

0,71 0,69

0,75

0,67 0,70 S, м2

0,65 8

10

12

14

16

0,65 7 0,63

f 3

4

5

Рис. 2 − График зависимости надежности подготовительных работ от крепости пород (наклонные выработки)

Рис. 1 − График зависимости надежности подготовительных работ от сечения выработки (горизонтальные выработки)

Определение влияния наиболее весомых факторов на kн.под позволяет установить степень устойчивого уровня подготовки, т.е. определить скорость проведения выработок с заданной технологической надежностью и срок подготовки шахтного поля. Для определения срока подготовки панели или секции необходимо знать величину параметров секции: размер по простиранию (Sс) и количество ярусов по падению (nя), при заданной высоте яруса (Ня=200 м), а также и влияния на них основных факторов технологически отличающихся от выше рассмотренных. Отбор этих факторов произведен по одномерному факторному анализу [4]. Это: m, , H, q – природная газоносность пласта, м3/т.с.д.; kоз – коэффициент концентрации очистных забоев, nоз/1000 т.с.д.; kуст – коэффициент устойчивости боковых пород; kоп – коэффициент, учитывающий выбросоопасность пласта; kпв – коэффициент, учитывающий длину поддержания выработок, км/1000 т.с.д.; lоз – длина очистного забоя, м. Установление зависимостей параметров секции от названных факторов проводилось по выше предложенной программе корреляционного анализа "Статистика". Исходные данные для анализа приняты по 63 работающим пластам (m=1,0 м и более) 21 шахты ДонецкоМакеевского угольного района. Выбор вида зависимости парной корреляции проводился из 16 наиболее принятых математических зависимостей по корреляционному отношению (r). Результаты расчетов сведены в табл. 3 и 4. Таблица 3 Зависимости парной корреляции Sc от основных факторов Влияющие факторы m  q H kоз kуст kпв kоп

Вид зависимости Sc=m/(-0,00003+0,001m) Sc=/(0,0005+0,0007) Sc=q/(0,0004+0,0007q) Sc=H/(0,08+0,0007H) Sc=1251,96+37,08kоз Sc=7,29+2092,44kуст Sc=kпв/(0,000001+0,0007kпв) Sc=kоп/(-0,0003+0,001kоп) 70

r 0,85 0,88 0,78 0,79 0,48 0,69 0,88 0,84

Из анализа табл.3 видно, что на размер секции панели по простиранию (S c) большое влияние оказывают факторы: m, , H, q, kпв и kоп (r=0,78 – 0,88). На величину размера секции по падению (nя) большое влияние (табл. 4) оказывают факторы – m, , q, kоз и kпв (r=0,84 – 0,88). Выявление наиболее весомых факторов влияющих на величину параметров секции позволяет регулировать или прогнозировать эти размеры. Таблица 4 Зависимости парной корреляции nя от основных факторов Влияющие факторы

Вид зависимости

 m q H kоз kуст lоз kпв kоп

nя=/(0,28+0,11) nя=m/(-0,02+0,16m) nя=q/(0,033+0,145q) nя=H/(0,65+0,15H) nя=kоз/(-0,03+0,16kоз) nя=-2,72+9,63kуст nя=lоз/(-0,66+0,15lоз) nя=kпв/(0,002+0,13kпв) nя=kоп/(-0,05+0,19kоп)

r 0,84 0,84 0,84 0,86 0,88 0,58 0,65 0,87 0,74

Используя результаты парных зависимостей (двумерный статистический анализ) были построены многофакторные математические модели надежности подготовительных выработок (kн.под), и размеры секции панели по простиранию (Sс) и падению (nя) – табл.5. Таблица 5 Многофакторные математические модели Вид многофакторной модели

R

0, 03 K нгор   0,17  Н 0,1  Vп0,05  f 0,02  m0, 2  0,17  tсл0,04 .под  0,37  S

0,79

0,31 K ннак   0,13  Н 0,03   0,31  Vп0,11  f 0,1  m0, 2  0, 4  tсл0,05 .под  0,04  S

0,83

-0,63 -0,09 0,12 Sc  0,096  m0,61   0,05  Н 0,02  q 0.01  kоз-0,005  k уст  kоп  kпв

0,85

-0,11 0,37 0,03 nя  0,064  m0, 44   0, 2  Н 0,13  q 0.04  kоз-0,03  k уст  kоп  kпв   0,37 оз

0,76

Как видно из табл. 5 степень достоверности математических моделей достаточно высока и это подтверждается и коэффициентом корреляции (R) равным 0,76 – 0,85. Данные модели действительны для условий шахт Донецко-Макеевского угольного района при следующих диапазонах факторов: m=0,8 – 1,6м; =7 – 190; H=720 – 1280 м; q=5 – 31 м3/т.с.д.; kуст=0,9 – 1,15; kоп=0,9 – 1,1; kпв=0,06 – 0,46; lоз=160 – 250 м; S=8 – 16 м2; f=3 – 14; Vп=20 – 120 м/мес; =0,2 – 0,8; tсл=2 – 18 лет; l=800 – 1500 м). Исходя из того, что массив исходных данных подчиняется закону нормального распределения (с высокой степенью достоверности), то для вычисления можно принимать средние значения факторов [4]. Предложенные математические модели позволяют определять показатель надежности подготавливающих выработок и параметры секции на данный период, а также прогнозировать их при подготовке секции панели в целом. Проведенные выше исследования и расчеты позволяют уточнять определение необходимого времени на подготовку участка шахтного поля секционными панелями и их своевременный ввод в эксплуатацию. Это даст возможность не только поддержать уровень 71

добычи шахты, но и увеличить его, что приведет к повышению технико-экономических показателей и значительного снижения издержек на добычу угля. Библиографический список 1. Воробьев, Б.М. Надежность технологических схем и процессов угольных шахт. [Текст] / Б.М. Воробьев, А.С. Бурчаков, Е.В. Шибаев – М.: "Недра", 1985.

2. Топчиев, А.В. Надежность горных машин и комплексов. [Текст] / А.В. Топчиев, В.Н. Тетопанов и др. – М.: "Недра", 1968.

3. Окунь, Я. Факторный анализ. [Текст] / Я. Окунь – М.: "Статистика", 1974.

4. Выговская, Д.Д. Обоснование параметров подготовки запасов уклонных ступеней глубоких горизонтов. [Текст] / Д.Д. Выговская – Дисс. канд. техн. наук, Донецк, ДонГТУ. 2000 – 158с.

