Инновационные технологии разработки месторождений полезных ископаемых. Выпуск №5 by Донецкий политехник (Донецкий национальный технический университет)

ДОНЕЦКАЯ НАРОДНАЯ РЕСПУБЛИКА МИНИСТЕРСТВО ОБРАЗОВАНИЯ И НАУКИ ГОУВПО «ДОНЕЦКИЙ НАЦИОНАЛЬНЫЙ ТЕХНИЧЕСКИЙ УНИВЕРСИТЕТ» ФГБОУ ВО «ТУЛЬСКИЙ ГОСУДАРСТВЕННЫЙ УНИВЕРСИТЕТ» КАРАГАНДИНСКИЙ ГОСУДАРСТВЕННЫЙ ТЕХНИЧЕСКИЙ УНИВЕРСИТЕТ ГОУ ВПО ЛНР «ЛУГАНСКИЙ НАЦИОНАЛЬНЫЙ УНИВЕРСИТЕТ ИМ. ВЛАДИМИРА ДАЛЯ» ГОУ ВПО ЛНР «ДОНБАССКИЙ ГОСУДАРСТВЕННЫЙ ТЕХНИЧЕСКИЙ УНИВЕРСИТЕТ»

Горный факультет Кафедра «Разработка месторождений полезных ископаемых»

СБОРНИК НАУЧНЫХ ТРУДОВ кафедры разработки месторождений полезных ископаемых

№5 (2019)

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

130

–летнему юбилею профессора

�Гойхманаа ГГерца �Израилевичаа г. Донецк, 23 мая 2019 г.

УДК 622.001.76 (082) И 66 Инновационные технологии разработки месторождений полезных ископаемых: сб. науч. труд. Вып. 5. / редкол.: Н. Н. Касьян [и др.]. – Донецк, ДонНТУ: 2019. – 329 с. Представлены материалы научно-исследовательских работ студентов, аспирантов и молодых ученых, которые обсуждались на международной научнопрактической конференции «Инновационные технологии разработки месторождений полезных ископаемых», посвященной 130-летнему юбилею профессора Гойхмана Герца Израилевича, в рамках проведения V-го международного научного форума «Инновационные перспективы Донбасса: инфраструктурное и социально-экономическое развитие» Донецкой Народной Республики. Представленные материалы отражают широкий диапазон научных исследований по актуальным проблемам в области геотехнологии, геомеханики, геоинформатики и экологии при разработке месторождений полезных ископаемых. Сборник предназначен для научных и инженерно-технических работников угольной промышленности, ученых, преподавателей, аспирантов и студентов горных специальностей. Организатор конференции – кафедра «Разработка месторождений полезных ископаемых» (РМПИ) Горного факультета ГОУВПО «ДОННТУ». Соорганизаторы конференции: Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего образования «Тульский государственный университет» (г. Тула, РФ); Карагандинский государственный технический университет (г. Караганда, Республика Казахстан); Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования Луганской Народной Республики «Луганский национальный университет имени Владимира Даля» (г. Луганск, ЛНР). Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования Луганской Народной Республики «Донбасский государственный технический университет» (г. Алчевск, ЛНР). Конференция проведена на базе Государственного образовательного учреждения высшего профессионального образования «Донецкий национальный технический университет» (г. Донецк) 23 мая 2019 г.

Организационный комитет: Касьян Николай Николаевич – председатель конференции, д-р техн. наук, профессор, заведующий кафедрой РМПИ; Петренко Юрий Анатольевич – зам. председателя конференции, д-р техн. наук, профессор, профессор кафедры РМПИ; Касьяненко Андрей Леонидович – секретарь конференции, канд. техн. наук, доцент кафедры РМПИ. Члены организационного комитета: Новиков Александр Олегович – д-р техн. наук, профессор, профессор кафедры разработки месторождений полезных ископаемых; Стрельников Вадим Иванович – канд. техн. наук, доцент, профессор кафедры разработки месторождений полезных ископаемых; Шестопалов Иван Николаевич – канд. техн. наук, доцент, доцент кафедры разработки месторождений полезных ископаемых. Редакционная коллегия: Касьян Н. Н. – д-р техн. наук, проф., зав. кафедры разработки месторождений полезных ископаемых ГОУВПО «ДОННТУ»; Петренко Ю. А. – д-р техн. наук, проф., профессор кафедры разработки месторождений полезных ископаемых ГОУВПО «ДОННТУ»; Новиков А. О. – д-р техн. наук, проф., профессор кафедры разработки месторождений полезных ископаемых ГОУВПО «ДОННТУ»; Саммаль А. С. – д-р техн. наук, проф., профессор кафедры механики материалов ФГБОУ ВО «Тульский государственный университет»; Рябичев В. Д. – д-р техн. наук, проф., ректор ГОУ ВПО ЛНР «Луганский национальный университет имени Владимира Даля»; Хуанган Нурбол – доктор Ph.D., заведующий кафедрой промышленного транспорта Карагандинского государственного технического университета; Леонов А. А. – канд. техн. наук, доц., доцент кафедры разработки месторождений полезных ископаемых ГОУ ВПО ЛНР «Донбасский государственный технический университет»; Стрельников В. И. – канд. техн. наук, проф., профессор кафедры разработки месторождений полезных ископаемых ГОУВПО «ДОННТУ»; Шестопалов И. Н. – канд. техн. наук, доц., доцент кафедры разработки месторождений полезных ископаемых ГОУВПО «ДОННТУ»; Касьяненко А. Л. – канд. техн. наук, доцент кафедры разработки месторождений полезных ископаемых ГОУВПО «ДОННТУ». Компьютерная верстка: Моисеенко Л. Н., ведущий инженер кафедры разработки месторождений полезных ископаемых ГОУВПО «ДОННТУ».

Статьи публикуются в авторской редакции, ответственность за научное качество материала возлагается на авторов. Точки зрения авторов публикаций могут не совпадать с точкой зрения редколлегии.

Контактный адрес: Донецкая Народная Республика, г. Донецк, ул. Артема, 58, Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования «Донецкий национальный технический университет», 9-й учебный корпус, Горный факультет, кафедра «Разработка месторождений полезных ископаемых», каб. 9.505, тел.: +3(8062) 300-24-75, 301-09-29. E-mail: rpm@mine.donntu.org WWW: http://krmpi.gf.donntu.org

ГОЙХМАН ГЕРЦ ИЗРАИЛЕВИЧ — ВЫДАЮЩИЙСЯ ГОРНЫЙ ИНЖЕНЕР И ИЗВЕСТНЫЙ УЧЕНЫЙ

ГОЙХМАН Герц Израилевич Доктор технических наук, профессор, заведующий кафедрой РМПИ в 1941-1954 гг.

29 апреля 2019 года исполнилось 130 лет со дня рождения Гойхмана Герца Израилевича, талантливого горного инженера и ученого, заведующего кафедрой «Разработка месторождений полезных ископаемых» Донецкого индустриального института с 1941 по 1954 гг. Герц Израилевич родился в мещанской семье в городе МогилёвПодольский Подольской губернии. Родители: отец, Израиль Гойхман, служил коммивояжером, а затем служащим в частной страховой компании; мать, Раиса Гойхман, занималась детьми и домашним

хозяйством. Герц был вторым ребёнком в семье. Всего детей было четверо. В 1902 году окончил с отличием Могилёво-Подольское Начальное училище. В 1909 году окончил с золотой медалью Могилёв-Подольское Коммерческое училище. Затем в его жизне судьба распорядилась так, что ему не удалось осуществить свою мечту и поступить в Харьковский политехнический институт, но в тот же год он успешно поступил в Екатеринославский Горный институт. Горное искусство пришлось ему по душе, он учился только на отлично и окончил институт в 1914 году с шестью похвальными листами. За проекты по горному искусству и горнозаводской механике был удостоен двумя похвальными отзывами Совета Профсоюзов. При этом в студенческие годы Г. И. Гойхман жил самостоятельно, обеспечивал себя исключительно собственными заработками, а именно: давал частные уроки, выполнял чертежи, работал в свободное от учебы время на шахтах. После окончания Вуза, с 1914 года, работал в должности заведующего вентиляцией шахты №5 на ОрловскоЕленовских копях Алмазного района Донбасса, с 1916 года – заведующим шахтой №5, а затем – в 1917–1918 гг. – заведующим шахтой № 1-бис. С 1918 по 1920 гг. работал управляющим рудником Донецкого горного общества в городе Чистяково. С 1920 по 1921 год Герц был помощником главного инженера районного управления ЦПКП, там же в Чистяково, а с 1921 по 1922 год – управляющим рудником. С 1922 до 1925 год работал главным инженером Давыдовского рудоуправления. С 1925 по 1926 год работал главным инженером Бело-КалитвинГойхман Герц Израилевич ского рудоуправления в горопосле окончания обучения в де Белая Калитва Ростовской Екатеринославском Горном институте области. С 1926 по 1928 гг. работал главным инженером

Первомайского рудоуправления в городе Варварополье (сейчас это станция Первомайск в Луганской области), где занимался изучением и исследованием ряда специальных вопросов по механизации процессов добычи угля, качеству топлива, организации производства и совершенствованию системы разработки угольных месторождений. За 1923–1928 годы в журналах было напечатано свыше 25 его работ по актуальным вопросам техники и организации добычи угля в Донбассе. В 1928 г. был переведен в Харьков, где работал заведующим бюро рационализации треста «Донуголь». В 1929 г. работал в Москве директором треста «Шахтострой». С 1930 по 1931 год работал в правлении треста «Союзуголь» в Харькове, а затем – техническим директором треста «Углеобогащение». В конце 1932 года был переведен в г. Горловку Сталинской области на работу техническим директором треста «Артёмуголь». С 1933 г. работал заместителем директора Харьковского угольного института. В 1936 году в Москве Гойхман Г. И. защитил докторскую диссертацию. В период репрессий, в 1937 году, в газете «Индустрия» была опубликована статья, в которой Гойхмана Г. И. обвинили в некомпетентности и окрестили «певцом капиталистической концентрации производства» за его несогласие с лозунгом «достичь результата любой ценой». Основой политических обвинений было то, что он вопросы «какой-то» экономики ставил выше «энтузиазма масс». После ее выхода ВАК (Высшая аттестационная комиссия) отменила своё решение о присвоении Гойхману Г. И. степени «Доктор технических наук». За 1930–1938 годы Гойхман Г. И. опубликовал более 35 печатный работ, в том числе монографию «Система разработки углей Донбасса». С 1938 года он навсегда связал свою судьбу с ДПИ. В дни Великой Отечественной войны Г. И. Гойхман принимает участие в организации эвакуировавшегося в Кузбасс ДПИ, руководит кафедрой разработки пластовых месторождений. Среди научных работ, выполненных Г. И. Гойхманом в эти годы, следует отметить большую работу «Увеличение ресурсов шахт Кузбасса». По возвращении Донецкого индустриального института в Донбасс Г. И. Гойхман до конца своей жизни возглавлял кафедру «Разработка пластовых месторождений полезных ископаемых», совмещая педагогическую работу с научно-исследовательской в Донецком научно-исследовательском угольном институте и поддерживая самую тесную связь с производством, работая постоянным консультантом комбината «Донецкуголь» и проводя большую общественную работу. За эти годы он публикует ряд статей в журнале «Уголь», издает книгу «Разбор систем разработки угольных месторождений Донецкого бассейна» (1950 г.), а в соавторстве с Липковичем С. М. — «Задачник по разработке пластовых угольных месторождений».

Смерть застала его за подготовкой книги по вопросам ликвидации ступенчатых уклонов (22 мая 1954 года). За свою жизнь Г. И. Гойхман воспитал многочисленные кадры инженеров и научных работников. Его долголетняя и плодотворная работа на производстве и в научных учреждениях была отмечена правительственными наградами. Решением Высшей аттестационной Комиссии Всесоюзного Комитета по Делам Высшей Школы при Совете Народных Комиссаров СССР от 10.11.45 г. он был утверждён в учёном звании профессора по кафедре «Разработка пластовых месторождений». Приказом Министерства высшего образования СССР от 25.12.47 г. №1900 Герцу Гойхману было присвоено персональное звание Горного генерального директора III ранга, которое присваивалось тогда только высшему руководящему и инженернотехническому составу угольной промышленности. Указом президиума Верховного Совета СССР от 6 июня 1945 года за доблестный и самоотверженный труд в период Великой Отечественной войны Герц Израйлевич был награждён медалью «За доблестный труд в Великой Отечественной войне 1941–1945 гг.». Медаль была вручена ему 30 мая 1946 года в Сталино. 24 апреля 1948 года Герц Израилевич Указом Президиума Верховного Совета СССР за заслуги перед угольной отраслью был награждён Орденом Трудового Красного Знамени. Ему был вручён орден № 46171. Указом Президиума Верховного Совета СССР от 4 сентября 1948 года Герц Израйлевич за долголетнюю и безупречную работу в угольной промышленности был награждён орденом Ленина. Ему был вручён орден № 74911. Сергеев Евгений Викторович (внук Гойхмана Г.И.)

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

УДК 622. 831 MINING RESEARCH AND MODELING GEOMECHANICAL PROCESSES Antypov I. V., Dr., Prof. (Donetsk Academy of Management and Public Service under the Head of the Donetsk People's Republic) The results of analytical and experimental studies of rock pressure in the longwalls of coal mines are presented. As a result of mine researches new features of interaction of the mechanized support and direct roof are established. This makes it possible to improve the existing mechanized supports and develop fundamentally new ones based on new principles of elements interaction in the "support – rocks" system. Keywords: mine, powered support, longwall, roof, rock pressure.