72

УДК 622.25 АНАЛИЗ ВЛИЯНИЯ ТИПА ВЗРЫВЧАТОГО ВЕЩЕСТВА НА ЭФФЕКТИВНОСТЬ ПРОХОДКИ ВЕРТИКАЛЬНЫХ СТВОЛОВ Ст. гр. Ш-15 Д.В. Иванченко, ГОУ ВПО «Донецкий национальный технический университет», г. Донецк Аннотация: выполнен анализ результатов фактического применения 2-х типов взрывчатых веществ (аммонала скального №1 прессованного и аммонита № 6 ЖВ) при проходке двух рядом расположенных вертикальных стволов. Ключевые слова: буровзрывные работы, взрывчатое вещество, работоспособность, шпур, бурение, заряжание, цикл, заходка, темпы, анализ. В настоящее время подавляющее большинство вертикальных стволов шахт и рудников проходится при помощи буровзрывного способа разрушения пород, как более экономичного. Это связано с тем, что стволопроходческие комбайны, обладая большой массой и уникальностью разработок, стоят дорого сами по себе. Кроме того, энергозатраты при комбайновом способе значительно превышают затраты при БВР, поскольку объём механического разрушения пород на полное сечение ствола комбайном в 100 и более раз превышает объём механического разрушения пород при бурении комплекта шпуров по забою для зарядов взрывчатого вещества. На этом основании можно смело утверждать, что в ближайшие годы и десятилетия буровзрывной способ проходки вертикальных стволов будет оставаться основным, а повышению его эффективности следует уделять неослабевающее внимание. В настоящей работе на основании полной базы фактических данных о проходке двух рядом расположенных вертикальных стволов с практически идентичными горногеологическими условиями, но с применением двух разных взрывчатых веществ II класса, был выполнен анализ эффективности применения этих ВВ и сделаны соответствующие выводы, о чём и пойдёт речь ниже. И хотя подобное исследование не ново, но учитывая значительный по объёму изученный статистический материал [1,2,3], представляет определённый интерес. Воздухоподающий ствол №3 (ВПС №3) ПАО «Шахтоуправление «Покровское» диаметром в свету 8,0м был пройден по совмещённой технологической схеме в интервале глубин 43м…855м с июля 2013г. по май 2014г. Пересекаемые породы - алевролиты, аргиллиты, песчаники, известняки, угли крепостью от 1 до 10 по шкале проф. Протодьяконова. Водоприток в ствол при проходке – 3,5…4,0 м3/час. Применяемое взрывчатое вещество – аммонал скальный №1 прессованный в патронах диаметром 45мм. Разработанный и подтверждённый опытным путём паспорт БВР [4] предусматривал бурение 86 основных шпуров длиной 2,5…4,5м (двойной вруб), 4,2м (вспомогательные и оконтуривающие) и 14 коротких шпуров длиной 1,5м для правильного оконтуривания стен вверху заходки (рис.1).

73

Рис.1 − Схемы расположения шпуров при проходке ВПС №3 и ВС №3 ПАО «Шахтоуправление «Покровское». Расположенный на одной с ВПС №3 строительной площадке вентиляционный ствол №3 (ВС №3) того же шахтоуправления диаметром в свету 8,0м был пройден по аналогичной технологии в интервале глубин 74м…902м с октября 2015г. по март 2017г. Пересекаемые породы - те же, что и при проходке ВПС №3. Водоприток немного меньше – 2,5…3,0 м3/час. Взрывчатое вещество применялось другое – аммонит №6 ЖВ в патронах диаметром 36мм, поскольку отсутствовала возможность приобретения аммонала скального №1. Паспорт БВР [3] учитывал меньшую работоспособность аммонита №6 ЖВ и предусматривал бурение 133 основных шпуров длиной 1,5…2,5…4,5м (тройной вруб), 4,2м (вспомогательные и оконтуривающие) и 18 коротких шпуров длиной 1,5м для правильного оконтуривания стен (рис.1). По забою ВПС №3 было произведено 203 цикла БВР со средним подвиганием за цикл (средней заходкой) – 4 м, тогда как по забою ВС №3 было произведено 251 цикл БВР со средней заходкой – 3,3 м. Данные сравнительного анализа результатов всех 454 циклов БВР по двум стволам сведены в табл.1.

74

Таблица 1 Сравнение результатов буровзрывных работ при проходке ВПС №3 и ВС №3 ПАО «ШУ Покровское» № 1 2

4 5 6

Наименование характеристик Диаметр в свету / вчерне Глубина ствола по проекту Глубины, на которых производился анализ БВР (длина участка) Количество циклов БВР Время наблюдений БВР Срок проходки

7

Тип применяемого ВВ

8 9 10

Работоспособность ВВ 360 см3 Диаметр патронов ВВ 36 мм На 1 цикл БВР (средние данные): - количество ВВ 355,2 кг 437,4кг 3 - удельный расход ВВ 1,33 кг/м 1,64 кг/м3 - глубина шпуров (основная) 4,2 м 4,2 м - количество шпуров 100 шпуров 151 шпур - объём бурения 375,6 м шпуров 565,1 м шпуров - фактическая заходка за цикл 4м 3,3 м - фактический коэффициент 0,95 0,79 использования шпуров (КИШ) - фактический расход на 1 м 88,8 кг 132,5 кг - время бурения 4,03 часа 8,07 часов - время заряжания 3,25 часа 4,1 часа Число циклов на 100 м ствола 25 33 Максимально достигнутые темпы 102 м/месяц 72 м/месяц Результаты сравнительного анализа (преимущества аммонала скального №1 прессованного): - по работоспособности ВВ больше в 1,25 раза - по удельному расходу ВВ меньше в 1,23 раза - по объёмам бурения шпуров меньше в 1,5 раза - по фактической заходке за цикл (по больше в 1,21 раза КИШ) - по расходу на 1 м ствола меньше в 1,49 раза - по времени на проведение БВР быстрее в 1,67 раза - по темпам проходки ствола выше в 1,42 раза

3

11 12 13

ВПС №3 8 /9м 985 м 43м – 855м (812м) 203 07.2013-05.2014 11 месяцев Аммонал скальный №1 пресс.

450 см3 45 мм

ВС №3 8/9м 1070 м 74м – 902м (828м) 251 08.2015-03.2017 19 месяцев Аммонит №6 ЖВ

Ещё одним существенным преимуществом аммонала скального №1 перед другими видами ВВ является его плотная спрессованная структура, не позволяющая патронам размокать в обводнённых стволовых шпурах и терять свои первоначальные характеристики.

75

Более высокая стоимость аммонала скального №1 по сравнению другими ВВ (в среднем в 1,5 раза) не приводит к удорожанию проходки ствола, поскольку его фактический расход на 1м ствола меньше в те же 1,5 раза (табл.1). Вывод: применение для проходки вертикальных стволов аммонала скального №1 прессованного в патронах диаметром 45мм более эффективно по сравнению с менее работоспособными ВВ по всем параметрам (табл.1), а достижение более высоких темпов проходки позволяет получить экономический эффект за счёт досрочного пуска готового объекта в эксплуатацию. Библиографический список 1. Исполнительные циклограммы проходки воздухоподающего ствола №3 ПАО «Шахтоуправление «Покровское» (июль 2013г. – май 2014г.) - Донецк: архив кафедры СЗПСиГ ДонНТУ. – 11 с.

2. Исполнительные циклограммы проходки вентиляционного ствола №3 ПАО «Шахтоуправление «Покровское» (август 2015г. – март 2017г.) - Донецк: архив кафедры СЗПСиГ ДонНТУ. – 18 с.

3. Рабочий паспорт БВР при проходке ВПС №3 ПАО «Шахтоуправление «Покровское». - Донецк : архив кафедры СЗПСиГ ДонНТУ. – 4 с.

4. Рабочий паспорт БВР при проходке ВС №3 ПАО «Шахтоуправление «Покровское». - Донецк : архив кафедры СЗПСиГ ДонНТУ. – 4 с.