1. INTRODUCTION Donbass is a large industrial region for which the problems of coal industry development are very relevant. Proven coal reserves in Ukraine at the end of 2013 were estimated at 33 873 million tons (Statistical Review of World Energy 2014 [1]), of which more than 12 billion tons are now in the depths of the territory of the Donetsk People's Republic. The coal industry, as the basic industry, determines the economic well-being of not only individual enterprises, but also the entire economy of the Donetsk People's Republic. Rock mass geomechanical processes during working very thin seams, in particular, by ripping, have some peculiarities in comparison with same processes of thick seams [2]. The investigation of these features and determination of the geomechanical processes relationship makes possible not only to improve the extant powered supports, but to design the fundamentally new ones [3]. 2. PROBLEMS, METHODS AND OBJECTS OF INVESTIGATION The problems of investigation are the following: – to define the average rate, acceleration and absolute quantity of roof-lowering in the longwall; – to determine the average setting load and operating resistance of legs (kH) and powered support units (kH/m2);

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

– to establish the geomechanical processes relationship in rock mass according to coal winning and support setting technology; – to verify in practice the hypothesis about a stepwise and sshaped of roof-lowering in the longwall. The full-scale observation of rock mass during working coal seam is the main method of geomechanical processes studying. Such investigations are carried out immediately in face area visually or by using special instruments. The geomechanical processes would be better to study by both methods. The Methodology of comprehensive research in operating mines of the Donetsk Coal Basin is an outcome of a joint effort by the Donetsk National Technical University of Ministry of education and science of Donetsk People's Republic, Republican Scientific-research and Design Institute of Mining Geology, Geomechanics, Geophysics and Surveying with participation of the Donetsk Academy of Management and Public Service under the Head of the Donetsk People's Republic experts. The Methodology seeks to explore salient features of support enclosing rock interaction and to determine the geomechanical processes general rules during mining systems working of the coal seams. 3. MINING AND GEOLOGICAL CONDITIONS, OPERATIONAL PROCEDURE FOR STUDYING The comprehensive research was carried out in longwall of the l4 seam at the A.F. Zasyadko mine. The useful seam thickness ranges from 1,2 to 1,8 m and varies within 1,6 m. The seam angle of dip is 10-11°, coal density is 1330 kg/m3 and coal resistance of cutting is 250 kN/m. The immediate roof with the thickness from 0,1 to 3,0 m is classified by DonUGI classification as B2-3 category (roof stability average). The main roof consists of predominantly tough rocks and is classified as A2 category (roof cavability average). The useful capacity of the formation varies from 1.7 to 2.0 m, averaging 1.8 m. the Angle of incidence of the formation – 10–180, the volume weight of coal – 1330 kg/m3 and the resistance of coal to cutting – 250 kN/m. the Direct roof of the formation with a capacity of 0.1 to 3.0 m according to the classification of the Donugi belongs to the category B3 (medium stability). The main roof consists of hard sandstones and is classified by category A2 (medium-destroyed).

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

Mining method is longwall of the length 220 m with roof caving. The longwall is equipped by 2MKD90 mining system. The system includes coal-plough machine, chain conveyor and powered support. The measure station was built up at the longwall face on the powered support unit for instrumental and visual investigations. Manometers (MP-3 type) were set up at four legs of the unit. Rooflowering was indicated by SUI-2 special legs and ICD-0,01 (indicator clockwork drive) with the 0,01 mm precision (pic. 1).

Pic. 1. Scheme of equipment placement at the measuring station in longwall

The meters indications were registered by recording device continuously. The useful and extracting thickness of the seam was measured by measuring reel one time per production shift. The duty operator noted the distance from longwall face to the first contact of cantilever roof bar and hanging wall, as well as the thickness of rock cushion upon canopy every advancing of the powered support unit. Roof

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

rock condition (rock jointing, fractures, cleats etc.), as well as space of roof stability in waste were observed visually and made photos. The duty observer supervised duration of working process and fixed chronometer readings every 5 minutes. The first measure station was built up at the 5 meters distance from the longwall end. The examinations continued 2 production shifts. After that the station was been moving in 5 meters up to longwall and examinations continued 2 shifts at the every location. 4. RESULTS OF OBSERVATIONS The average value of legs setting load is about 63–69 % of datasheet working pressure. The setting load value of powered support units varies from 181 to 250 kN/m2. The working support resistance on the average is 278 kN/m2, that is about 85 % of nominal value. Space between longwall face and cantilever roof bar changes from 0,3 to 0,7 m, varies within 0,5 m, that is gone over a limit in 1,6 times. The distance from longwall face to the first contact of cantilever roof bar and hanging wall on the average is about 0,8 m and the contacts are not continuous but in 3 or 4 points of cantilever roof bar. The spring and rigid parts of the roof bar contact roof not immediately but through the intermediary of the rock cushion with the thickness from 30 to 100 mm. The most intensive rate of roof-lowering takes place at a distance of 1,2–1,6 m from longwall coal face just after the coal cutting and advancing of powered support unit. The hypothesis about s-shaped rooflowering at the longwall face area has been proved. In this annoying case the line of roof lowering approaches asymptotically to exponential curve and the tensile forces are developed in rock mass. It leads to the opening of rock fractures and the roof falling between powered support units. 5. GEOMECHANICAL MODEL Modeling as a method of knowledge of the validity, is widely applied in various fields of science. At the decision of problems of mountain geomechanics physical, analytical and numerical methods of modeling of a nature are used. Among methods of physical modeling the greatest distribution has received a method of equivalent materials and optical one. Sometimes they are used with methods of structural models, with electroanalogies and centrifugal modeling. The essence of these methods consists in replacement of natural rocks with such artificial materials in model which physicomechanical parameters are in the certain ratio

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

with similar parameters of objects of a nature. Such replacement of the validity with model is carried out with the help of criteria and constants of similarity. Methods of physical modeling are widely tested at the decision of the broad set of problems. They have high presentation, but allow to receive only a qualitative picture of a physical nature of investigated processes. Alongside with advantages physical modeling has also some disadvantages: the low accuracy of results connected to significant distortion (scale reduction) of validity, obtaining of results in relative parameters, high specific consumption of materials and complexity of models manufacturing. These disadvantages are deprived analytical methods of modeling which essential advantage consists in an opportunity of obtaining of quantitative results in the absolute parameters, more full account of real properties of rocks mass, the geometrical sizes and external influences. To analytical methods refer that ones in which required parameters are represented in an obvious view and can be calculated with any degree of accuracy, and to numerical methods refer that ones in which the continuous environment is approximated with quasidiscretical model. In comparison with analytical methods, numerical ones are more flexible as enable to model heterogeneity of a rocky mass, various inclusions and zones of easing by cracks, and also allow to take into account a lot of physicomechanical characteristics of rocks. Among numerical methods the greatest distribution has received the finite element method (FEM) having a significant range of opportunities for the decision of various problems of mine geomechanics [4]. At use FEM the rocky mass is replaced with the quasidiscrete model consisting of final number of flat triangular elements. Thus the real geometrical sizes and pressure in a mass are kept. The comparative analysis of methods of modeling of geomechanical processes has shown that for simulating interactions support with a rocky mass most we accept a method of final elements as less toilful in comparison with modeling on equivalent materials and more exact as application of scale factors is excluded and real conditions of a nature are simulated. This method does not demand significant material inputs as optical one, and allows to take into account a lot of physicomechanical characteristics of rocks, than other methods.

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

For the decision of problems to simulating of support interactions with a rocky mass it is necessary to develop geomechanical model. Development of geomechanical model includes the consecutive decision of the following questions: an establishment of the geometrical sizes of design scheme and a way of its splitting into elements in view of initial statement of a problem; exarticulation in design scheme of interesting area of research by calculation of internal forces at each stage of calculation and their use as external loadings in the following stage, that is realization of gradual transition from the common decision to individual one. As to capture all range of various combinations of mining geological factors is not obviously possible, we shall be limited by the most representative conditions seams for Donetsk coal basin. We assume, that improvement of flat coal seam by capacity of 1,8 m deposited on depth about 1000 m is made. Basic roof contains rocks of category A1, or A2 (for example, sandstones, capacity from 3 up to 20 m), an immediate roof – slate of category B2, or B3 having capacity 0,1 up to 3,0 m (capacity of an immediate roof varies in models with step 0,1 m) are deposited. There is a homogeneous mass of slates of category P2-3 in the ground. For rocks are characteristic gravitational, strength and deformation properties. Most full these properties reflect the following physical and mechanical characteristics: density (r, kg/m3), coupling (C, Pa), a corner of internal friction (j, grade.), the module of elasticity (Е, Pa) and Puasson factor (n). Physical and mechanical characteristics of the rock mass are presented in table 1. The geomechanical model represents a vertical section from a terrestrial surface up to depth of 1100 m. Horizontal the size of model 1100 m also are accepted. The sizes are accepted a priori under condition of an invariance of geostatic pressure on borders. If prospective shifts come over the borders of model its sizes will be necessary to increase. The grid of final elements is condensed in area of a coal seam where high gradients of pressure are assumed. Total amount of elements in design scheme is 2900, amount of units is 1607 (pic. 2). At the first stage of the decision of a problem the condition of balance of model is checked. Calculations are carried out for a mass not subject to influence of mining works and the model thus should keep geostatic balance. Distribution of pressure in any arbitrary verti-

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

cal section should repeat in accuracy a picture of distribution of external forces on borders of model. Table 1 Physical and mechanical characteristics of the rock mass Physical and mechanical characteristics Element numbers r, kg/m3 C, Pa j,о E, Pa sр, Pa n 1-300 301-600

2500 2400 2600

601-1200 2600 2800 1201-2000 1300 2001-2900 2700

10×106

22 20000 Main roof 6 15×10 35 25000 6 40 30000 20×10 Immediate roof 6 5×10 25 10000 6 30 15000 7×10 Coal seam 6 37 4600 3,4×10 Soil layer 6 35 22000 13×10

0,32

2×106

0,33 0,31

3×10 4×106

0,29 0,26

1×106 1,5×106

0,3

0,6×106

0,34

2,6×10

Rock category DonUGI classification Collapse: A1 A2 Stability: B2 B3

Stability: P23

Pic. 2. Geomechanical model

At the second stage realization of the cutting furnace which presence causes insignificant displacement of rocks and redistributions of

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

pressure is modelled. In the subsequent stages extraction of coal is modeled by increase of unsupported roof in the produced space on size of longwall shift DL. Calculations are carried out until destruction of the elements simulating the basic roof will be fixed, that is, will not take place yet initial roof caving. If initial landing has taken place on an nth stage of calculations, previous n-1 decision is accepted as initial for exarticulation in model of a site of the smaller sizes, and the received pressure are boundary conditions for researched area. In researched area support unit is modeled by the appendix reacting forces to units of the elements simulating rocks of roof in longwall space. In algorithms FEM the researched area is replaced with the quasidiscrete model consisting of final number of elements (triangular, rectangular, etc.), connected among themselves in units. All external and internal forces are resulted in units, and connection between unit forces and unit moving is established. The developed algorithm of modeling of geomechanical processes in a mining mass is realized by a complex of applied programs FEM. Contrary to famous algorithms, in programs FEM the analytical problem decision of formation of elements rigidity matrixes received for the first time is used, that considerably raises speed of calculations and does not demand a significant memory size of the computer. The greatest effect from use of a complex of programs FEM is reached at the decision of complicated problems simulating geomechanical processes on the significant area of mining mass, and also at the decision of problems of modeling of interaction support with unstable roof rocks when there is a necessity of a condensation of elements network for places of high gradients of pressure. 6. CONCLUSIONS In result of mine researches the new peculiarities of interaction between powered support and immediate roof in the very thin seams are established. It makes possible to improve the extant powered supports and to design the fundamentally new ones, based on the new principals of elements interaction in the system support enclosing rock. It is established, that for increasing of adaptibility of support to conditions of unstable roof rocks it is necessary to provide an opportunity of its work in a mode of the optimum force parameters appropriate to conditions of a seam. For conditions of unstable roof rocks

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

(category B2) specific resistance of support should change from 250 up to 300 kN/m2, and for category B3 from 300 up to 350 kN/m2. Overestimated or underestimated resistance of support results in infringement continuity of rocks and falls in longwall space. Existing hydraulic mechanized supports because of their design features are not capable to provide optimum power modes of interaction with containing rocks. Therefore longwall supports, adaptive to unstable roofs, should have a new design and be based on new principles of interaction with the containing rocks, providing power stability of system "support-rock mass". References 1. World coal reserves [Electronic resource] URL: https://ru.wikipedia.org/wiki/Мировые_запасы_угля (date of access to the link is 16.05.2019). 2. Antypov, I. The peculiarities of interaction between powered support and immediate roof / I. Antypov, I. Jarembash // International Scientific Conference of moving Technical University from Pribram to Ostrava. – 1996. – P. 74–80. 3. Sapitsky, K. The present state and the prospects of the development of mechanised wall lining constructions / K. Sapitsky, I. Antypov // VI Sympozjum "Wybrane problemy eksploatacji zloz na duzych glebokosciach". – Gliwice, 1994. – P. 95–110. 4. Antypov, I. Finite Element Method in geomechanics / I. Antypov, P. Filimonov, D. Shcherbinin // DonNTU. – Donetsk, 2001. – P. 86–88. Антипов И. В., д-р. техн. наук, проф. (Донецкая академия управления и государственной службы при Главе Донецкой Народной Республики) ШАХТНЫЕ ИССЛЕДОВАНИЯ И МОДЕЛИРОВАНИЕ ГЕОМЕХАНИЧЕСКИХ ПРОЦЕССОВ Представлены результаты аналитических и натурных исследований горного давления в действующих очистных забоях угледобывающих шахт. В результате шахтных исследований установлены новые особенности взаимодействия механизированной крепи и непосредственной кровли. Это позволяет усовершенствовать существующие механизированные крепи и разработать принципиально новые, основанные на новых принципах взаимодействия элементов в системе «крепь – вмещающие породы». Ключевые слова: шахта, механизированная крепь, очистной забой, кровля, горное давление.

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

УДК 622.002.5 ИССЛЕДОВАНИЕ НАПРЯЖЕННОДЕФОРМИРОВАННОГО СОСТОЯНИЯ МАССИВА ПОРОД ВОКРУГ ДЕМОНТАЖНЫХ КАМЕР В УСЛОВИЯХ НЕУСТОЙЧИВЫХ КРОВЕЛЬ Чуванов А. С., студент гр. ГИ-15, Сиидов В. Н., канд. техн. наук, науч. рук. (ГОУ ВПО «ДонГТУ», г. Алчевск, ЛНР) vova_sid@mail.ru Приведены результаты математического моделирования методом конечных элементов демонтажных камер в зависимости от места остановки лавы относительно последнего обрушения массива кровли. Ключевые слова: демонтажная камера, очистной забой, обрушение массива, моделирование, выработка, смещения.

В технологии подземной добычи угля основными производственными процессами являются очистные работы, эффективность которых зависит от уровня их механизации. Повышение темпов отработки запасов угля на пологих пластах предъявляет высокие требования к срокам демонтажа механизированных комплексов, ввода очистных забоев и безопасности ведения работ. Для повышения эффективности комплексной механизации очистных работ на угольных шахтах Донбасса существенное значение имеет сокращение числа и времени на демонтаж очистных механизированных комплексов. В этом случае демонтажные работы становятся одним из основных процессов, обеспечивающих поточность разработки, что значительно влияет на экономические показатели шахт. Необходимо отметить, что ни в одной отраслевой инструкции (указании) этот вопрос широко не затрагивается, если не считать предлагаемые схемы размещения в демонтажных камерах (ДК) рам деревянной крепи для создания условий перемещения и разворота разгруженных секций МК в камере [1]. На шахтах широкое распространение получили следующие основные схемы подготовки механизированных комплексов к

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

демонтажу: подготовка демонтажной камеры механизированным комплексом; ввод механизированного комплекса в заранее подготовленную демонтажную камеру и демонтажа механизированного комплекса с одновременным формированием подготовительной выработки по камере [2–4]. В работе [5] рассмотрены схемы ввода механизированных комплексов в заранее подготовленные демонтажные камеры вусловиях отработки тонких угольных пластов Кузбасса, непосредственная кровля, как правило, отнесена к устойчивым и среднеустойчивым. При устойчивых породах непосредственной кровли рабочий бок предварительно пройденных демонтажных камер (ППДК) заблаговременно упрочняют арматурой. По технологическим схемам [1] механизированный комплекс длиной 200 м демонтируют за 20…23 суток без учёта затрат времени на формирование демонтажной камеры выемочной машиной и крепление. На практике из ППДК демонтаж выполняется в существенно меньшие сроки – 7…12 суток. Высокие темпы извлечения секций крепи обусловлены увеличением устойчивости вмещающих пород ППДК и демонтированного пространства за счет применения двухуровневой анкерной крепи и крепления рабочего бока камеры. При проявлении горного давления уменьшение распора крепи незначительное. При этом в демонтированном пространстве создаются безопасные и комфортные условия для монтажа стоечной и костровой крепи. Вслед за извлечением секций механизированной крепи достигается плавная посадка пород кровли демонтированного пространства на значительном расстоянии от места извлечения секций (120…150 м), а также сохранение ППДК для беспрепятственного прохода людей, транспортирования грузов, эффективного проветривания выработки. В условиях отработки пластов с неустойчивыми кровлями область применения описанной выше технологии демонтажа очистного оборудования из заранее подготовленной демонтажной камеры ограничена возможностью использования анкерного крепления. Поэтому в таких условиях возможно применения вариантов схем с подготовкой ДК механизированным комплексом и демонтажа его с одновременным формированием подготовительной выработки по оси демонтажной камеры. Поскольку при отработке глубокими шахтами Донбасса пластов с неустойчивыми кровлями

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

вопрос поведения вмещающих пласт пород вокруг остановленной для демонтажа лавы исследован не достаточно, то возникает необходимость в детальном его изучении. С точки зрения практического применения решение этого вопроса является актуальным. Важное влияние на устойчивое состояние ДК оказывает шаг последующих посадок (Шп) массива кровли. В связи с чем к рассмотрению для выше приведенных технологических схем предложено три основных варианта остановки лавы с целью дальнейшего демонтажа оборудования в зависимости от удаления очистного комплекса от места последнего обрушения массива кровли: І – на величину 1/3Шп; ІІ – 2/3Шп;ІІІ – Шп (рис. 1). При моделировании учитывались следующие условия: глубина заложения выработок Н = 1000 м, мощность пласта m = 1,0 м; угол его падения – α = 15°, непосредственная кровля (первый слой) – аргиллит мощностью 2,0 м, прочностью на одноосное сжатие 40 МПа, основная (второй слой) – аргиллит (6,0 м; 30 МПа); объемный вес пород и угля соответственно 2,7 и 1,6 кН/м3. Поскольку в рассматриваемых условиях значения шага последующих осадок массива кровли не превышают 15 м [6], то эта величина, исходя из размеров элементов в модели, принимается близкой к последней и составляет Шп = 16 м. Моделирование напряженно-деформированного состояния массива в окрестности остановленной лавы осуществляется методом конечных элементов (МКЭ) с использованием программного комплекса «ЛИРА». Для снижения вычислительных мощностей используется упрощенная двумерная модель в плоско-деформированной постановке задачи. В связи с отсутствием элементов для моделирования плоской деформации в программном комплексе «ЛИРА» используются объемные конечные элементы (КЭ) типа № 236 расположенные в один слой по толщине с использованием нелинейных механических свойств геоматериала [7]. Плосконапряженное состояние характеризуется отсутствием относительной деформации ( e y ) вдоль продольной оси Y . Поэтому для обеспечения необходимого условия e y = 0 узлы, которые располагаются на фронте и фасаде модели закрепляются и не перемещаются по оси Y [8].

г)

е)

в)

д)

Рис. 1. Схемы расположения демонтажной камеры 1 и проводимой по её оси выработки 2 в зависимости от места остановки лавы относительно последнего обрушения массива кровли на величину: 1/3Шп (а, б); 2/3Шп(в, г) и Шп (д, е)

б)

а)

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

При расчете области породного массива под действием собственного веса ее размеры принимались не менее размеров области влияния очистных работ. При этом форма исследуемой области породного массива выбрана в виде прямоугольника [9]. Для определения горизонтальных и вертикальных размеров расчетной схемы, достаточных для включения области влияния очистной выработки, используются углы сдвижения (рис. 2): b 0 – со стороны падения пласта; g 0 – со стороны восстания; y 1 и y 2 – углы полных сдвижений у границ выработки соответственно нижний и верхний.

Рис. 2. Схема для определения минимальных размеров исследуемой области породного массива вокруг очистного забоя

При решении задачи плоской деформации расстояние от забоя до левой вертикальной границы расчетной схемы должно быть не менее

L1 = Hctgg 0 + a , м,

(1)

где a – запас расстояния, необходимый в связи с недостаточной точностью определения границы зоны сдвижения земной поверхности, 50…100 м.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

Расстояние от забоя до правой вертикальной границы расчетной схемы

L2 = Hctgb 0 + a , м.

(2)

Расстояние от забоя до верхней границы расчетной схемы принимается равным глубине разработки, а до нижней – не менее 300 м [9].Для исследуемых условий b 0 = 68o ; g 0 = 80o ; L1 и L2 не менее соответственно 172 и 328 м. Полученная расчетная схема, охватывающая область моделирования представлена на рисунке 3. q

Г4

Б3

Б7

Б2 Б6

Б1 463

300

Б9 1301

1 2

992

Б4

105

Г1

Б8 327 Г3

Г2

Б5

911 Уголь

Вынимаемый участок пласта лавой

Обрушенные породы в выработанном пространстве

Рис. 3. Область моделирования: Б1–Б9 и Г1–Г4 – соответственно блоки и границы модели

Угол падения пласта учитывается добавленной трапецеидальной нагрузкой q приложенной по границе Г4, выбранной с учетом давление вышележащих слоев породного массива. При этом используется гипотеза гидростатического распределения напряжений в исходном массиве.

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

qн = 0 ; qк = g L × tga , Н,

(3)

где qн , qк – соответственно начальное и конечное значение нагрузки, Н; L – горизонтальный размер модели, м; a – угол падения пласта, град; g – объемный вес пород, Н/м3. На вертикальных границах Г1 и Г3 исследуемой области имеются только вертикальные перемещения; на нижней неподвижной границе Г2 отсутствуют как вертикальные, так и горизонтальные перемещения; на верхней – Г4 задана распределенная нагрузка q , компенсирующая угол наклона пласта. Моделируемое пространство разделено на блоки (рис.3): угольный пласт – Б1, первый слой кровли – Б2, второй – Б3. Вышележащая толща массива представлена блоком Б4, а нижележащая почва – Б5. Блоки Б6 и Б7 представляют обрушенные породы соответственно непосредственной и основной кровель. Блоки Б8 и Б9 – обрушенные породы соответственно непосредственной и основной кровель, для которых процесс перераспределения напряжений завершен и геостатическое давление восстановлено по величине близко к исходному. Минимальный размер КЭ принят равным 0,13´0,16 м, максимальный – 6,0´6,75 м. Сгущение сетки в блоках Б1–Б3 выполнено на исследуемом участке, имитирующем выемку угольного пласта при развороте линии очистного забоя, с использованием элементов в плоскости пласта трапециевидной формы. Расчет НДС с использованием модели производится в физически нелинейной постановке шагово-итерационным методом с разделением на 2 равных по величине шага. Для всех КЭ модели принят экспоненциальный закон деформирования геоматериала [10]. В результате выполненного моделирования получены качественные изображения и количественные величины смещений нижнего слоя обнажаемой лавой кровли (рис. 4, 5 и 7) и вертикальных сжимающих напряжений Nz вокруг остановленной лавы для демонтажа в зависимости от шага последующих осадок массива (рис. 6).

в)

а)

Рис. 4. Изополя вертикальных смещений обнажаемого лавой массива кровли для технологической схемы с подготовкой демонтажной камеры механизированным комплексом при остановке очистного забоя от места обрушения пород на величину: 1/3Шп (а); 2/3Шп(б) и Шп (в)

б)

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

Рис. 5. Графики смещений нижнего слоя кровли для технологической схемы с подготовкой ДК механизированным комплексом при остановке очистного забоя от места обрушения пород на величину: 1/3Шп (1); 2/3Шп (2) и Шп (3)

26 Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

в)

а)

Рис. 6. Изополя вертикальных напряжений Nz обнажаемого лавой массива кровли для технологической схемы демонтажа механизированного комплекса с одновременным формированием подготовительной выработки по оси демонтажной камеры при остановке очистного забоя от места обрушения пород на величину: 1/3Шп (а); 2/3Шп (б) и Шп (в)

б)

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

Рис. 7. Контуры смещения выработки, проводимой по оси демонтажной камеры при остановке очистного забоя от места обрушения пород: 1 – исходный контур; 2, 3 и 4 – соответственно при остановке лавы на величину 1/3Шп; 2/3Шп и Шп

28 Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

Анализируя графики смещений нижнего слоя кровли (рис. 5), видно, что максимальные величины составляют 34, 61 и 88 мм соответственно при остановке очистного забоя от последнего места обрушения массивапород на величину 1/3Шп; 2/3Шп и Шп. Анализируя изополя вертикальных напряжений при рассматриваемых вариантах технологических схем ведения демонтажных работ с проведением выработки по оси ДК и подготовкой демонтажной камеры механизированным комплексом видно, что максимальные сжимающие напряжения в первом случае перемещаются вглубь массива, способствуя повышению устойчивости демонтажной камеры и самой выработки. При этом смещения контура выработки, проводимой по оси демонтажной камеры, с увеличением отхода лавы от места последней осадки массива кровли возрастают и составляют 6, 15 и 29 см соответственно при 1/3Шп; 2/3Шп и Шп. Выводы 1. В условиях неустойчивых кровель для повышения устойчивости демонтажных камер рекомендуется останавливать очистной забой для демонтажных работ на расстоянии от места последнего обрушения массива кровли на величину не более 2/3 шага последующих осадок. 2. Рекомендуется использовать вариант технологической схемы ведения демонтажных работ с проведением выработки по оси демонтажной камеры, что способствует повышению её устойчивости. Библиографический список 1. Технологические схемы монтажа и демонтажа механизированных комплексов КМК98Д, КД80, 1КМ88, КМ87УМ (КМ87УМН, КМ87УМП), КМТ, КД90. – Луганск: ГОАО НИПКИ «Углемеханизация», 2000. – 211 с. 2. Борзых, А. Ф. Технология сооружения подготовительной выработки по демонтажной камере [Текст] / А. Ф. Борзых // Уголь Украины. – 2011. – № 7. – С. 6–9. 3. Борзых, А. Ф. Обеспечение устойчивости демонтажных камер до извлечения механизированной крепи [Текст] / А. Ф. Борзых, В. И. Сафонов // Уголь Украины. – 2006. – № 7. – С. 21–23.

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

4. Монтаж, наладка и демонтаж механизированных комплексов [Текст] / Ю. П. Холопов, Б. Ф. Негруцкий и др. – М.: Недра, 1985. – 232 с. 5. Технология демонтажа механизированных комплексов из предварительно пройденных камер на тонких пластах Кузбасса [Текст] / П. В. Гречишкин, А. В. Хаймин, А. С. Позолотин, Г. В. Райко, М. С. Филимонов // Уголь Украины. – 2014. – № 1. – С. 23–25. 6. Управление кровлей и крепление в очистных забоях на угольных пластах с углом падения до 35° [Текст] // Руководящий нормативной документацией Госдепартамента УП Минтопэнерго Украины КД 12.01.01.5032001. – Киев: ДонУГИ, 2002. – 141 с. 7. Руководство пользователя программным комплексом «ЛИРАWindows». 8 томов / А. С. Городецкий, И. Д. Евзеров, С. Л. Мельников и др. – Госкомградостроительства Украины, 1997 г. 8. Городецкий, А. С. Информационные технологии расчета и проектирования строительных конструкций. Учебное пособие [Текст] / А. С. Городецкий, В. С. Шмуклер, А. В. Бондарев – Харьков: НТУ «ХПИ», 2003. – 889 с. 9. Комиссаров, С. Н. Управление массивом горных пород вокруг очистных выработок [Текст] / С. Н. Комиссаров. – М.: Недра, 1983. – 237 с. 10. Лира® 9.4 Примеры расчета и проектирования: учебное пособие / В. Е. Борисов, Ю. В. Гензерский, Ю. Д. Гераймович и др. – К.: «ФАКТ», 2008. – 280 с.

Chuvanov A. S., Siidov V. N. (DonSTU, Alchevsk, LPR) INVESTIGATION OF A STRESSED-DEFORMED STATE OF A MASSIF OF ROCKS AROUND OF DISMANTLING CAMERAS UNDER CONDITIONS OF UNSTABLE ROOFS Results of mathematical modeling by the finite-element method of dismantling cameras depending on the place of a stop of a lava concerning the last collapse of an array of a roof are given. Key words: dismantling the camera, stope, the collapse of the array, modeling, development, displacement.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

УДК 622. 831 ГЕОМЕХАНИЧЕСКИЕ ПРОЦЕССЫ В ГОРНОМ МАССИВЕ НА СОПРЯЖЕНИЯХ ЛАВА-ШТРЕК Домарев В. И., ведущий научный сотрудник (Донецкий научно-исследовательский угольный институт Министерства образования и науки Донецкой Народной Республики) Выполнен анализ геомеханических процессов в горном массиве на сопряжениях лава-штрек. В ходе анализа установлено, что до настоящего времени не разработаны рекомендации по креплению концевых участков лав. Такие рекомендации должны учитывать сложный горногеологический характер горного массива и базироваться на научных концепциях о формировании напряжений. Ключевые слова: геомеханические процессы, концевые участки, сопряжение, лава-штрек, крепь.

Геомеханические процессы, в горном массиве на сопряжениях лава-шрек, имеют некоторые особенности по сравнению с проявлениями горного давления в средней части очистного забоя [1]. Изучение этих особенностей позволит установить закономерности протекания процессов в горном массиве и разработать новые, а так же усовершенствовать существующие средства крепления очистных забоев. К сожалению, наряду с детальным изучением и определением основных параметров механизма деформирования боковых пород на контуре очистных и подготовительных выработок до настоящего времени не рассматривалась общая геомеханическая картина деформирования горного массива на концевом участке лавы ввиду значительной сложности данной проблемы. Обрушение кровли зависит от многих факторов, обусловленных строением и физико-механическими характеристиками пород, технологией ведения работ, средствами выемки угля и крепления забоя. На состояние кровли в зоне сопряжения очистной выработки с подготовительной оказывают влияние способы подготовки и размеры ниши, средства охраны подготовительных выработок, параметры расположения очистного забоя в плоско-

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

сти пласта и др. Воздействие каждого из этих факторов на устойчивость кровли изучено пока недостаточно. Среди имеющегося небольшого количества работ по вопросам повышения устойчивости пород на концевых участках лав наиболее глубокие исследования выполнили Грядущий Ю. Б. [2, 3, 4, 5], Жданкин Н. А. и Жданкин А. А. [6], Зубов В. П. [7, 8, 9], Сохацкий В. П. [10], Широков А. П. с соавторами [11, 12] и другие исследователи. В работе Колоколова О. В., Кузьменко А. М. и Лубенец Н. А. [13], где с помощью метода конечных элементов моделировалось горное давление на концевых участках лавы, отмечается, что уменьшение проявлений горного давления на концевых участках лавы осуществляется путем очистной выемки от штрека к середине лавы. На рис. 1 представлена эпюра напряжений в кровле пласта, согласно которой размеры концевого участка лавы с концентрацией горного давления составляют около 24 м [13], что подтверждается наблюдениями Якоби О. [14]. Зона влияния технологического уступа распространяется вдоль забоя на 8–10 м впереди и на 16–18 м позади уступа (рис. 1).