76

УДК 721.011.12 ИССЛЕДОВАНИЯ ДИНАМИКИ УРОВНЯ ГРУНТОВЫХ ВОД ПРИ ВЫСОТНОЙ ЗАСТРОЙКЕ МИКРОРАЙОНА ЛЕВЕНЦОВСКИЙ В ГОРОДЕ РОСТОВ-НА-ДОНУ Проф. А.Ю.Прокопов, асп. В.С. Ласун, Донской государственный технический университет, г. Ростов-на-Дону, Россия, prokopov72@rambler.ru Левенцовский – один из самых активно развивающихся районов города Ростова-наДону. Начало строительства – 2008 год. Высокие темпы строительства многоэтажных жилых домов приводят к значительному изменению инженерно-геологических условий территорий. Исследования многих авторов показывают, что в условиях городской застройки наблюдаются изменения уровня грунтовых вод, а также физических и физико-механических свойств грунтов основания [1]. На примере микрорайона №5 Левенцовский, на основании данных геотехнического мониторинга динамики изменения уровня грунтовых вод за 20162018 годы, рассмотрено изменение инженерно-геологических условий в связи с интенсивной застройкой и освоением района. Геотехнический мониторинг динамики изменения УГВ на участке микрорайона № 5 проводился с апреля 2016 по ноябрь 2017 г. по скважинам №1,2,3,3а,4,5,6,7; с сентября по ноябрь 2017 г. в скважинах №8-17, а далее с марта 2018 г. по всем вышеперечисленным скважинам. В геоморфологическом отношении исследуемый участок расположен на плиоценовой террасе р. Дон. В геологическом строении участка до глубины 20,0 м принимают участие верхнечетвертичные отложения, представленные суглинками, и плиоценовые отложения, представленные скифскими глинами, перекрытые с поверхности почвенно-растительным слоем [2, 3]. Как показывает опыт строительства района Левенцовский, в результате застройки, нарушения стока поверхностных вод происходит подъем уровня грунтовых вод, и, как следствие, наблюдаются водопритоки воды в котлованы. В начале 2016 года при строительстве первых домов микрорайона №5 Левенцовский установлен факт того, что уровень грунтовых вод заметно повысился по сравнению с 2014 годом, когда были выполнены инженерно-геологических изыскания для строительства данных домов. Величина сезонных колебаний УГВ в данном районе, согласно данным региональной изученности, составляет 1,0-1,5 м. К примеру, в ноябре 2014 г. на площадке проектируемого 21-этажного жилого дома уровень грунтовых вод установился на глубине 4,0 м (абс. отм. 58,10-58,73 м). По данным мониторинга УГВ, в ближайшей к этой площадке наблюдательной скважине №1 по состоянию на 12.04.2016 подземные воды установились на глубине 0,69 м (абс. отм. 61,77 м). Установлено, максимальный подъем уровня грунтовых вод приходится на май-июнь 2016 г, май 2017 г и март 2018 г. В результате обильных осадков, выпадавших в конце мая и начале июня наблюдался подъем УГВ в скважинах и котлованах. Наименьшая глубина залегания грунтовых вод зафиксирована в период с августа по октябрь 2016г и 2017 г. В котлованах застой воды не наблюдался [2]. Значения минимального и максимального уровня грунтовых вод по скважинам №№ 117 показаны в таблице 1 [2]. Таким образом, наблюдается прямая связь между повышением уровня грунтовых вод и количеством выпавших осадков. Однако в большинстве случаев колебания уровня превышают значения в 3 м, а местами 8 м (скв. 5). Следовательно, повышение УГВ зависит как от количества выпавших осадков, так и от техногенного воздействия на геологическую среду.

77

Скважина № (отметка) 1 (62,46м) 2 (60,70м) 3 (60,48м) 3а (60,30м) 4 (54,44м) 5 (55,27м) 6 (48,08м) 7 (57,71м) 8 (52,55м) 9 (52,36м) 10 (57,90м) 11 (55,17м) 12 (62,70м) 13 (64,19м) 14 (52,62м) 15 (55,41м) 16 (57,48м) 17 (60,35м)

Таблица 1 Минимальный и максимальный УГВ по скважинам Минимальный Максимальный Колебания уровень уровень 0,42 (6.06.2016) 2,95 (31.10.2016) 2,53 0,22 (6.06.2016) 3,65 (9.10.2017) 3,43 0,33 (6.06.2016) 3,27 (9.10.2017) 2,94 0,29 (6.06.2016) 3,45 (9.10.2017) 3,16 0,60 (13.03.2018) 3,93 (9.10.2017) 3,33 1,52 (13.03.2018) 9,75 (31.10.2016) 8,23 0,08 (13.03.2018) 3,47 (23.10.2017) 3,39 0,84 (6.06.2016) сухая (глуб. скв.3,4 м) 2,56 0,57 (13.03.2018) 4,82 (21.11.2017) 4,25 0,80 (13.03.2018) 4,33 (9.10.2017) 3,53 0,45 (13.03.2018) 3,57 (9.10.2017) 3,12 0,91 (13.03.2018) 5,30 (28.09.2017) 4,39 1,26 (13.03.2018) 3,50 (28.09.2017) 2,24 0,35 (13.03.2018) 3,25 (5.10.2017) 2,90 0,48 (13.03.2018) 4,96 (16.10.2017) 4,48 0,51 (13.03.2018) 4,17 (21.11.2017) 3,66 0,33 (13.03.2018) 3,67 (9.10.2017) 3,34 0,30 (13.03.2018) 3,81 (5.10.2017) 3,51

Вследствие выпадения обильных осадков, а также при снеготаянии УГВ может достигать дневной поверхности, что становится причиной подтопления и заболачивания площадки. В ходе дальнейшей застройки возможно дальнейшее повышение УГВ в связи с увеличением питания грунтовых вод и ухудшения разгрузки. Таким образом, интенсивная застройка территории с изменением форм рельефа (навалы грунта и строительного мусора), неурегулированный поверхностный сток, асфальтирование территории, откачка и сброс грунтовых вод из котлованов строящихся сооружений, устройство свайных полей оказывают решающее влияние на изменение инженерно-геологических условий. Впоследствии подтопление может привести к сокращению мощности просадочной толщи, вплоть до деградации просадочных свойств грунтов, изменению прочностных свойств грунтов, их несущей способности, вызвать деформации фундаментов и других строительных конструкций зданий [4]. Библиографический список 1. Прокопова М.В., Лукьянова Г.В. О возможных изменениях свойств грунтов при увеличении уровня подземных вод // «Строительство-2011»: Мат. межд. науч.-прак. конф. – Ростов н/Д: Рост. гос. строит. ун-т, 2011. С. 137 – 138.

2. Технический отчет по результатам гидрогеологических изысканий на объекте «Производство геотехнического мониторинга динамики изменения уровня грунтовых вод на объекте: «Комплексная застройка V микрорайона жилого района «Левенцовский», ООО «УК «ДонГИС», 2017.

3. Технический отчет по результатам инженерно-геологических изысканий на объекте «21-этажный многоквартирный жилой дом башенного типа со встроенными помещениями общественного значения на базе изделий г. Ростова-на-Дону, жилой район «Левенцовский», микрорайон №5, корпус 5-17.1» 4. Ласун В.С., Прокопов А.Ю. Изменение свойств и деградация просадочности грунтов в условиях интенсивной многоэтажной застройки // «Научные революции: сущность и роль в развитии науки и техники»: сб. ст. Междунар. науч.-практ. конф., 20 января 2018 г. – Уфа: Аэтерна, 2018. – Ч. 3. – С. 332-335.

78

УДК 622.26:271 ОЦЕНКА ЭФФЕКТИВНОСТИ КОМБИНИРОВАННОЙ СХЕМЫ ВСКРЫТИЯ В УСЛОВИЯХ РЕКОНСТРУКЦИИ ШАХТЫ «СИБИРСКАЯ» К.т.н., доцент А.Н Шкуматов, студ. В.В. Тверезая, студ. М.М Козлов, ГОУ ВПО «Донецкий национальный технический университет», г. Донецк Аннотация. Обоснована актуальность строительства комплекса подземных выработок в разрезе. Описана технология извлечения угля подземным способом из борта разреза при реконструкции ш. «Сибирская». Приведено обоснование целесообразности строительства наклонного туннеля на карьере. Ключевые слова: строительство, подземная выработка, разрез, карьер, экономический эффект В настоящее время в Кузнецком бассейне (РФ) вопрос извлечения полезного ископаемого из бортов разреза приобрел особую актуальность. Запасы угля, которые нельзя извлечь открытым способом, достигают десятков миллионов тонн. Их извлечение возможно подземным способом. Для этого в борту разреза необходимо строить комплекс подземных горных выработок. Примером решения задачи по извлечению угля подземным способом из борта разреза является реконструкция ш. «Сибирская» [1]. Горно-геологические условия разрабатываемых пластов (углы залегания в среднем 15°°, спокойная гипсометрия), принятые схемы вскрытия и подготовки шахтного поля предопределили выбор основного и вспомогательного видов подземного транспорта. Для обеспечения выдачи всей добычи шахты на уровне 1200 тыс.т. горной массы в год проектом предусматривается полная конвейеризация процесса доставки угля от забоя до поверхности. Для этого предусмотрено перекрепить места с недостаточным по площади поперечным сечением для размещения оборудования в полевом уклоне №1 и оборудовать его конвейером. На поверхности необходимо построить конвейерную галерею и склад рядового угля. Расчет эксплуатационной нагрузки на проектируемую конвейерную линию шахты выполнен по программе ИГД им. А.А. Скочинского на два периода: пуск шахты в эксплуатацию и переход горных работ на лежачее крыло. Максимально возможная производительность конвейеров в данных условиях принята в соответствии с их техническими параметрами. Пропускная способность конвейеров удовлетворяет проектируемой мощности шахты. Пуск шахты в эксплуатацию. Транспортирование горной массы вдоль очистного забоя лавы 1306 предусматривается забойным конвейером «Анжера 30». Далее горная масса поступает на перегружатель ПСП 26 и в дробилку ДУ 910, после чего горная масса транспортируется телескопическим ленточным конвейером КЛК-1000 по конвейерному штреку 1306 (500м) до сбойки с параллельным нижележащим вентиляционным штреком 1308. По сбойке горная масса перегружается скребковым конвейером 2СР-70М на ленточный конвейер 2Л1000А, установленный на вентиляционном штреке 1308. Далее конвейером 2Л1000А по конвейерному уклону №2 через заезд, оборудованный конвейером КЛК-1000 горная масса выдается на полевой уклон №1. Конвейером 1Л120-01 полевого уклона №1 уголь выдается на поверхность. Установка ленточного конвейера 2Л1000А на вентиляционном штреке 1308 позволяет организовать транспортирование горной массы, поступающей из очистного забоя 1306, подготовительных забоев 1308бис и затем из очистного забоя 1308бис иметь постоянную конвейерную линию первые два с половиной года работы шахты.

79

Переход горных работ на лежачее крыло. Транспортирование горной массы вдоль очистного забоя лавы 1301 предусматривается забойным конвейером «Анжера 30». Далее горная масса поступает на перегружатель ПСП 26 и в дробилку ДУ 910, после чего горная масса транспортируется ленточным конвейером 2ЛТ1000А по конвейерному штреку 1301, далее конвейером 2Л1000А по конвейерному уклону №3 через заезд, оборудованный конвейером КЛК-1000, выдается на полевой уклон №1. Конвейером 1Л120-01, проложенным в полевом уклоне №1 уголь выдается на поверхность. Схема конвейерного транспорта на период пуска шахты в эксплуатацию представлена на рис.1.

Рис.1 − Схема конвейерного транспорта на период пуска шахты в эксплуатацию Временно, на период восстановления горных выработок бывшей шахты «Кузнецкая», доставку материалов и оборудования с поверхности предусматривается осуществлять подъемной машиной Ц2×1,5, установленной в устье полевого уклона №1; по уклонам и штрекам – лебедками ЛШВ-25. Механизированная перевозка людей на этот период отсутствует.

80

При запуске шахты в эксплуатацию доставка материалов, оборудования и людей производится по центральному путевому бремсбергу пласта Байкаимского и далее по штрекам и уклонам до места назначения с помощью монорельсовых дизелевозов ЛСП70.Д0 фирмы «Ferrit» республики Чехия [2]. Стоянка и заправка дизелевозов проектируется на устье центрального путевого бремсберга. Перевозка людей от АБК шахты до устья путевого бремсберга (3,2 км) осуществляется автотранспортом. Перевозка людей из шахты на поверхность производится на верхней ленте конвейера 1Л120-01, проложенном по полевому уклону №1. Полевой уклон №1 оборудуется монорельсовой дизелевозной дорогой для обслуживания конвейера. Кроме того, по этой дороге возможна перевозка людей при остановленном конвейере. Доставка людей в горные выработки висячего и лежачего крыльев пласта Байкаимского предусматривается дизелевозами по путевому бремсбергу. До путевого бремсберга рабочие доставляются автотранспортом. Доставка людей дизелевозами по путевому уклону №1 возможна только при выключенном конвейере. Строительство подземных горных выработок в борту карьера также обеспечивает попутную добычу полезного ископаемого, снижает затраты на его транспортирование и улучшает условия проветривания карьера (разреза). Это актуально и для Донецкого бассейна. В [3] описан проект строительства наклонного туннеля в борту карьера «Центральный» Докучаевского флюсо-доломитного комбината. При этом суммарные первоначальные инвестиционные вложения на приобретение оборудования предусмотрены в размере 25 млн.руб. Транспортирование горной массы по наклонному туннелю сократит расстояние перевозки с 2,4 км при помощи автосамосвалов БелАЗ-7548 до 0,790 км посредством конвейера. При перевозке полезного ископаемого автосамосвалами БелАЗ удельные затраты составят 5,20 руб/м3 или 3,70 руб/т. При годовом объеме транспортирования 3300 тыс.т затраты составят 12310 тыс.руб. При транспортировании полезного ископаемого конвейером на расстояние 800 м удельные затраты составят 0,20 руб/т, а годовые затраты - 660 тыс.руб. Годовой экономический эффект от применения комбинированной схемы вскрытия карьерного поля составит 11150 тыс.руб или в удельном отношении 3,50 руб/т. Суммарный годовой экономический эффект от применения комбинированной схемы вскрытия и за счет попутной добычи известняка при строительстве наклонного туннеля составит порядка 14 млн.руб, а срок окупаемости инвестиционных вложений - 2,5 года. Библиографический список 1. Технический проект реконструкции ш. «Сибирская». – Кемерово, 2004. – 275 с.