Рис. 1. Эпюра напряжений в кровле пласта по сечению вдоль лавы

Коэффициент концентрации напряжений в пике опорного давления не превышает 1,05, что обусловлено малыми размерами уступа, раздавливанием массива в зоне его влияния и проявлениями пластических свойств, присущих этому состоянию пород. Влияние подготовительной выработки на напряженное состояние массива более существенно. Коэффициент концентрации напряжений в пике опорного давления от влияния подготовительной

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

выработки в выбранном сечении составляет около 1,2, а за пределами зоны влияния отрабатываемого столба – 2. Размеры зоны опорного давления не превышают 24 м. Однако влияние подготовительной выработки или технологического уступа несопоставимо с влиянием выработанного пространства, отрабатываемого и смежного выемочных столбов. Коэффициенты концентрации напряжений в пике опорного давления составляют 5,5, что в несколько раз превышает концентрацию напряжений, привносимую уступом и подготовительной выработкой. Под влиянием этого фактора горный массив, примыкающий к забою, переходит в пластическое состояние и разрушается. Для проверки результатов моделирования были проведены натурные наблюдения в 840-й лаве пласта с8н шахты «Терновская» [13]. Где установлен сложный характер проявления горного давления в призабойном пространстве у технологического уступа. Наряду с горно-геологическими и горнотехническими условиями отработки пласта существенное влияние оказывает скорость выемки и расстояние от штрека до технологического уступа. В период наблюдений по техническим и технологическим причинам комбайн часто останавливали, что усложнило определение закономерностей проявления давления. Вместе с тем, шахтными наблюдениями подтверждены результаты моделирования: с уменьшением расстояния до замерной станции скорость конвергенции боковых пород монотонно возрастает, причем максимальное ее значение находится за выемочным органом комбайна, при отходе – монотонно убывает. На шахте им. Лутугина объединения «Торезантрацит» в течение 16 мес. исследовалось состояние пород кровли на концевых участках лав в целях определения степени влияния технологии ведения очистных работ на устойчивость пород [15]. В результате получена зависимость смещений пород кровли от времени при различной технологии производственных процессов на концевых участках 29-й восточной лавы пласта h8 (рис. 2) [15]: выемка ниш с помощью БВР (кривая а), зарубка комбайна способом «косых заездов» (кривая б), передвижка приводной головки (кривая в).

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

Рис. 2. Кривые смещений кровли в 29-й восточной лаве пласта h8 при различных технологических процессах на концевых участках

В ходе ведения взрывных работ (кривая а) в нише за короткий промежуток времени образуется значительная обнаженная площадь кровли (8–12 м2), при этом происходит интенсивное смещение ее нижних слоев (отрезок 0–1). Скорость смещения достигает 0,5 мм/мин, абсолютные смещения 10 мм. В дальнейшем вследствие реологических свойств пород процесс сдвижения затухает, темп снижается до 0,3 мм/мин. Этот период (отрезок 1–2) определяется временем погрузки угля и установки постоянной крепи. После установки крепи (отрезок 2–3) величина смещений резко снижается, но зависит от несущей способности крепи и времени, необходимого для достижения ее максимального отпора. После завершения выемки ниши и крепления лавы смещение кровли стабилизируется и зависит от податливости крепи. Когда применяется самозарубка комбайна в пласт (кривая б), условия поддержания кровли на концевом участке лавы более благоприятны, так как обнажение кровли происходит на небольших площадях с малой скоростью. В процессе работы комбайна (отрезок 0–1') на смещение кровли влияют прочностные свойства пород и расстояние от места выемки угля до установки постоянной крепи Кровля опускается со скоростью

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

0,3 мм/мин, величины смещений достигают 30 мм. После передвижки секций крепи и нагружения их (отрезок 1'–2') скорость смещения снижается, а время достижения максимального отпора крепи сокращается на 30–50 мин. Это объясняется меньшим первоначальным опусканием кровли и достаточно высоким первоначальным сопротивлением механизированной крепи. В дальнейшем смещения кровли стабилизируются и зависят от свойств пород и отпора крепи. Такая технология работ и установка секции крепи на концевых участках лав способствуют повышению нагрузки на очистной забой. При передвижке приводных головок смещения кровли незначительны (кривая в) и можно предположить, что породы находятся в относительном равновесии. В начальный момент времени (отрезок 0–1'') скорость смещения несколько выше, что обусловлено уменьшением плотности крепи в результате извлечения стоек, препятствующих перемещению приводной головки конвейера. Смещения стабилизируются после восстановления крепи. При наличии неустойчивой кровли или недостаточной несущей способности крепи смещения могут превысить значения предела прочности на разрушение и повлечь за собой вывалообразование и обрушение пород в рабочее пространство очистного забоя. Для сравнения в 29-й восточной лаве пласта h8 были также проведены исследования при упрочнении пород полиуретановыми смолами. Наблюдения показали, что упрочнение повышает устойчивость кровли – абсолютные смещения уменьшаются в 2–4 раза, а скорости опускания в 1,5–2 раза. Таким образом, опускание кровли не превышают критических, чем обеспечивается устойчивость пород на концевых участках очистных забоев. Опыт упрочнения пород полиуретаном показал, что такой способ управления вывалообразованиями позволяет уменьшить смещения кровли и может рассматриваться как один из перспективных вариантов предупреждения вывалов на концевых участках лав. В свете перечисленных задач, с учетом значительных трудностей определения в натурных условиях параметров напряженно-деформированного состояния горных пород и прочностных характеристик крепи и опорных конструкций, наиболее целесообразным решением данной проблемы является математическое

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

моделирование геомеханических процессов в окрестности концевых участков лав с применением методов граничных элементов или конечных элементов. Построение математических моделей, в системе «лава– штрек», требуется для оптимизации количественных и качественных параметров мероприятий, направленных на повышение устойчивости боковых пород. Таким образом, в управлении горным давлением на сопряжениях «лава–штрек» в сложных горно-геологических условиях, до настоящего времени не решены вопросы обоснования рациональных параметров технологических схем управления кровлей и крепления концевых участков очистных забоев. При построении геомеханических моделей должны быть учтены следующие элементы системы: горные породы, приконтурная часть угольного пласта, крепь, опорные конструкции сопряжений. Библиографический список 1. Антипов, И. В. Оценка протяженности концевых участков лав по критерию ускорения конвергенции вмещающих пород [Текст] / И. В. Антипов // Проблемы недропользования. – Екатеринбург: ИГД УрО РАН. – 2015. – № 4(7). – С. 54–58. 2. Грядущий, Ю. Б. Геомеханические основы управления вывалоопасными кровлями в очистных забоях [Текст]: автореф. дис. ... д-ра тех. наук: 05.15.02 / Грядущий Юрий Борисович; Государственная горная академия Украины. – Днепропетровск, 1997. – 35 с. 3. Грядущий, Ю. Б. Обоснование способов повышения устойчивости кровли в очистном забое при периодическом характере проявления горного давления [Текст]: автореф. дис. … кан. тех. наук: 05.15.02 / Грядущий Юрий Борисович; Московский горный институт. – М., 1993. – 12 с. 4. Грядущий, Ю. Б. Геомеханические основы управления вывалоопасными кровлями в очистных забоях [Текст] / Ю. Б. Грядущий // К.: Технiка, 1998. – 100 с. 5. Грядущий, Ю. Б. Система геомеханической оценки вывалоустойчивости кровли в очистных забоях [Текст] / Ю. Б. Грядущий // Донецк: ЦБНТИ, Геомеханическая оценка и обеспечение устойчивости кровель в очистных забоях. – 1997. – С. 12–15. 6. Жданкин, Н. А. Геомеханика горных выработок. Сопряжение лава–штрек [Текст] / Н. А. Жданкин, А. А. Жданкин // – Новосибирск: Наука, 1990. – 112 с.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

7. Зубов, В. П. Борьба с вывалами пород кровли на концевых участках лав при отработке пластов на больших глубинах [Текст] / В. П. Зубов // – Уголь №12. – 1985. – С. 22–25. 8. Зубов, В. П. Влияние горнотехнических факторов на интенсивность вывалов в лавах [Текст] / В. П. Зубов // Уголь №11. – 1986. – С. 17–19. 9. Зубов, В. П. Особенности управления горным давлением в лавах на больших глубинах разработки [Текст] / В. П. Зубов // СПБ: Изд–во Ленинградского университета. – 1990. – 224с. 10. Сохацкий, В. П. Устойчивость пород кровли на концевых участках лав [Текст] / В. П. Сохацкий // Уголь Украины. – 1987. – №9. – С. 10–11. 11. Широков, А. П. Крепление сопряжений лав [Текст] / А. П. Широков, В. А. Лидер, А. И. Петров // М.: Недра, 1987. – 192 с. 12. Широков, А. П. Расчет и выбор крепи сопряжений горных выработок [Текст] / А. П. Широков, Б. Г. Писляков // М.: Недра, 1988. – 214 с. 13. Колоколов, О. В. Управление напряженно-деформированным состоянием массива горных пород на концевых участках лавы [Текст] / О. В. Колоколов, А. М. Кузьменко, Н. А. Лубенец // Уголь Украины. – 1995. – №1. – С. 13–16. 14. Якоби, О. Практика управления горным давлением [Текст] / О. Якоби // М.: Недра, 1987. – 568 с. 15. Сироткин, Ю. С. Оценка напряженного состояния опорных контуров лав [Текст] / Ю. С. Сироткин, К. И. Горохов // Уголь №9. – 1986. – С. 15–17.

Domarev V. I. (Donetsk research institute of coal mining of the Ministry of Education and Science of the Donetsk People`s Republic) GEOMECHANICAL PROCESSES OF THE GROUND AT LONGWALL FACE–DRIVE INTERSECTION Geomechanical processes of the ground at longwall face–drive intersection have been analysed. During the analysis it was found that so far no recommendations have been developed for fastening the end sections of longwall faces. Such recommendations should take into account the complex mining and geological conditions of rock mass and should be based on scientific concepts on stress generation. Keywords: geomechanical processes, face-ends, intersection, face-drive, lining.

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

УДК 622.271 МЕРОПРИЯТИЯ ПО ОХРАНЕ ОКРУЖАЮЩЕЙ СРЕДЫ ПРИ РАЗРАБОТКЕ КАМЕННОУГОЛЬНОГО МЕСТОРОЖДЕНИЯ Бельш Т. А., магистрант Немова Н. А., канд. техн. наук, ст. науч. сотр., науч. рук. (Институт горного дела СО РАН, г. Новосибирск, Россия) nemova-nataly@mail.ru) Приведен календарный план вовлечения изымаемых земель в оборот. Показаны источники воздействия на земельные ресурсы и почвенный покров при эксплуатации объекта, а также проведен экологический мониторинг. Предложены мероприятия по охране нарушенных земель. Ключевые слова: источники воздействия, экологический мониторинг, рекультивация, мероприятия, виды нарушений, отработка запасов.

Принцип экологической рационализации, лежащий в основе деятельности человека и включающий разработку и практическое использование систем, технологий и способов является обеспечение получения экологически безопасной продукции растениеводства и животноводства. В соответствии с «Земельным кодексом РФ», а также Постановлением Правительства РФ от 23 февраля 1994 г. № 140 «О рекультивации земель, снятии и рациональном использовании плодородного слоя почвы», землепользователи обязаны по мере завершения производственной, или иной деятельности, за свой счет приводить земельные участки в состояние, пригодное для использования в сельском, лесном, рыбном хозяйстве или для иного целевого назначения. Рекультивации подлежат все земли, нарушенные при отработке запасов в соответствии с нормативными документами [1–3]. В табл. 1 представлен календарный план вовлечения изымаемых земель в оборот.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

Таблица 1 Календарный план вовлечения изымаемых земель в оборот

Распределение отчуждаемых земель по Наименование годам эксплуатации, га Итого: землепользователей и землевладельцев 1 год 2 год 3 год 4 год 5 год 6 год Существующий земельный отвод Участок ОГР 1,91 10,4 15,94 14,27 Всего в границах 1,91 10,4 15,94 14,27 существующего земельного отвода: Дополнительно изымаемый земельный отвод Участок ОГР Транспортный коридор Отвал Склад ПСП

14,39 22,56 25,92 6,96

42,52

17,53 26,49 16,64 123,53

6,96

65,7 51,1

83,8

85,9

286,5

2,3

3,46

2,54

12,3

4,0

Диспетчерская 1,0 1,0 Всего в границах дополнительно 90,35 77,66 113,18 105,97 26,49 16,64 430,29 изымаемого земельного отвода: Итого: 90,35 79,57 123,58 121,91 40,76 16,64 472,81

Воздействие объекта на территорию, условия землепользования Принципиальные деградационные изменения почв сводятся к действию пяти факторов: гидрологического, эрозионного, химического, радиологического, механического. Воздействие на земельные ресурсы и почвенный покров при эксплуатации объекта показано в табл. 2. Мероприятия по охране нарушенных земель Рекомендации по охране и рациональному использованию земельных ресурсов и почвенного покрова исследуемой территории:

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

Таблица 2 Воздействие на земельные ресурсы и почвенный покров Наименование Источник Вид нарушений

Вид воздействия Добыча полезных ископаемых открытым способом Изъятие Нарушение Отвалообразование земель рельефа Последствия Нарушение Нарушение почЗагрязнение почвенного венного профиля поллютантами покрова Нарушение внутрипочвенных функций Эрозия Источник Автотранспорт Вид нарушений Автомобильные Механическое воздействие на выхлопы отработанных почвы автотранспорта газов Последствия Загрязнение почв Уплотнение почвы поллютантами Источник Складирование отходов Вид нарушений Несанкционированное складирование отходов Последствия Загрязнение почвогрунтовполлютантами, ухудшение санитарно-эпидемиологических показателей Источник Сброс сточных вод Вид нарушений Аварийные сбросы сточных вод Последствия Ухудшение санитарно-эпидемиологических показателей, загрязнение поллютантами, заболачивание