2. Общесоюзные нормы технологического проектирования подземного транспорта горнодобывающих предприятий. ОНТП 1-86. – М.: Минуглепром СССР, 1986.

3. Шкуматов А.Н., Сливинский В.С. Разработка комбинированной схемы вскрытия карьера «Центральный» Докучаевского флюсо-доломитного комбината // Донецк: «Норд-пресс». Совершенствование технологии строительства шахт и подземных сооружений. Сб. научн.трудов, № 17, 2011. - С.160-163.

81

УДК 656.072 АНАЛИЗ ВОЗМОЖНЫХ ПУТЕЙ РАЗВИТИЯ ТРАНСПОРТНЫХ СИСТЕМ ГОРОДОВ К.т.н., доц. М.В. Прокопова, маг. В.Д.Медов, маг. Е.А. Тосунов, маг. А.В. Нестеренко, Ростовский государственный университет путей сообщения, г. Ростов-на-Дону, Россия, sun210872@yandex.ru В 15 городах с числом жителей более 1 млн. человек проживает 30 % населения России. Существующие в крупных городах нашей страны транспортные системы практически исчерпали свои возможности по скорости сообщения и провозным возможностям. Основная цель транспортной системы - обеспечение транспортного обслуживания населения и экономики при минимальных затратах. Этой цели отвечают сбалансированные транспортные системы, которые отвечают социальным потребностям общества, ориентированы на обслуживание населения, экологичны и экономически эффективны. Сбалансированная транспортная система обеспечивает равный доступ населения к мобильности не зависимо от дохода и наличия личного транспорта, возможность четкого планирования длительности поездки, в том числе с использованием нескольких способов передвижения, минимальное воздействие транспорта на окружающую городскую среду, возможность достичь в городской черте любой точки назначения в течение часа, доступность транспортных услуг по стоимости, их безопасность и комфортность. В России городские пассажирские перевозки выполняются всеми видами современного транспорта: автобусы, трамваи, троллейбусы, метрополитен и железнодорожный транспорт. В городах с развитой сетью рек и расположенных в приморских районах, также используется речной транспорт. Объем работы пассажирского транспорта зависит от численности населения, характера расселения жителей, планировочной организации города, взаиморасположения жилых и промышленных зон, условий рельефа. Европейский опыт привлечения существующей инфраструктуры железнодорожного транспорта для решения проблем городской транспортной сети позволяет внедрить его и на территории России. В России в настоящий момент происходит переоценка роли и места пригородных пассажирских перевозок в жизнедеятельности государства. Современная концепция развития железнодорожного транспорта в Российской Федерации начала формироваться в последнее десятилетие 20 века, в период трансформации страны, изменений социально-экономического и политического характера развития российского общества. Благодаря этим изменениям встал вопрос реформирования системы железнодорожного транспорта, в основу которых должны были быть положены новые цели, задачи, принципы деятельности. Активное использование железнодорожного сообщения для внутригородского передвижения населения наблюдается с 2012 года, когда была утверждена «Программа развития внутригородских пассажирских перевозок железнодорожным моторвагонным подвижным составом» Вице президентом ОАО «РЖД» М.П. Акуловым. В данную программу вошли все крупные города с возможностью использования железнодорожное сообщение для внутригородских перевозок пассажиров, в том числе г. Ростов-на-Дону. Железнодорожное сообщение является неотъемлемой частью в организации сообщения в Ростовской агломерации. В последнее время наблюдайся тенденция использования пригородных электропоездов населением города Ростова-на-Дону в том числе для внутригородского сообщения. Внутригородские перевозки являются наиболее значительными по количеству перевезенных пассажиров. В крупных городах транспортный рынок имеет высокую конкуренцию. Среди мотиваций поездок преобладают перемещения к месту работы или учебы, в магазины и по другим личным надобностям. Пригородные 82

перевозки занимают второе место по массовости после внутригородских. Рынок этого вида транспортных услуг представлен железнодорожным, автобусным, а также личным автотранспортом. К целям поездок добавляется значительное количество дачных поездок. Большое влияние на окончательный выбор населением определенного вида транспорта оказывает такой неценовой фактор конкуренции как удобство и надежность расписания, время затраченное пассажиром на поездку. Для населения, совершающего ежедневные поездки в пригородном сообщении на работу и учебу, основным видом транспорта является железнодорожный из-за его высокой провозной способности, надежности и регулярности движения. Велика его социальная роль в перевозках городского населения на дачные участки, к местам массового отдыха. Кроме того, пригородными поездами выполняется и значительная доля внутригородских перевозок. В связи с предложенной концепцией в Ростове-на-Дону разработан проект «Городская электричка» или рельсовый автобус, который предполагает активное использование пригородных поездов в перемещении по городу. Проектом предусмотрено формирование новых маршрутов, обеспечивающих перевозку пассажиров электропоездом, а также включение данного способа перемещения в городскую пассажирскую транспортную систему. Основными целями, достигаемыми при использовании электропоездов (рельсовых автобусов) в черте города, являются: разгрузка улично-дорожной сета, обеспечение мобильности населения близлежащих районов надежным видом транспорта с гарантированным подвозом к местам приложения труда, учебы и отдыха, диверсификация железнодорожных перевозок в социальную жизнь города для обеспечения межрайонных экономических связей. Анализ населенности поездов показал, что 17 % пассажиров используют поезда пригородного сообщения для перемещения в черте города Ростова-на-Дону. Основными крупными пассажирообразующими и пассажиропоглощающими остановочными площадками являются 1337 км, Сельмаш, Рабочий городок, Ростов-Главный и другие. С марта 2016 года ОАО «Северо-Кавказская пригородная пассажирская компания» (ОАО «СКППК») реализует проект «Городская электричка». «Городская электричка» позволяет организовать повседневную перевозку пассажиров между «Спальным» районом Военвед, центром города и крупную промышленную зону – район Сельмаш. При этом стоит отметить привлекательность данного вида транспорта, помимо следования без заторов по расписанию – стоимость проезда составляет 16 руб. За период проведения проект доказал свою эффективность. За время реализации проекта в адрес компании ОАО «Северо-Кавказская пригородная пассажирская компания» поступают обращения пассажиров о работе «Городской электрички», основная часть из них акцентирует внимание на неудобном расписании пригородных поездов для пассажиров, чей рабочий день начинается в 09.00 и заканчивается в 18.00. Действительно, в настоящее время с основных пассажирообразующих направлений данный поезд пользуются популярностью у жителей, чей рабочий и учебный день начинается с 08.00 и заканчивается в 17:00. Анализ пассажиропотока показал, что за время работы городского электропоезда сложился устойчивый пассажиропоток, который использует данный вид сообщения в будние дни для следования преимущественно к местам работы и учебы. Библиографический список 1. Мамаев, Т.Э. Железнодорожный транспорт в мегаполисе как фактор роста и устойчивости социально-экономического развития / Мамаев Т.Э., Ковалева Н.А.// Инженерный вестник Дона.