ü Рационально использовать площади испрашиваемого земельного участка, с учетом максимального сохранения площадей земельного участка с почвенным покровом. ü При проведении работ по добыче полезных ископаемых, связанных с нарушением почвенного слоя, плодородный слой почвы снимается и используется для улучшения малопродуктивных земель. ü Предотвращение и устранение захламления почвенного покрова отходами. Должны быть предусмотрены специальные места для временного складирования отходов с указанием способов и путей их вывоза к месту захоронения, переработки или сбыта. ü Оптимально возможное сохранение водного режима почв. В местах возможного повышения уровня грунтовых вод необходимо устраивать водоотвод или дренирование, в местах пониже-

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

ния – предупреждать изменение направления и расхода подпочвенного стока водопропускными и дренажными устройствами. ü Максимальное снижение размеров и интенсивности выбросов (сбросов) загрязняющих веществ на территорию объекта и прилегающие земли. ü Использование передовых технологий, оборудования, максимально безопасного для окружающей среды. ü Необходимой мерой охраны почвенного покрова территории – является ведение мониторинговых почвенных наблюдений (исследований) за техногенным изменением почвенного покрова территории. ü По мере завершения работ на участке предусмотреть проведение работ по восстановлению почвенного покрова – рекультивация нарушенных территорий. Рекультивация нарушенных земель Целью рекультивации нарушенных земель является определение комплекса рекультивационных работ, направленных на восстановление ценности нарушенных земель, а также на улучшение экологических условий района. Направление рекультивации нарушенных земель определяется в соответствии с ГОСТ 17.5.1.01-83 и ГОСТ 17.5.1.02-85 (сельскохозяйственное, лесохозяйственное, рыбохозяйственное, водохозяйственное, санитарно-гигиеническое и др. направления). При обосновании направления рекультивации в каждом конкретном случае необходимо учитывать рельеф, геологические и гидрогеологические условия, состав и свойства пород и почв прилегающих территорий, погодно-климатические условия, состав растительности, экономико-географические, хозяйственные, социально-экономические и санитарно-гигиенические условия. В настоящей работе приняты следующие направления рекультивации: ü сельскохозяйственное; ü лесохозяйственное. Рекультивация осуществляется последовательно в два этапа (технический и биологический). Технический этап – предусматривает культурно-технические мероприятия, засыпку выемок, выполаживание неровностей,

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

выполаживание откосов, планировку, нанесение рекультивационного слоя. Биологический этап – предусматривает вспашку и боронование поверхности субстрата, посадку древесно-кустарниковых растений, посев многолетних трав, внесение минеральных удобрений [4–5]. Технический этап рекультивации является подготовительным звеном к биологической рекультивации. Основная задача этапа – техническое устройство нарушенной территории, подготовка условий для нормального роста и развития растительности. Работы технического этапа рекультивации предусматривается выполнять собственным горно-транспортным оборудованием. Все объекты рекультивации будут связаны между собой подъездными автодорогами, которые после отработки участка остаются и не рекультивируются. Биологический этап рекультивации выполняется после проведения технического этапа рекультивации с отставанием на один год. На внешнем отвале предусмотрено лесохозяйственное направление рекультивации, будет осуществлена посадка древеснокустарниковых растений (сосна обыкновенная, рябина обыкновенная). Для предотвращения эрозии грунтов и обогащения их элементами питания рекультивируемые площади одновременно с посадкой лесных культур засеваются бобово-злаковыми травами. Технология посадки включает в себя: ü подготовку почвы, ü внесение минеральных удобрений, ü посадку древесно-кустарниковых культур, посев многолетних трав, ü дополнение лесных культур и уход за ними. Ассортимент древесно-кустарниковых растений, многолетних трав подбирается с учетом природно-климатических условий района расположения объектов рекультивации, а также в соответствии с «Методическими указаниями по проектированию рекультивации нарушенных земель на действующих и проектируемых предприятиях угольной промышленности», «Методическими рекомендациями по подбору культур и проведению биологической рекультивации на отвалах вскрышных пород угольных предприятий».

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

На участке ОГР предусмотрено сельскохозяйственное направление рекультивации, будет осуществлен посев многолетних трав. Для задернения поверхности используется злаково-бобовая травосмесь, состоящая из люцерны пестрогибридной, клевера розового, костреца безостого, овсяницы луговой и донника лекарственного. Технология посадки включает в себя: ü подготовку почвы, ü внесение минеральных удобрений, ü посев многолетних трав, ü уход за ними. Все работы биологического этапа рекультивации выполняются за счет предприятия. Рекультивируемые земли после проведения биологического этапа рекультивации предусматривается передать на баланс основным землепользователям. Комплекс мероприятий по охране атмосферного воздуха Размеры выработанного пространства разреза и преобладающее направление ветров, благоприятствуют естественному проветриванию горных выработок разреза. Уменьшению выбросов способствуют такие условия ведения технологического процесса, как: ü применение буровых станков с наиболее эффективной водо-воздушной системой пылеочистки; ü применение гидрозабойки при взрывных работах; ü для снижения объемов газовыделения при взрывных работах необходимо изыскивать возможность использования взрывчатых веществ с нулевым или близким к нему кислородным балансом; ü применение короткозамедленного взрывания; ü взрывные работы желательно выполнять в ветреные дни, для скорейшего рассеивания пылегазового облака. Специальными мероприятиями, направленными на уменьшение выбросов загрязняющих веществ, являются: ü орошение водой внутрикарьерных дорог, породных уступов и поверхностей отвала по мере их внешнего высыхания в летнее время; ü подбор просыпей и зачистка полотна дорог; ü уплотнение поверхности отвалов. Организационно-технические мероприятия:

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

ü своевременное проведение техосмотра и техобслуживания спецтехники; ü создание на предприятии пункта контроля токсичности газов и регулирования двигателей, оснащенных типовым комплектом газоаналитической аппаратуры; ü обеспечение полноты сгорания топлива за счет исключения работы оборудования на переобогащенных смесях, применение топлива соответствующей марки и чистоты, использование специальных присадок к топливу, уменьшающих дымность выхлопных газов; ü сокращение холостых пробегов и работы двигателей без нагрузок; ü движение транспорта только в пределах промышленной площадки и установленной дороги; ü применение средства подогрева двигателей автомобилей в холодный период года, что исключает их работу на малых оборотах; ü исключение проливов нефтепродуктов; ü обеспечение технологического контроля производственных процессов, соблюдение правил эксплуатации и промышленной безопасности, предотвращающих возникновение аварийных ситуаций и, как следствие, загрязнение окружающей среды аварийными выбросами. Выпускаемые отечественной и зарубежной промышленностью горные машины удовлетворяют нормативным требованиям по вибрации и шуму. Для снижения вибрации и шума конструкторами горного оборудования осуществляются следующие мероприятия: ü применяются малошумные узлы (клиноременные, косозубые и шевронные передачи и др.); ü тщательно статически и динамически уравновешиваются все движущиеся элементы; ü смазываются соударяющиеся детали вязкими жидкостями; ü источники большой вибрации и шума устанавливаются на виброизоляционные опоры и ограждаются звукоизолирующими кожухами; ü обязательное применение глушителей шума (на компрессорах, вентиляторах, кондиционерах и др.); ü кабины управления и кресла операторов устанавливаются на виброгасящих элементах.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

Регулирование выбросов вредных веществ в атмосферу в период неблагоприятных метеорологических условий (НМУ) предусматривает временное сокращение выбросов, приводящих к накоплению вредных веществ в воздухе и формированию высокого уровня загрязнения, до уровня, наблюдаемого при отсутствии НМУ. Предупреждение о повышении уровня загрязнения воздуха в связи ожидаемыми неблагоприятными условиями составляют в прогностических подразделениях Росгидромета. При наступлении НМУ целесообразно учитывать следующие мероприятия организационно-технического характера: ü запретить работу оборудования на форсированном режиме; ü рассредоточить во времени работу технологических агрегатов, не участвующих в едином непрерывном технологическом процессе, при работе которых выбросы веществ в атмосферу достигают максимальных значений; ü ограничить погрузочно-разгрузочные работы, связанные со значительными выделениями в атмосферу загрязняющих веществ; ü использовать запас высококачественного сырья, при работе на котором обеспечивается снижение выбросов загрязняющих веществ; ü прекратить испытание оборудования, связанного с изменениями технологического режима, приводящего к увеличению выбросов в атмосферу. Экологический мониторинг · Объекты мониторинга состояния почвенного покрова Контрольные пункты наблюдения за состоянием почвенного покрова назначаются с учетом особенностей ландшафтной и климатической характеристики района месторасположения, влияния техногенной нагрузки на почвенный покров, с учетом среднегодовой розы ветров (на первом этапе проведения почвенного мониторинга). Кроме того, вне зоны земельного отвода закладывают фоновые участки, (контрольные пункты) наблюдения за состоянием ненарушенного почвенного покрова. Стационарные пробные площадки (пункты, точки) представляют собой площадки размером 25 м2, закрепленные на профилях реперами. Каждому контрольному участку присваивается порядко-

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

вый номер, который остается постоянным на все время действия данного контрольного участка. Контрольный участок при выполнении почвенного мониторинга закрепляется на местности, его географические координаты вносятся в паспорт контрольного участка при выполнении программы почвенного мониторинга. Объемы работ производственного экологического мониторинга почвенного покрова представлены в табл.3. Таблица 3 Объемы работ производственного экологического мониторинга почвенного покрова Пункты

Местоположение

Контрольные пункты наблюдения

Назначение

Контролируемые параметры

Поллютанты: – Контроль медь, свинец, загрязнения цинк, кадмий, почв нефтепродукты, значение рН

Периодичность

1 раз в год

· Экологический мониторинг поверхностных вод Предусмотрена организация пунктов контроля в месте сброса сточных вод в водный объект, а также в контрольном створе на самой реке выше/ниже выпуска сточных вод. Контролируемый компонентный состав сточных вод в точке контроля на выпуске №1: Азот аммонийный, Нитрит-анион, Нитрат-анион, Взвешенные вещества, Нефть (Нефтепродукты). Точки контроля качества речной воды назначаются на расстоянии 500 м ниже/выше выпуска сточных вод. Контроль осуществляется ежемесячно в период открытого русла. Перечень определяемых компонентов при мониторинге наблюдений за водным объектом (выше/ниже выпусков): Азот аммонийный, Нитрит-анион, Нитрат-анион, Взвешенные вещества, Нефть (Нефтепродукты). Плавающие примеси, Запах, Окраска, Температура, Водородный показатель (рН), Растворенный кислород, ХПК, Минерализация, Возбудители кишечных инфекций, ТКБ, ОКБ, Колифаги, Жизнеспособные яйца гельминтов, онкосферытениид и жизнеспсобные цисты патогенных кишечных простейших, Токсичность.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

· Экологический мониторинг подземных вод Контроль состояния грунтовых вод в районе размещения потенциальных источников загрязнения подземных вод осуществляется путем режимных наблюдений, включающих: ü измерения уровней грунтовых вод, уровней воды в открытых водоемах, находящихся в зоне разгрузки грунтового потока; ü измерения температуры воды в скважинах и реке; ü отбор проб и химический анализ грунтовых вод и воды поверхностных водоемов. Основными задачами наблюдения являются: ü изучение условий формирования и прогноз развития пьезометрических воронок депрессии; ü оценка изменения ресурсов и режима подземных вод под влиянием техногенного воздействия на прилегающую к разрезу территорию; ü оценка системы взаимосвязи водоносных горизонтов между собой и с поверхностными водами; ü уточнение исходных данных для разработки мероприятий по сокращению отрицательного влияния разреза на геологическую среду; ü изучение химического состава подземных води контроль его изменения в процессе развития горных работ. Для контроля качества подземных вод предусматриваются создание сети гидронаблюдательных скважин. Скважины размещаются вблизи отстойников, отвалов, участка ОГР. Выводы. Рассмотрены воздействие открытых разработок на территорию, условия землепользования, в результате которых могут возникнуть деградационные изменения почв. Предложены мероприятия по охране нарушенных земель, при применении которых возможно восстановление почвенного покрова. В качестве рекультивационных работ приняты направления рекультивации: сельскохозяйственное, лесохозяйственное, позволяющие восстановить ценность нарушенных земель, и улучшить экологические условия района. Также был проведен экологический мониторинг почвенного покрова, поверхностных и подземных вод, состояния почвенного покрова, определен перечень компонентов для наблюдения за

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

водным объектом, для контроля состояния грунтовых вод в районе размещения потенциальных источников загрязнения подземных вод. Библиографический список 1. ГОСТ 17.5.3.04-83 «Охрана природы. Земли. Общие требования к рекультивации земель» [Текст]. — Введ. 1984–07–01. — Москва: ИПК Изд-во стандартов, 2002. — 22с. 2. ГОСТ 17.5.1.02-85 Охрана природы (ССОП). Земли. Классификация нарушенных земель для рекультивации [Текст]. — Введ. 1986–01–01. — Москва: ИПК Изд-во стандартов, 2002. — 21 с. 3. ГОСТ 17.5.1.03-86 «Охрана природы. Земли. Классификация вскрышных и вмещающих пород для биологической рекультивации земель»; [Текст]. — Введ. 1988–01–01. — Москва: ИПК Изд-во стандартов, 2002. — 25 с. 4. Рыбникова, Л. С. Геоэкологические проблемы использования выработанных карьерных пространств на Урале [Текст] / Л. С. Рыбникова, П. А. Рыбников, И. В. Тарасова.– ФТРПИ.–№1, 2017.– С.170–182. 5. Опарин, В. Н. Комплексный мониторинг техногенной нагрузки на атмосферу горнопромышленного региона [Текст] / В. Н. Опарин, В. П. Потапов, О. Л. Гиниятуллина, А. А. Быков, Е. Л. Счастливцев – ФТРПИ. – 2017. – №5,– С.162–172.

Belsh T. A., Nemova N. A. (Institute of mining, Siberian branch, Russian Academy of Sciences) MEASURES FOR ENVIRONMENTAL PROTECTIONIN THE DEVELOPMENT OF COAL DEPOSIT The calendar plan for the involvement of the seized land in circulation. Sources of impact on land resources and soil cover during the operation of the facility are shown, and environmental monitoring is conducted. Proposed measures for the protection of disturbed lands. Keywords: sources of impact, environmental monitoring, remediation, measures, types of violations, mining stocks.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

УДК 622.271 ОСОБЕННОСТИ РАЗРАБОТКИ НЕРУДНЫХ МЕСТОРОЖДЕНИЙ НА ПРИМЕРЕ МОЧИЩЕНСКОГО МЕСТОРОЖДЕНИЯ ГРАНИТОВ Хусан Б., магистр, докторант1 Немова Н. А., канд. техн. наук, ст. науч. сотр., науч. рук.2 1

(КарГТУ, г. Караганда, Казахстан) hbolat@mail.ru 2 (Институт горного дела СО РАН, г. Новосибирск, Россия) Проведен анализ состояния горных работ на текущий момент разработки месторождения и пути дальнейшего развития карьера на месторождении строительного камня «Мочищенское». В результате анализа выявились факторы осложняющие подготовку горных пород к выемке и погрузке. Рекомендовано изменить параметры буровзрывных работ для дальнейшей разработки месторождения гранитов. Ключевые слова: месторождение гранитов, месторождение строительного камня, буровзрывные работы, вскрыша, «пустые» породы, полезное ископаемое.

Введение Мочищенское месторождение гранитов находится на Приобском степном плато, занимающем юго-восточную часть Западно-Сибирской низменности на её сочленении с древними склонами Колывань-Томской складчатой зоны. Месторождение находится на территории Заельцовского района г. Новосибирска, в 12 км на северо-запад от центра города и в 4 км на восток от с. Мочище. Площадь месторождения ограничена контуром горного отвода. Расширение его границ в плане исключается, так как прилегающие площади застроены. Мочищенское месторождение характеризуется следующими особенностями геологического строения, определяющими его группу и тип: – форма тела – штокообразная; – сложность геологического строения – тело гранитов рассечено многочисленными зонами гидротермально измененных

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

пород, а также тектоническими зонами чрезвычайной трещиноватости; – качественные показатели – невыдержанные. Истираемость щебня из гранитов изменяется от 12,8 до 56,8 %, марка по морозостойкости от Мрз15 Мрз200. Гидротермально измененные граниты имеют низкую прочность и морозостойкие, в связи с чем они отнесены к «пустым» породам. В соответствии с нормативными документами [1], по условиям залегания и выдержанности качества Мочищенское месторождение относится ко 2-ой группе. Месторождения (участки недр) сложного геологического строения с крупными и средними по размерам телами с нарушенным залеганием, характеризующимися неустойчивыми мощностью и внутренним строением, либо невыдержанным качеством полезного ископаемого и неравномерным распределением основных ценных компонентов. Мочищенское месторождение сложено нормальными биотитовыми и биотит-роговообманковыми среднезернистыми гранитами. Вредные примеси представлены единичными вкраплениями магнетита и пирита. Содержание в породе сернистых соединений в пересчете на SO3 не превышает 14 %. Отдельными выработками и в забоях карьера в центральной части среди среднезернистых гранитов вскрыты мелкозернистые аляскитовые граниты. Кроме этого, карьером и скважиной 214 (1988 г.) вскрыты две дайки диабазовых порфиритов. Распространение этих пород на месторождении незначительное. По степени вторичных изменений породы разделили при геологической документации на следующие разновидности: – свежие, – затронутые выветриванием, – выветрелые, – гидротермально измененные. Выветрелые породы отнесены к вскрыше, гидротермально измененные к «пустым» породам внутри полезного ископаемого. Последние образуют различной мощности линейные зоны. Предусматривается селективная отработка таких зон мощностью 3 м и более.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

Зоны мощностью менее 3 м отрабатываются совместно с крепким камнем и поступают в составе горной массы на переработку. Лабораторными испытаниями установлено, что выделенные разновидности гранитов: среднезернистые, мелкозернистые, свежие и затронутые выветриванием, а также диабазовые порфириты, независимо от степени их трещиноватости, обладают практически одинаковыми физико-механическими характеристиками. При отработке месторождения эти разновидности ввиду идентичности их качества и из-за небольших размеров тел нецелесообразно выделять в отдельные блоки. Поэтому они рассматриваются, как один тип и сорт полезного ископаемого, а именно как сырье для производства щебня для балластного слоя железнодорожного пути [2] и щебня для строительных работ [3]. По трудности разработки одноковшовыми экскаваторами скальные породы, предварительно разрыхленные взрывами, относятся к категориям: полезное ископаемое – гранит среднезернистый – IV, гранит мелкозернистый – V, «пустые» породы – гидротермально измененный гранит – IV. Коэффициент крепости по Протодьяконову: – полезного ископаемого – 14, – «пустых» пород – 10, Категория крепости по бурению: полезного ископаемого – гранит среднезернистый – IX, гранит мелкозернистый – X, «пустых» пород – IX. В Северной части площади подсчета запасов местами сохранились вскрышные породы, представленные суглинком и выветрелыми гранитами. Уборка последних возможна только после предварительного рыхления взрывами. Мощность вскрышных пород на флангах достигает 30 м. По трудности экскавации вскрышные скальные породы относятся к IV категории, по бурению – к VI категории. Суглинки по трудности экскавации относятся ко II категории. Согласно [4] суглинки относятся к потенциально-плодородным породам, выветрелые граниты – к непригодным породам для биологической рекультивации земли. В 2017 году был произведен пересчет запасов по состоянию на 01.01.2017 г., согласно которого остаток запасов строительного камня Мочищенского месторождения пригодного для произ-

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

водства строительного щебня по категориям в тыс.м3 составил: С1 – 5712, С2 – 1362. Годовой объём добычи полезного ископаемого в плотном теле составляет – 330,0 тыс.м3. Обеспеченность предприятия запасами составляет – 17 лет (до 2034 года включительно). Порядок отработки Учитывая строение месторождения была предусмотрена отработка полезного ископаемого сверху вниз горизонтальными слоями до 2018 года. [5] В пределах горизонта, направление подвигания фронта добычных работ с юга на север – в южной половине месторождения и северо-западное направление в северной половине месторождения, что обусловлено ориентацией зон «пустых» пород. На основании разработанного и утвержденного проекта технического перевооруженияв 2017 г. отработка запасов месторождения производится валовым способом без выделения этапов. [6] Внешние границы карьера при отработке Мочищенского месторождения в плане с восточной, южной и западной стороны определены с учётом расположенных на дневной поверхности административных и промышленных зданий, а также сложившейся фактической горной выемки. В северной части месторождения производится разноска борта для максимального извлечения балансовых запасов, но также ограничена нахождением на дневной поверхности административных и промышленных зданий и частных жилых коттеджей. Длина карьера по верху на конец отработки составит – 1055 м, ширина – 550 м. Площадь карьера по верху 44,8 га. Вскрытие поля карьера Подготовка рабочих горизонтов к отработке была осуществлена посредством съездов шириной по основанию 20 м и разрезными траншеями, заложение съездов – в восточный борт карьера. Съезды являются продолжением системы съездов, служащих транспортной связью карьера со щебеночным заводом. [5] На основании разработанного и утвержденного проекта технического перевооружения в 2017 г. для отработки верхних горизонтов предусмотрена проходка вскрывающей наклонной траншеи в северо-западной части карьерной выемки. [6]

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

Доступ на рабочие горизонты обеспечивается постоянными технологическими автодорогами, которые обладают достаточной пропускной способностью для обеспечения всего грузооборота карьера, а по ширине проезжей части рассчитаны на максимально используемый на карьере автотранспорт. Вскрытые горизонты отрабатываются по мере разноски бортов въездными полутраншеями. Расположение въездных траншей обеспечит оптимальную схему транспортировки горной массы и ведение горных работ, не нарушая существующую схему разработки. В настоящее время на месторождении сформирована карьерная выемка. Южный борт не подлежит дальнейшей отработки, запасы полезного ископаемого отработаны, и борт карьера поставлен в конечное положение. Основной объём горных работ расположен в северной и восточных частях карьера. Горные работы ведутся по продольной однобортовой углубочной системе разработки с переменным положением рабочей зоны. [7] Применяется цикличная технологическая схема с использованием горнотранспортного оборудования (экскаватор – автосамосвал). На горизонте +97,0 м в южной части участка расположен водосборник (зумпф) с насосными установками, данная система водоотлива исключает затопление горной выемки. Выбор системы разработки Основными факторами, влияющими на выбор системы разработки, являются: – горно-геологические условия залегания полезного ископаемого и особенности рельефа; – горнотехнические условия эксплуатации; – существующее положение горных работ. Для отработки месторождения была принята транспортная система разработки с внешним отвалообразованием. Исходя из принятой системы разработки месторождения, способа подготовки горной массы к экскавации и ее выемки, а также вида карьерного транспорта, ведение горных работ выполнялось по цикличной технологической схеме, обеспечивающей полноту и экономичность выемки полезного ископаемого. [5]

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

Добычные работы велись двумя забоями, расположенными на смежных горизонтах, что обусловлено наличием большого количества зон «пустых» пород в северной половине месторождения. Наличие двух рабочих горизонтов позволило обеспечить бесперебойную подачу горной массы в приемный бункер щебзавода и при этом иметь возможность селективно отрабатывать встреченную одним из забоев зону «пустых» пород. Подготовка горных пород к выемке и погрузке осуществлялось буровзрывным способом. Погрузка горной массы из забоев карьера предусматривалась экскаваторами ЭКГ-5 и ЭКГ-4,6 с вместимостью ковша 5 и 4,6 м3. Транспортировка горной массы осуществлялась автосамосвалами грузоподъёмностью 30 т. Анализ факторов, определяющих выбор системы разработки, показал, что дальнейшую отработку месторождения в границах участка целесообразно осуществлять по системе, принятой в проекте технического перевооружения. Схема отработки месторождения включает в себя следующие основные процессы: – разрушение горных пород взрывом (буровзрывные работы выполняются с привлечением специализированных подрядных организаций); – погрузка горной массы осуществляется экскаваторами ЭКГ-5А, с ковшом ёмкостью 5,2 м3 (добычные работы) и гидравлическим экскаватором VolvoEC360B, с ковшом ёмкостью 1,6 м3 (вскрышные работы); – транспортировка горной массы автосамосвалы БелАЗ7540, грузоподъемностью 30 тонн и КрАЗ-256Б грузоподъемностью 12 тонн. [6] Добытая горная масса транспортируется автосамосвалами в приёмный бункер на дробильно-сортировочный комплекс, расположенный на дневной поверхности (промплощадка). Факторы, влияющие на дальнейшую разработку месторождения В ходе проведения анализа состояния горных работ выявились следующие факторы, которые осложняют отработку месторождения:

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

1. Добычные горизонты находятся в положении, которое не обеспечивает размеры рабочих площадок для техники в соответствии с требованиями правил безопасного ведения горных работ; 2. Уступы карьера во многих местах находятся в неустойчивом состоянии, присутствуют осыпи, ширина берм не соответствует требованиям правил безопасности, бермы завалены кусками горных пород; 3. Карьер завален негабаритом; 4. Ведение взрывных работ в карьере крайне затруднено, а в некоторых случаях невозможно из-за того, что в непосредственной близости от границ горного отвода находятся капитальные строения соседних организаций и частные дома. Нет возможности оцепить зону опасную по разлёту осколков при проведении взрывных работ. Заключение Для дальнейшей разработки месторождения необходимо провести ряд мероприятий по улучшению состояния горных работ: 1. Размеры добычных горизонтов привести в соответствие с проектной документацией, а именно ширина рабочих площадок и берм должна соответствовать размерам принятым в проекте техперевооружения. 2. Параметры опасной зоны по разлету кусков после проведения взрывных работ должны удовлетворять требованиям ПБ. В случае нахождения вблизи капитальных строений соседних организаций и частные дома необходимо изменить параметры паспорта буровзрывных работ для дальнейшей работы. Но т.к. проектом предусмотрены высота взрывного уступа 10 м, то необходимо уменьшить высоту взрывного уступа и изменить порядок ведения взрывных работ с целью уменьшения воздействия на капитальные строения. В 2016 году была проведена ревизия и пересчет запасов с целью уточнения количества оставшихся в пределах месторождения балансовых запасов. При разработке проекта технического перевооружения, выполненной институтом по проектированию инженерных сооружений и промышленных предприятий в 2017 г. было предусмотрено изменение парка горно-транспортного оборудования, а также был изменен порядок отработки месторождения.

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

Библиографический список 1. Приказ МПР РФ от 11 декабря 2006 г. N 278 «Об утверждении Классификации запасов и прогнозных ресурсов твердых полезных ископаемых». 2. ГОСТ 7392-2014 Щебень из плотных горных пород для балластного слоя железнодорожного пути. Технические условия. 3. ГОСТ 8267-93 Щебень и гравий из плотных горных пород для строительных работ. Технические условия (с Изменениями № 1–4). 4. ГОСТ 17.5.1.03-86 Охрана природы (ССОП). Земли. Классификация вскрышных и вмещающих пород для биологической рекультивации земель. 5. Рабочий проект «Мочищенский щебеночный завод Западносибирской железной дороги. Разработка месторождений гранитов». – Гипротрнаспуть, 1992. – 87с. 6. Технический проект «Техническое перевооружение карьера на месторождении гранитов Мочищенского щебеночного завода–филиала ОАО «ПНК»». – Новосибирск, 2017.–219с. 7. Ржевский, В. В. Открытые горные работы. Часть 2. [Текст] / В. В. Ржевский. – М.: Недра, 1985. – С.108–116.

Husan B.1, Nemova N. A.2, (1Karaganda State Technical University, Kazakhstan, Karaganda , 2Institute of mining, Siberian branch, Russian academy of sciences, Russia, Novosibirsk) FEATURES OF THE DEVELOPMENT OF NON-METAL DEPOSITS ON THE EXAMPLE OF MOCHISHCHENSKOYEDEPOSIT OF GRANITES The analysis of the state of the mining operations at the current moment of the field development and the ways of further development of the open pit at the Mochishchenskoye building stone deposit were carried out. The analysis revealed factors complicating the preparation of rocks for excavation and loading. It is recommended to change the parameters of drilling and blasting operations for the further development of the granite deposit. Key words: granite deposit, building stone deposit, drilling and blasting, overburden, “empty” rocks, minerals.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

УДК622.235 МНОГРЯДНОЕ КОРОТКОЗАМЕДЛЕННОЕ ВЗРЫВАНИЕ СКВАЖИННЫХ ЗАРЯДОВ В УСЛОВИЯХ УСТУПНОЙ ОТБОЙКИ Атагелдиев К. Т., магистрант гр. ГДМ-18-1 Баизбаев М. Б., канд. техн. наук, доц., науч. рук. (Карагандинский Государственный технический университет, г. Караганда, Казахстан, E-mail: baiz76@mail.ru) В общем комплексе разработки месторождений полезных ископаемых буровзрывные работы являются начальным звеном всего технологического цикла, поэтому от качества подготовки горной массы взрывом зависит эффективность всех последующих процессов добычи и переработки сырья. Ключевые слова: буровзрывные работы, короткозамедленное взрывание, дробление, контурное взрывание, конечной контур, заряжаемые скважины, уступной отбойка, законтурный массив, межблочные подвижки.