– 2015. №4, 6 с. Режим доступа: ivdon.ru/ru/magazine/archive/n4p2y2015/3471.

83

УДК 622.831:322 ИССЛЕДОВАНИЕ ПУТЕЙ ПОВЫШЕНИЯ БЕЗОПАСНОСТИ И ЭФФЕКТИВНОСТИ ПРОВЕДЕНИЯ ВЫРАБОТОК ВБЛИЗИ ВЫБРОСООПАСНЫХ ПЕСЧАНИКОВ Науч. сотр. А.Д. Бондаренко, науч. сотр. А.А. Черноговцева, инженер. Л.М. Левченко, МАКНИИ, г.Макеевка Аннотация. На основании анализа горно-экспериментальных исследований и опыта ведения горных работ, разработаны основные положения по применению акустического метода для оценки степени выбросоопасности песчаников и использованию гидрорыхления для исключения опасности возникновения газодинамических явлений. Показана возможность одновременного контроля выбросоопасности угольного пласта и степени выбросоопасности песчаника при ведении горных работ вблизи последнего. Ключевые слова: выбросоопасные песчаники, режим сотрясательного взрывания, безопасное расстояние, расслоение пород, опережающее гидрорыхление, задержка деформаций. Выполненные в 2002–2013 годах специалистами МакНИИ исследования способов безопасного проведения горных выработок в угольных шахтах позволили выделить одно из основных направлений их дальнейшего совершенствования – проведение выработок вблизи выбросоопасных пород [1,2,3,4]. Согласно [2,5] проведение таких выработок осуществляется буровзрывным способом в режиме сотрясательного взрывания (СВ) с расстояния не менее 5 м до выбросоопасных пород, например, песчаника, и в специально отведенное время. В этом случае при взрывных работах руководствуются требованиями подпунктов 10.1.1; 10.1.2; 10.1.3 [4] и 2.10;.2.11; 6.14; 6.15; 6.16; 7,9; 7,10; 8.6; 11,7; 11,8 [5], согласно которым работников шахты выводят из всех опасных зон. Эти требования, с одной стороны, обеспечивают безопасность горнорабочих в случае выброса породы и газа, а с другой – приводят к временной остановке подготовительных забоев или к остановке лав, что нарушает технологический цикл и снижает производительность труда. Нормативное безопасное расстояние до выбросоопасного песчаника – 5 м принято в [2] по аналогии с безопасным расстоянием до выбросоопасных угольных пластов и до 1985 г. научного обоснования не имело. Подготовительные и эксплуатационные выработки проводились по угольному пласту с присечкой боковых пород. При этом вблизи или на контакте с выработкой, иногда в её сечении, располагался песчаник, степень опасности которого необходимо было установить нормативным методом – бурением керновых скважин. Если он оказывался выбросоопасным или степень опасности установить не удавалось, тогда проведение выработки осуществлялось взрывными работами в режиме СВ. Накопленный за 1977-1985 г.г. опыт ведения горных работ показал, что имеется значительное количество случаев проведения выработок на расстоянии менее 5 м от выбросоопасного песчаника без выбросов. Следовательно, расстояние, на котором проводятся подготовительные выработки без СВ, в некоторых случаях, может быть уменьшено при соблюдении условий, обеспечивающих безопасность ведения горных работ. Таким образом, оценка степени выбросоопасности песчаника при проведении горных работ без СВ является актуальной. Цель работы – оценка возможности одновременного контроля выбросоопасности угольного пласта и степени выбросоопасности песчаника при ведении горных работ вблизи последнего. Авторами выполнен анализ результатов теоретических и горно-экспериментальных работ вблизи выбросоопасных песчаников. Теоретические исследования, выполненные за указанный период с использованием критериев устойчивости выработок, позволили установить, что при глубине заложения выработок до 1500 м и ширине до 5 м безопасная мощность предохранительного слоя при 84

наличии песчаника высокой степени выбросоопасности составляет не менее 4 м, средней степени – не менее 3 м, низкой степени – не менее 2 м. В результате взрывных работ на расстоянии 1-2 м от контура выработки возникают динамические напряжения в упругих песчанике в пределах 4-8 МПа, в менее упругом песчаном сланце – 3-5 МПа, в неупругом глинистом – 0,7-2 МПа. Таким образом, с уменьшением упругих свойств пород предохранительного слоя динамические напряжения вблизи контура выработки уменьшаются, а степень их затухания увеличивается. Измеренные напряжения сравнивались с аналогичными зависимостями, полученными теоретическим путем. Сравнение показало, что рассчитанные расстояния, полученные по аналитическим зависимостям, превосходят замеренные почти на 50%. В 1989 г. расстояния, полученные по аналитическим зависимостям, были введены в новую редакцию "Инструкции…"[3,4] и практически оставлены без изменения в СОУ [1]. Однако для выполнения и этих требований, необходимо бурение керновых скважин. Поэтому в шахтах проводились выработки в режиме СВ, и контролировалось расстояние от выработки до песчаника. Обследования шахт Донбасса в 1984-1989 г.г., показали, что из 23 подготовительных выработок, которые проводились на расстоянии менее 5 м от выбросоопасного песчаника, в 7 – выбросы начинались сразу же после появления в сечении выработки выбросоопасного песчаника. В остальных 16 выработках мощность невыбросоопасных пород была не более 5 м, а степень выбросоопасности – различной и выбросы породы и газа при этом не происходили. Оценку влияния отработки угольного пласта на степень выбросоопасности песчаника проводили по результатам акустического метода прогноза при отработке особо выбросоопасного пласта «Смоляниновский» 2-й западной лавы уклонного поля центральной панели (УПЦП) на шахте им. А.А.Скочинского. Угольный пласт имеет простое строение и геологическую мощность 1,33–1,55м. Технические характеристики пласта следующие: уголь марки Гк, природная газоносность пласта 22,2 м3/т.г.м., зольность 7,1%, влажность 2,4%, выход летучих веществ 32,0%, содержание серы 0,91%. Непосредственная кровля пласта, представлена аргиллитом мощностью 2 – 4 м. Основная кровля пласта – алевролит, мощностью 13,35–13,40 м. Далее выбросоопасный песчаник мощностью более 1,3 м. Непосредственная почва пласта – алевролит, мощностью 0,4–0,89 м. Основная почва – выбросоопасный песчаник мощностью 65,85м. Горные работы во 2-й западной лаве УПЦП, включая проведение конвейерного штрека, осуществлялись в следующей последовательности. Вначале выполнялось гидрорыхление пласта и контроль его эффективности. В режиме СВ разрушался забой нижней ниши и угольная часть штрека с частью породы над угольным пластом (0,4 – 0,5 м), а затем с отставанием 8–12 м, штрек расширялся до проектных размеров, при этом взрывные работы в месте расширения осуществляли в обычном режиме. В лаве и при косом заезде в нишу выемку угля производили узкозахватным комбайном 2ГШ-68Б с глубиной захвата 0,6 м после выполнения гидрорыхления в пределах безопасной глубины выемки, устанавливаемой по динамике газовыделения. Прогноз выбросоопасности угольного пласта осуществляли по параметрам акустического сигнала в соответствии с п. 6.3.5 [4]. Геофон размещали в конвейерном штреке на расстоянии 20 – 40 м от забоя лавы. Акустический сигнал обрабатывали во время работы комбайна по всей лаве, в том числе, отдельно на косом заезде. Результаты обработки сигнала, полученного на косом заезде, на участках приближения выбросоопасного песчаника, вскрытия его конвейерным штреком и удаления от него приведены на рисунке. Для анализа степени выбросоопасности песчаника авторами предложено использовать значения частоты максимальной амплитуды спектра и коэффициента выбросоопасности (далее – ), поскольку эти два параметра являются прогностическими. Положение нижней границы толщи песчаника определено по результатам бурения разведочных скважин.

85

а

б

Рис. 1 – Параметры акустического контроля в конвейерном штреке 2-й западной лавы УПЦП, пройденном по алевролитам вблизи выбросоопасного песчаника в кровле и почве пласта h6': а – значения резонансной частоты ; б – значения коэффициента выбросоопасности . В кровле угольного пласта песчаник постепенно приближался к конвейерному штреку, в районе ПК 148-153, обнажался в нём и затем удалялся. Изменение , исходя из теории прогноза по параметрам техногенного акустического сигнала [6], показывает характер развития межслоевых деформаций (расслоений). В частности, повышение соответствует задержке деформаций, зависанию пород кровли, накоплению в них потенциальной энергии. Зоны пониженных значений обусловлены интенсивным развитием межслоевых деформаций, приводящих, в итоге, к обрушению пород основной кровли. Для 2-й западной лавы УПЦП характерен шаг посадки основной кровли 50 м. С такими интервалами чередуются минимумы на графике значений . Значения максимума отражают степень повышения напряжений при зависании пород кровли. Из представленного на рис. б распределения значений следует, что максимальные напряжения в угольном пласте возникли при нахождении забоя в пределах ПК 152-154, в момент, когда толща прочного выбросоопасного песчаника в зависающей части пород кровли угольного пласта максимально приблизилась к нему. Этот интервал при ведении очистных работ представлял особую опасность по внезапным выбросам угля и газа. Для оценки степени выбросоопасности песчаника дополнительно исследовался характер расслоения пород кровли, используя резонансные частоты спектра. На большей части конвейерного штрека резонансные частоты изменяются от 80 до 140 Гц, в среднем –100 Гц. Это указывает на то, что максимальные расслоения находятся на расстоянии от 18 до 31 м выше кровли угольного пласта, в среднем – 25 м. Следовательно, 86

расслоения находятся вблизи кровли выбросоопасного песчаника. Авторами были изучены спектры акустического сигнала: 1) при максимальном значении на ПК 153; 2) после появления песчаника в кровле выработки в зоне обрушения пород кровли лавы на ПК 151; 3) при посадке кровли, когда между выбросоопасным песчаником и угольным пластом расположен демпфирующий слой алевролита. Анализ рисунка показал, что на всех спектрах акустического сигнала присутствует несколько резонансных частот различной амплитуды: 80 – 100 Гц; 160 Гц; 240 Гц; 400 – 500 Гц. Так, максимальная амплитуда акустических колебаний 400 Гц зафиксирована на ПК 153, что свидетельствует о наиболее опасном участке в кровле пласта, при этом расстояние до расслоения уменьшилось до 6,25 м. На ПК 151 на частоте 100 Гц расслоения происходят на расстоянии 25 м от пласта. На ПК 146, ПК 147, ПК156, ПК159+5м на частоте 220 Гц, и соизмеримых с ней по амплитуде, расслоения пород происходит на расстоянии, соответственно: 11,4 м, 15,6 м, 31,2 м и 8,3 м от пласта. Эти расстояния до расслоений значительно больше, чем на наиболее опасном участке. Из приведенных данных следует, что толща пород, включая песчаник, достаточно интенсивно расслаивается, что свидетельствует об отсутствии опасности выбросов песчаника. Опыт проведения многочисленных выработок по особо выбросоопасному угольному пласту ℎ «Смоляниновский» на шахте им. А.А. Скочинского буровзрывным способом после выполнения опережающего гидрорыхления угольного пласта и выполненные эксперименты показали отсутствие выбросов песчаника, расположенного на расстоянии до 2 м в почве угольного пласта. Этот опыт использовали на шахте им. А.Ф. Засядько. Ранее, на шахте, при проведении выработок смешанным забоем буровзрывным способом вблизи выбросоопасного песчаника, который залегал в кровле выработки на расстоянии до 2 м от угольного пласта, произошли более 70 выбросов породы и газа. При этом выбросы породы и газа с наибольшей интенсивностью происходили, когда песчаник находился в сечении выработки, на расстоянии менее 2 м от угольного пласта и по нему велись взрывные работы в режиме СВ. После применения опережающего гидрорыхления угольного пласта и ведения взрывных работ в режиме СВ, выбросы породы и газа из песчаника, залегающего в кровли пласта, не происходили. После проведения дополнительных исследований и получения их положительных результатов в [5] могут быть внесены изменения в части отмены режима СВ при ведении горных работ вблизи выбросоопасных песчаников. Выводы: 1) Проведенные исследования показывают, что степень выбросоопасности песчаника вблизи проводимой выработки можно контролировать с помощью акустического метода одновременно с контролем выбросоопасности угольного пласта.

2) Взрывные работы в режиме СВ по выбросоопасным песчаникам и в лавах по угольному пласту не приводили к выбросам песчаника при опережающем гидрорыхлении, контроле его эффективности и выемке угля в пределах безопасной глубины.

3) Безопасные расстояния до песчаника любой степени выбросоопасности в почве и кровле выработок можно уменьшить при условии выполнения опережающего гидрорыхления угольного пласта. Библиографический список: 1. Прогноз и предотвращение выбросов песчаников на глубоких шахтах: СОУ-П 05.1.00174088.033-2012. – [Офиц. изд.]. – Киев: Минэнергоуголь Украины, 2013. – 29 с.

2. Инструкция по безопасному ведению горных работ на пластах, склонных к внезапным выбросам угля, породы и газа. – М.: Недра, 1977. – 159 с.

87

ОГЛАВЛЕНИЕ 1. ОПЫТ

3

2.

6

3.

4.

5.

6.

7.

8.

9.

10.