Добыча полезных ископаемых сопряжены с необходимостью разработки больших объёмов крепких скальных горных пород, выемка и перемещение которых требуют предварительной буровзрывной подготовки (дробления и рыхления), осуществляемой, как правило, скважинными либо шпуровыми зарядами ВВ в условиях уступной отбойки. Объёмы и высокая стоимость ежегодно выполняемых БВР, а также существенное влияние качества взорванной горной массы на производительность последующих выемочно-погрузочных работ, транспортировки и первых стадий обогатительного передела определяет необходимость постановки научных исследований, направленных на повышение эффективности БВР. В этой же связи следует отметить целесообразность совершенствования научно-методической базы проектирования взрывных работ в соответствии с накопленным за последние десятилетия опытом. Анализ технологии открытых горных работ позволяет выделить две наиболее существенные проблемы, связанные с БВР – обеспечение требуемой степени дробления пород и устойчивости

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

долговременных откосов уступов и бортов карьеров и горностроительных выработок. Необходимость достижения требуемой степени дробления обусловлена отмеченным выше влиянием качества взорванной горной массы на производительность последующих горнотехнологических процессов. Кроме того, в промышленном строительстве требования к качеству взорванной массы нередко ужесточаются техническими условиями, исходя из функциональных особенностей строящихся объектов. В результате исследований отечественных и зарубежных учёных установлены механизм взрывного разрушения горных пород и характер зависимости степени их дробления от структуры массива, крепости пород, технологических факторов. Но применяемые в настоящее время эмпирические формулы для расчёта параметров БВР являются весьма ориентировочными, а рассчитанные по ним параметры корректируются путём проведения дорогостоящих опытно-промышленных работ. С увеличением глубины карьеровбольшое значение приобрело обеспечение устойчивости долговременных откосов уступов и бортов, поэтому существенно возросли требования к сохранности законтурного массива и качеству оформляемых бортов, что привело к разработке и широкому внедрению контурного взрывания. При этом сохранилась недооценка действия взрыва на законтурный массив, где раскрытие природных трещин и необратимые межблочные подвижки, вызванные взрывом, приводят к снижению устойчивости откосов и, следовательно, к необходимости их дорогостоящего крепления, либо к не менее затратному выполаживанию. Поэтому при профилировании бортов карьеров необходимо осуществлять смягчение механического воздействия БВР в тыльную часть массива, что определяет целесообразность разработки эффективной технологии щадящего взрывания в предконтурных зонах. В соответствии с изложенным научная проблема обоснования технологии БВР, обеспечивающей заданную степень дробления пород и устойчивость бортов карьеров и горно-строительных выработок, является актуальной. Существенный прогресс в области взрывного дела был бы невозможен без научных исследований и развития теоретических

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

представлений о действии взрыва в горных массивах. В этой же связи необходимо отметить видных зарубежных исследователей. Для совершенствования физико-технических основ оптимизации буровзрывных технологий разрушения горных пород большое значение имеют исследования механических эффектов промышленных взрывов в трудах акад. РАН Адушкина В. В., проф. Баранова Е. Г., Барона Л. И., Белина В. А., Боровикова В. А., Викторова С. Д., Гончарова С. А., Друкованного М. Ф., Казакова Н. Н., Крюкова Г. М., Кутузова Б. Н., Мосинца В. Н., Репина Н. Я., Тарасенко В. П., Щукина Ю. Г. и других отечественных учёных. Наиболее надёжной основой для дальнейшего развития аналитической базы буровзрывной технологии являются изучение зон взрывного разрушения в крепких горных породах, установление закономерностей формирования грансостава взорванной горной массы, разработка более совершенной математической модели взрывного дробления горных пород. Решение данных задач применительно к условиям многорядного короткозамедленного взрывания позволяет уточнить зависимость степени дробления от параметров БВР и показателей физико-технических свойств пород, а также усовершенствовать методику расчёта параметров БВР на заданное дробление. Как уже было отмечено, повышение требований к сохранности законтурного массива и качеству оформляемых бортов, сопровождавшее увеличение глубины карьеров и профильных горно-строительных выемок, привело к внедрению технологии контурного взрывания. Наиболее существенные аспекты контурного взрывания были рассмотрены в работах Холмса Д. К., Пэйна Р. С., Кларка Х. И., Давыдова С. А., д.т.н. Боровикова В. А., к.т.н. Граура М. И., Фещенко А. А., д.т.н. Фокина В. А. и других исследователей. Однако до сих пор имеет место недооценка действия взрывов на законтурный массив. Даже при наличии щелевого экрана, воздействие скважинных зарядов рыхления способно приводить к раскрытию природных трещин, необратимым межблочным подвижкам и снижению устойчивости оформляемых откосов. Поэтому при профилировании бортов карьеров и откосов ответственных горно-строительных выработок необходимо осуществлять щадящее взрывание в предконтурных зонах.

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

В существующей технологии буровзрывной подготовки массивов горных пород к выемке доминирует многорядное короткозамедленное взрывание скважинных зарядов в условиях уступной отбойки. Зависимость грансостава горной массы от показателей физико-технических свойств горных пород и параметров БВР. Экспериментальное изучение процессов взрывного разрушения горных пород и обобщение полученных результатов позволяет выделить следующие основные природные факторы и технологические параметры, существенно влияющие на степень взрывного дробления горных пород: трещиноватость (блочность) взрываемого массива, крепость взрываемых пород и их объёмный вес, диаметр заряда, удельный расход ВВ. Поэтому средний размер куска горной массы, определяющий интенсивность взрывного дробления, может быть представлен в виде степенного одночлена:

d c = к × f a d eb g q d d q l ,

(1)

где f – коэффициент крепости пород по проф. Протодъяконову М. М.; de, – средний размер блока в массиве; γ – объёмный вес породы; d – диаметр заряда; q – удельный расход ВВ; α, β, θ, δ, λ – показатели степени; к – коэф. пропорциональности. Зависимость грансостава горной массы от удельного расхода ВВ Удельный расход ВВ является наиболее эффективным средством управления степенью дробления горных пород, определяющим стоимостные параметры буровых и взрывных работ. С учётом же существенного влияния грансостава горной массы на производительность выемочно-погрузочного, транспортного и дробильного оборудования удельный расход ВВ в значительной мере определяет и эффективность всего горнотехнологического комплекса.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

В настоящее время наиболее обоснованной считается гиперболическая зависимость диаметра среднего куска взорванной горной массы от удельного расхода ВВ в виде: dc ~ 1

Диаметр среднего куска, d , мм

Однако в оценке показателя степени λ существуют значительные расхождения – его величина, по данным отечественных и зарубежных исследователей, изменяется от 0,5 (Мец Ю. С.) до 2,9 (Рустан А., Швеция). Поэтому в упомянутых выше промышленных экспериментах было обращено особое внимание на точность измерения основных результатов взрывного дробления пород. На рис. 1 приведена зависимость диаметра среднего куска взорванной массы dc от удельного расхода ВВq, по результатам промышленно-экспериментальных взрывов скважинных зарядов диаметром 110–220 мм в гранитных массивах III–IV категорий трещиноватости крепостью f=12–14. y = 407.44x-0.9778 R2 = 0.7673

900 800 700 600 500 400 300 200 100 0 0

Удельный расход ВВ, q, кг/ м куб

Рис.1. Зависимость диаметра среднего куска взорванной массы dc от удельного расхода ВВq в гранитах III–IV категорий трещиноватости при f=12…14

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

Анализ полученных результатов с использованием программы Excel позволяет установить зависимость осреднённого размера куска взорванной горной массы от удельного расхода ВВ в виде:

d c = 0 ,407 q -0 ,98 ~ q -1 .

(2)

(Достоверность аппроксимации при этом составляет R =0,77). Таким образом, в выражении (1) можно принять λ = –1, при этом dc ~ 1/q. На рис. 2 отражен анализ результатов экспериментальнопромышленных взрывов на строительстве основных сооружений в крупноблочных гранитах с использованием скважинных зарядов ПВВ диаметром 89, 105, 150 и 220 мм. 2

Рис. 2. Зависимость диаметра среднего куска взорванной горной массы от диаметра скважинных зарядов по результатам экспериментальнопромышленных взрывов в крупноблочных гранитах крепостью f=12–14

При этом рассматривалась усечённая выборка по массовым взрывам с удельным расходом ВВ, изменявшимся в сравнительно

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

небольшом диапазоне от 0,9 до 1,1 кг/м3 (вцелях исключения влияния данного параметра). В соответствии с данным анализом

d c ~ d 0,33 ( R2=0,84).

(3)

Разработанная в статье методика расчёта основных параметров БВР при многорядном короткозамедленном взрывании скважинных зарядов отражена в обобщённом виде. Статья научно обоснованные технологические решения по обоснованию технологии буровзрывных работ в карьерах и открытых горно-строительных выработках, обеспечивающей требуемую степень дробления пород и сохранность долговременных бортов карьеров и выработок при многорядном короткозамедленном взрывании скважинных зарядов ВВ; внедрение данных решений вносит значительный вклад в развитие горнодобывающей и горно-строительной отраслей промышленности. В результате проведенных исследований установлено следующее: – Дополнена систематизация подготовки массивов горных пород к выемке при использовании многорядного короткозамедленного взрывания скважинных зарядов в условиях уступной отбойки; – Установлена обобщённая зависимость среднего размера куска взорванной горной массы от параметров зарядов и физикотехнических характеристик пород; – Определена зависимость грансостава горной массы от удельного расхода ВВ. Библиографический список 1. Кутузов, Б. Н. Разрушение горных пород взрывом. Взрывные технологии в промышленности [Текст] / Б. Н. Кутузов. – Москва : МГГУ, 1994. – С. 154–159. 2. Кузнецов, В. А. Аналитическая оценка грансостава взорванной горной массы [Текст] / В. А. Кузнецов // Взрывное дело – 1998. – № 91/48. – С. 82–85.

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

3. Викторов, С. Д. К расчёту зон, опасных по разлёту кусков взорванной породы [Текст] /С. Д. Викторов, В. А. Кузнецов // Взрывное дело – № 92/49. –С. 233–239. 4. Кузнецов, В.А. Параметры и технологические особенности контурного взрывания при строительстве профильных выемок [Текст] / В. А. Кузнецов // Научные школы МГГУ, Т.2. –М.: МГГУ, 2008. – С. 148–154.

Atageldyiev K. T., Baizbaev M. B. (Karaganda State Technical University, Karaganda, Kazakhstan) MULTIPLESHORT-TERMINAL EXPLOSION OF WELLS CHARGES UNDER CONDITIONS OF ACCESSIBLE DISCHARGE In the general complex of development of mineral deposits, blasting and blasting operations are the initial link in the entire production cycle, therefore the effectiveness of all subsequent processes of extracting and processing raw materials depends on the quality of preparation of the rock mass. Key words: Blasting, short-delay blasting, crushing, contour blasting, finite contour, rechargeable wells, escaping blasting, contour array, inter-block motions.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

УДК 622.831 ИССЛЕДОВАНИЯ ЭФФЕКТИВНОСТИ СПОСОБА ОХРАНЫ УЧАСТКОВЫХ ВЫРАБОТОК ОБОЛОЧКАМИ, ЗАПОЛНЕННЫМИ ДРОБЛЕНОЙ ПОРОДОЙ Бабак Б. Н., студент гр. РПМ-13б, Касьян Н. Н., д-р техн. наук, проф., науч. рук., Касьяненко А. Л., канд. техн. наук, доц. (ГОУВПО «ДОННТУ», г. Донецк, ДНР) rpm@mine.donntu.org Приведены результаты исследований эффективности способа охраны участковых выработок оболочками, заполненными дробленой породой. Установлено, что при использовании опорных элементов с квадратной формой поперечного сечения усадка охранной конструкции составляет 14,3%, что в 1,3 раза меньше, чем при круглой форме сечения опорного элемента. Ключевые слова: способы охраны, оболочка, опорный элемент, охранное сооружение, нагрузочно-деформационная характеристика.

Одним из условий обеспечения конкурентной способности угля, как одного из основных источников энергии, является снижение производственных расходов на его добычу, основную часть которых составляют затраты на проведение и поддержание подготовительных выработок. В условиях ограниченности средств на шахтах ДНР применяется, в основном, сплошная система разработки и ее различные модификации. Ее применение способствует при малых первоначальных затратах быстрому вводу добычных участков в эксплуатацию. В таких условиях на шахтах применяются традиционные способы охраны – накатные костры, тумбы БЖБТ, литая полоса. Стоимость таких охранных сооружений является весьма значительной. Кроме этого их возведение производится вручную. Альтернативным решением этого вопроса являются разработанный в ДонНТУ способ охраны участковых выработок оболочками, заполненными дробленой породой [1]. Достоинством предлагаемых конструкций является то, что из небольшого объе-

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

ма рядовой породы, благодаря использованию ограничивающих поверхностей в виде жестких (гибких) разделительных прокладок или путем размещения рядовой породы в тканевых рукавах (мешках), создаются грузонесущие опорные конструкции. Поэтому модернизация конструктивных элементов и изучение механизма их работы представляет научный и практический интерес. Анализ состояния проблемы охраны выемочных выработок, решаемой в настоящей работе, показывает, что на настоящее время разработано множество конструкций искусственных охранных сооружений. Они отличаются материалом и технологией, которая используется при их возведении, нагрузочнодеформационными характеристиками, стоимостью. В качестве материала искусственных охранных сооружений используется древесина (костры, органка, кусты и их комбинации), железобетон (БЖБТ), быстротвердеющие смеси (литая полоса), рядовая порода (бутовая полоса; охранные полосы, возводимые из опорных элементов, представляющих собой породу, заключенную в оболочку и с разделением по высоте жесткими прокладками). С точки зрения технологии возведения все охранные сооружения, кроме литой полосы, связаны с применением ручного труда. По нагрузочно-деформационной характеристике искусственные охранные сооружения разделяются на жесткие (органка, кусты, БЖБТ, литая полоса) и податливые (костры, бутовая полоса). На наш взгляд, наиболее перспективным способом охраны повторно используемых выемочных выработок в лавах с нагрузкой 1000-1500 т/сут является породная полоса, возводимая из опорных элементов, представляющих собой породу, заключенную в оболочку, а также разделенная по высоте жесткими прокладками. Для широкого применения данных охранных сооружений необходима разработка новых технических решений в направлении модернизации конструктивных параметров и технологии их возведения. Ранее выполненные лабораторные исследования нагрузочно-деформационной характеристики охранных сооружений из рядовой породы, помещенной в тканевую оболочку (опорный элемент) показали, что усадка охранной конструкции составляет 20–25 %. При этом 10 % усадки наблюдается в начальный момент

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

нагружения (до 1 кН). Это связано, на наш взгляд, с тем, что в начальный момент нагружения происходит заполнение пустотности между опорными элементами, которые в сечении напоминают круг. Для уменьшения усадки охранного сооружения предлагаются следующие технические решения (рис. 1):

Рис. 1. Уменьшение пустотности охранных сооружений из опорных элементов: а – за счет расположения деревянных чурок (2); б – за счет изменения формы сечения опорного элемента (1)

1) При диаметре опорного элемента 20–25 см рекомендуется устанавливать между опорными элементами деревянные стойки (рис. 1, а) диаметром 5–7 см. 2) Рекомендуется изменить форму сечения опорного элемента на квадратную. Последнее достигается за счет продольной прошивки ткани опорного элемента по контуру с интервалом 20 см (рис. 1, б). Целью лабораторных исследований являлось оценка эффективности способа охраны участковых выработок оболочками, заполненными дробленой породой. Все лабораторные исследования производились в лаборатории кафедры «Обогащение полезных ископаемых» ДонНТУ на гидравлическом прессе. Геометрический масштаб физических моделей 1:10. Для отражения условий испытаний охранных сооружений реальным условиям отработка моделей осуществлялась с использованием специальной обоймы, имитирующей боковой отпор в охранном сооружении вдоль оси выработки.