ИСПОЛЬЗОВАНИЯ ИНФОРМАЦИОННЫХ МОДЕЛЕЙ СООРУЖЕНИЙ ПРИ ПРОЕКТИРОВАНИИ ОБЪЕКТОВ ТРАНСПОРТНОЙ ИНФРАСТРУКТУРЫ Асс. Я.С. Рубцова, маг. В.А. Михайлов, маг. Б.А. Клюшник, студ. Д.С. Иванченко, Ростовский государственный университет путей сообщения, г. Ростов-на-Дону, Россия, sun210872@yandex.ru ИССЛЕДОВАНИЕ ВЛИЯНИЯ ПОДАТЛИВОСТИ АРОЧНОЙ МЕТАЛЛИЧЕСКОЙ КРЕПИ НА ЭФФЕКТИВНОСТЬ ЭКСПЛУАТАЦИИ ВЫРАБОТКИ К.т.н., проф. В.Л. Самойлов, студ. И.А. Николаев, ГОУ ВПО «Донецкий национальный технический университет», г. Донецк РАЗРАБОТКА КОНСТРУКЦИИ ДЛЯ КРЕПЛЕНИЯ ТЕХНОЛОГИЧЕСКИХ ТРУБ ПРИ ПРОХОДКЕ ВЕРТИКАЛЬНОГО СТВОЛА К.т.н., доцент Ю.А. Пшеничный, ст. гр. Ш-15 В.В. Уманский, ГОУ ВПО «Донецкий национальный технический университет», г. Донецк АНАЛИЗ ВОЗМОЖНЫХ ПУТЕЙ ПОВЫШЕНИЯ ЭФФЕКТИВНОСТИ КОНТУРНОГО ВЗРЫВАНИЯ ПРИ ПРОВЕДЕНИИ ВЫРАБОТОК К.т.н., доцент С.В. Кононыхин, инженер И.М. Корниенко, учащийся МОУ Лицей №124 О.Е. Ляхов, ГОУ ВПО «Донецкий национальный технический университет», г. Донецк АНАЛИЗ РЕГИОНАЛЬНЫХ ОСОБЕННОСТЕЙ, ОПРЕДЕЛЯЮЩИХ АРХИТЕКТУРНОЕ ФОРМИРОВАНИЕ ЦХОД ПРИ РЕНОВАЦИИ ПРЕДПРИЯТИЙ УГОЛЬНОЙ ПРОМЫШЛЕННОСТИ Магистрант А.П. Коломиец, к. арх. н. Д.А. Джерелей, ГОУ ВПО «Донбасская национальная академия строительства и архитектуры», кафедра «Архитектурное проектирование и дизайн архитектурной среды» К ВОПРОСУ О ВЛИЯНИИ СПОСОБА ЦЕМЕНТАЦИИ ВОДОНОСНЫХ ПОРОД, ВМЕЩАЮЩИХ ВЕРТИКАЛЬНЫЙ СТВОЛ, НА ТЕХНИКОЭКОНОМИЧЕСКИЕ ПОКАЗАТЕЛИ ЕГО ПРОХОДКИ К.т.н., доцент Ю.А. Пшеничный, ст.гр. Ш-15 В.Д. Бурба, ГОУ ВПО «Донецкий национальный технический университет», г. Донецк К ВОПРОСУ ОБ ОЦЕНКЕ ЭФФЕКТИВНОСТИ МАТЕМАТИЧЕСКОЙ МОДЕЛИ НАПРЯЖЕННОГО СОСТОЯНИЯ ШАХТНОЙ ВЗРЫВОУСТОЙЧИВОЙ ПЕРЕМЫЧКИ Зав. отделом (НИИГД «Респиратор») Г.И. Пефтибай, к.т.н., доц. И.Ф. Марийчук, ст.гр. Шск-15 Д.А. Мозалевский, асс. В.В Глебко, ГОУ ВПО «Донецкий национальный технический университет», г. Донецк ВОЗМОЖНЫЕ ПУТИ УМЕНЬШЕНИЯ ЗАТРАТ НА ЛИКВИДАЦИЮ ПРЕДПРИЯТИЙ УГОЛЬНОЙ ПРОМЫШЛЕННОСТИ Студ. гр. УА-15 А.И. Гринченко, ст.преп. Е.Е. Головнева, ГОУВПО «Донецкий национальный технический университет», г. Донецк К ВОПРОСУ ОБ ЭФФЕКТИВНОСТИ ИЛОНАКОПИТЕЛЕЙ КАК ИСТОЧНИКОВ ВТОРИЧНОГО СЫРЬЯ ДЛЯ ПОЛУЧЕНИЯ ЭНЕРГЕТИЧЕСКОГО ТОПЛИВА Ст. преп. Н.А. Звягинцева, к.т.н. В.Г. Науменко, студ. К.В. Ясюченя, ГОУ ВПО «Донецкий национальный технический университет», г. Донецк ИССЛЕДОВАНИЕ ВЛИЯНИЯ ГОРНО-ТЕХНИЧЕСКИХ ФАКТОРОВ НА ПАРАМЕТРЫ КОНСТРУКЦИИ КРЕПИ ГОРНЫХ ВЫРАБОТОК К.т.н., проф. В.Л. Самойлов, асс. В.Е. Нефёдов, студент Е.А. Бодня, ГОУ ВПО «Донецкий национальный технический университет», г. Донецк 88

23

28

33

38

43

48

55

60

11. К

67

12.

73

13.

14.

15.

16.

ВОПРОСУ ОБ ОЦЕНКЕ НАДЕЖНОСТИ ПОДГОТОВИТЕЛЬНЫХ РАБОТ ПРИ РАЗРАБОТКЕ ПОЛОГИХ УГОЛЬНЫХ ПЛАСТОВ Ст. гр. РПМ-15 С.А. Высоцкий, к.т.н., доц. Д.Д. Выговская, к.т.н., доц. Д.Д. Выговский, vygovsky_danil@mail.ru, ГОУ ВПО «Донецкий национальный технический университет», г. Донецк АНАЛИЗ ВЛИЯНИЯ ТИПА ВЗРЫВЧАТОГО ВЕЩЕСТВА НА ЭФФЕКТИВНОСТЬ ПРОХОДКИ ВЕРТИКАЛЬНЫХ СТВОЛОВ Ст. гр. Ш-15 Д.В. Иванченко, ГОУ ВПО «Донецкий национальный технический университет», г. Донецк ИССЛЕДОВАНИЯ ДИНАМИКИ УРОВНЯ ГРУНТОВЫХ ВОД ПРИ ВЫСОТНОЙ ЗАСТРОЙКЕ МИКРОРАЙОНА ЛЕВЕНЦОВСКИЙ В ГОРОДЕ РОСТОВ-НА-ДОНУ Проф. А.Ю.Прокопов, асп. В.С. Ласун, Донской государственный технический университет, г. Ростов-на-Дону, Россия, prokopov72@rambler.ru ОЦЕНКА ЭФФЕКТИВНОСТИ КОМБИНИРОВАННОЙ СХЕМЫ ВСКРЫТИЯ В УСЛОВИЯХ РЕКОНСТРУКЦИИ ШАХТЫ «СИБИРСКАЯ» К.т.н., доцент А.Н Шкуматов, студ. В.В. Тверезая, студ. М.М Козлов, ГОУ ВПО «Донецкий национальный технический университет», г. Донецк АНАЛИЗ ВОЗМОЖНЫХ ПУТЕЙ РАЗВИТИЯ ТРАНСПОРТНЫХ СИСТЕМ ГОРОДОВ К.т.н., доц. М.В. Прокопова, маг. В.Д.Медов, маг. Е.А. Тосунов, маг. А.В. Нестеренко, Ростовский государственный университет путей сообщения, г. Ростов-на-Дону, Россия, sun210872@yandex.ru ИССЛЕДОВАНИЕ ПУТЕЙ ПОВЫШЕНИЯ БЕЗОПАСНОСТИ И ЭФФЕКТИВНОСТИ ПРОВЕДЕНИЯ ВЫРАБОТОК ВБЛИЗИ ВЫБРОСООПАСНЫХ ПЕСЧАНИКОВ Науч. сотр. А.Д. Бондаренко, науч. сотр. А.А. Черноговцева, инженер. Л.М. Левченко, МАКНИИ, г.Макеевка

89

77

79

82

84