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

В первой серии экспериментов было отработано две модели, в которых опорные элементы представляли тканевые мешки диаметром 25 мм и длиной 50 мм (рис. 2, а). Во второй модели для уменьшения усадки конструкции при нагружении, пустотность между опорными элементами заполняли с помощью деревянных чураков диаметром 5 мм и длиной 50 мм (рис. 2, б). Во второй серии лабораторных испытаний было отработано три модели, в которых использовались опорные элементы диаметром 35 мм и длиной 95 мм. В первой модели ее отработка велась без имитации бокового подпора, во второй – с боковым подпором. В третьей модели опорные элементы в сечении представляли собой подобие квадрата. Сами лабораторные испытания моделей охранных сооружений, после их укладки, заключались в измерении абсолютных деформаций ( Dh ) в зависимости от величины прикладываемой нагрузки ( P ). Потом вычислялись относительные деформации ( Dh hн ), где hн – начальная высота охранного сооружения, и удельные деформации на единицу нагрузки между каждой ступенью нагружения от уровня нагрузки Dh DP = f (P ) .

а)

б)

Рис. 2. Состояние моделей в первой серии экспериментов: а) мешки; б) мешки с деревянными чурками

На рис. 3,а приведены графики относительных смещений (1 и 1') испытываемой конструкции и удельных деформаций (2 и 2') от величины внешней нагрузки соответственно первой и второй модели.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

2 2'

а)

б)

Рис. 3. График зависимости относительных и удельных деформаций в зависимости от прикладываемой нагрузки а) первой серии; б) второй серии экспериментов

Анализ графиков для первой серии экспериментов показывает, что для 1-й модели при увеличении нагрузки в начальный момент от 0 до 1 кН наблюдается резкая усадка охранного сооружения на 10 %. При этом величина удельной деформации составляет 11 мм/кН. Ступенчатый рост нагрузки до 10 кН (ступень нагружения равна 1 кН) приводит к увеличению усадки охранного сооружения до 20,5 %. Причем этот рост носит относительно плавный характер. Величина удельной деформации на различных ступенях нагружения колеблется от 1 до 6 мм/кН. Такой характер деформирования охранного сооружения объясняется, на наш взгляд, тем, что в начальный момент нагружения конструкции происходит выборка пустотности между опорными элементами за счет изменения их формы. При испытании модели № 2 анализ показывает, что в отличие от характера деформирования охранного сооружения в 1-й модели наблюдается плавное деформирование с увеличением нагрузки до 10 кН. При этом усадка охранной конструкции составляет 14,4 %, что в 1,4 раза меньше.

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

На рис. 3,б показаны графики зависимости относительных деформаций в зависимости от прикладываемой нагрузки для второй серии экспериментов: модель № 1 – 1, модель № 2 – 2, модель № 3 – 3. Их анализ показывает, что в моделях № 1 и № 2 при нагружении их до 2 кН наблюдается их резкая усадка соответственно до 18,4 и 10,2 %. Отсутствие бокового подпора увеличивает усадку на 8 %. При этом удельные деформации изменяются соответственно с 12–7 мм/кН до 8–4 мм/кН. При дальнейшем увеличении нагрузки до 10 кН величина усадки составляет соответственно 26 и 18,6 %. При испытании модели №3 наблюдается плавное увеличение деформации охранного сооружения, которая при нагрузке 10 кН составляет 14,3 %. Таким образом, для улучшения способа охраны выработки были предложены следующие мероприятия: 1) на основании выполненного в работе анализа способов охраны выемочных выработок установлено, что в условиях сложной экономической ситуации в ДНР наиболее рациональным способом охраны является искусственное сооружение из рядовой породы с использованием ограничивающих поверхностей. 2) одним из вариантов такого способа охраны является несущая конструкция, состоящая из опорных элементов, представляющих рядовую породу, помещенную в замкнутую оболочку. 3) для снижения усадки конструкции в работе предлагается два технических решения: – для уменьшения пустотности между опорными элементами круглого сечения укладываются деревянные стойки; – опорные элементы выполнены из оболочек квадратной формой поперечного сечения. 4) в результате лабораторных исследований установлено: – при укладке между опорными элементами деревянных стоек усадка охранной конструкции составляет 14,4 %, что в 1,4 раза меньше, чем без них; – при использовании опорных элементов квадратной формой поперечного сечения усадка охранной конструкции составляет 14,3 %, что в 1,3 раза меньше, чем при круглой форме сечения опорного элемента.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

Библиографический список 1. Касьян, Н. Н. Исследование влияния ограничивающих поверхностей внутри охранного искусственного сооружения из рядовой породы на его нагрузочно-деформационную характеристику [Текс] / Н. Н. Касьян [и др.] // VII школа геомеханики 2007: междунар. науч.-техн. конф., 16–19 окт. 2007 г.: мат. науч.-техн. конф. – Гливице-Устронь, 2007. – С.89–95.

Babak B. N., Kasyan N. N., Kasyanenko A. L. (SEI HPE «Donetsk national technical university», DPR) STUDY OF THE EFFICIENCY OF SUPPORT METHOD MINING TUNNEL BY SHELLS FILLED WITH CRUSHED ROCKS The results of studies of the effectiveness of support method mining tunnel with shells filled with crushed rocks are given. It has been established that when using support elements with a square cross-sectional shape, the shrinkage of support construction is 14.3%, which is 1.3 times less than with a round crosssectional shape of the support element. Keywords: support methods, shell, support element, support construction, load-deformation characteristic.

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

УДК 622.831 ИССЛЕДОВАНИЯ СПОСОБА ОХРАНЫ УЧАСТКОВЫХ ВЫРАБОТОК ИСКУССТВЕННЫМИ КОНСТРУКЦИЯМИ ИЗ РЯДОВОЙ ПОРОДЫ С ОГРАНИЧИВАЮЩИМИ ЭЛЕМЕНТАМИ Иванюгин А. А., студент гр. РПМ-13а, Касьян Н. Н., д-р техн. наук, проф., науч. рук., Касьяненко А. Л., канд. техн. наук, доц. (ГОУВПО «ДОННТУ», г. Донецк, ДНР) rpm@mine.donntu.org Приведены результаты исследований влияния параметров породных опорных сооружений, возводимых с использованием ограничивающих поверхностей на их нагрузочно-деформационную характеристику. Ключевые слова: способы охраны, металлическая сетка, породные охранные сооружения, нагрузочно-деформационная характеристика.

Одним из известных породных охранных сооружений, возводимых при малом объеме используемой породы, является конструкция, в которой породная стенка разделяется по высоте жесткими прокладками [1]. Как отмечалось в работе [2], существенным недостатком этого охранного сооружения является необходимость выравнивания породного слоя перед укладкой жестких прокладок. Для устранения этого технологического недостатка в работе предлагается в качестве ограничивающей поверхности породных слоев использовать гибкие прокладки – металлические сетки (рис. 1). Это позволяет возводить породное охранное сооружение без выравнивания каждого породного слоя. Жесткость породной стенки, разделенной по высоте прокладками, определяется компрессионными свойствами породного материала и величиной бокового подпора, который формируется силами трения по контакту породного материала с прокладками. При использовании в качестве гибкой разделительной прокладки металлической сетки величина бокового подпора оп-

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

ределяется силами трения, возникающими между породными фрагментами в слое (которые способны перемещаться) и кусками породы, которые находятся в ячейках сетки (неподвижные). Следует отметить, что при этом к силам трения, препятствующим расползанию породы в слое, добавляются силы, характеризующие зацепление между породными фрагментами, находящимися в слое и ячейках сетки.

1 2

Рис. 1. Опорное сооружение с использованием разделительных прокладок с применением сетки: 1 – порода; 2 – сетка

Как установлено в работе [2] одним из существенных недостатков породного охранного сооружения, возводимого при разделении его по высоте жесткими прокладками, является его большая усадка, величина которой превышает 25 %. Такое положение объясняется на наш взгляд тем, что лабораторные испытания таких сооружений велись как отдельно стоящих конструкций, размеры которых соизмеримы с мощностью пласта. В реальных условиях это конструкции в виде полосы. В отдельно стоящих породных конструкциях при нагружении происходит их деформирование в 3-х направлениях: по направлению нагружения и во взаимно перпендикулярных направлениях. В реальных условиях деформирование породного сооружения по линии его возведения (вдоль оси выработки) должно отсутствовать.

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

Целью лабораторных исследований являлось изучение влияния параметров породных опорных сооружений, возводимых с использованием ограничивающих поверхностей на их нагрузочно-деформационную характеристику. В ходе лабораторных испытаний исследовались опорные сооружения, ограничивающая поверхность которых представлена гибкими прокладками. Все лабораторные исследования производились в лаборатории кафедры «Обогащение полезных ископаемых» ДонНТУ на гидравлическом прессе. В качестве породы применялась мелкая щебенка. Гранулометрический состав породной фракции находился в пределах 2–5 мм. Геометрический масштаб физических моделей 1:10. Для приближения условий испытаний охранных сооружений к реальным, отработка моделей осуществлялась с использованием специальной обоймы, имитирующей боковой отпор в охранном сооружении вдоль оси выработки. Было отработаны три модели, в которых породная конструкция по высоте разделялась двумя, тремя и четырьмя сетками. При этом модель отрабатывалась для условий мощности пласта в натуре 1,1 м, что соответствует 110 мм в модели. При этом, мощность породных слоев была соответственно равной 37, 27 и 22 мм в модели. Количество слоев, на которые по высоте разделялась породная конструкция, было равным 3; 4; 5. Сами лабораторные испытания моделей охранных сооружений, после их укладки, заключались в измерении абсолютных деформаций ( Dh ) в зависимости от величины прикладываемой нагрузки ( P ). Затем вычислялись относительные деформации ( Dh hн ), где hн – начальная высота охранного сооружения, и удельные деформации на единицу нагрузки между каждой ступенью нагружения от уровня нагрузки Dh DP = f (P ) . Во второй серии экспериментов было отработано две модели на специальном закрытом стенде с прозрачной боковой поверхностью. На этих моделях изучался механизм деформирования породного слоя между жесткими прокладками (типа древесины) и прокладками в виде металлической сетки. При отработке моделей измерялись абсолютные значения продольной ( Dh ) и по-

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

перечной ( Dl ) деформаций породного слоя. Затем вычислялись относительные деформации Dh hн и Dl l н . На рис. 2 показано состояние одной из моделей в процессе формирования охранного сооружения (а) и в процессе ее испытания (б).

а)

б)

Рис. 2. Лабораторные исследования модели в процессе формирования: а) охранного сооружения; б) испытания

На рис. 3 приведены графики относительных и удельных деформаций испытываемых конструкций по трем моделям, соответственно, 1, 2, 3 и 1¢, 2¢, 3¢. Их анализ показывает, что при нагружении моделей с 2-мя и 3-мя сетками (разделение по высоте на 3 и 4 слоя) от 1 кН до 2 кН (кривые (1) и (2)) наблюдается незначительный рост относительных деформаций породных конструкций от 5,5 до 8 и от 2,5 до 4,4 % соответственно. При этом величина удельных деформаций составляет соответственно 6–3 и 3–2 мм/кН. При дальнейшем нагружении до 9 кН величина относительных деформаций для моделей №1 и №2 составили, соответственно 16,2 и 12,4 %, что является неплохим показателем. При нагружении модели № 3 (четыре сетки, пять слоев) до величины 2 кН величина относительной деформации (3) соответственно составила 1,4 %. При дальнейшем нагружении модели до 9 кН величина относительной деформации охранного сооруже-

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

ния составила 8,7 %. В последнем случае соотношение между толщиной породного слоя и его шириной составило 1:5.

Рис. 3.Зависимость относительных и удельных деформаций от величины прикладываемой нагрузки: 1 – две сетки; 2 – три сетки; 3 – четыре сетки

Полученные результаты свидетельствуют о том, что создание даже минимального бокового подпора способствует быстрому формированию несущего ядра и уменьшению усадки конструкции. Таким образом, на основании выполненного в работе анализа способов охраны выемочных выработок, установлено, что в условиях сложной экономической ситуации в ДНР наиболее рациональным способом охраны является искусственное сооружение из рядовой породы с использованием ограничивающих поверхностей. Одним из вариантов такого способа охраны является породное сооружение, возводимое при малом объеме используемой породы, в котором породная стенка разделяется по высоте гибкими прокладками (сетка). Результаты ранее выполненных лабораторных исследований данного охранного сооружения, как отдельно стоящей конструкции, показали, что его усадка составляет более 25 %.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

Выполненные в настоящей работе лабораторные исследования охранного сооружения как полосовой конструкции (наличие бокового) позволили установить следующее: – при разделении породной конструкции по высоте на 3 слоя (2 сетки) его усадка составила 16,2 %; – при разделении породной конструкции по высоте на 4 слоя (3 сетки) – 12,4 %; – при разделении породной конструкции по высоте на 5 слоев (4 сетки) – 8,7 %. Исследования механизма формирования несущего ядра в породном слое показали, что использование сетки в качестве прокладки значительно уменьшает продольные и поперечные деформации породного слоя за счет увеличения сил сцепления и внутреннего трения внутри породной конструкции. Библиографический список 1. Бондаренко, Ю. В. Определение параметров управления сопротивлением породных опор [Текст] / Ю. В. Бондаренко // Изв. вузов Горный журнал. – 1990. – № 6. – С. 24–27. 2. Способы повышения жесткости породных опор [Текст] / В. Д. Иващенко, В. Н. Артамонов, И. Н. Кузык, М. В. Сердюченко // Изв. вузов Горный журнал. – 1994. – № 3. – С.50–52.

Ivanugin A. A., Kasyan N. N., Kasyanenko A. L. (SEI HPE «Donetsk national technical university», DPR) RESEARCHES OF SUPPORT METHOD MINING TUNNEL BY MADE STRUCTURES FROM USUAL ROCKS WITH LIMITING ELEMENTS The results of studies of the influence of parameters of rock support structures created with the use of limiting surfaces on their load-deformation characteristics are given. Keywords: support methods, metal mesh, rock support structures, loaddeformation characteristic.

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

УДК 622.831:622.281.74 КОНСТРУКЦИИ КРЕПИ ГОРНОЙ ВЫРАБОТКИ НА ОСНОВЕ АНКЕРОВ, ЗАКРЕПЛЯЕМЫХ В ГОРНОМ МАССИВЕ БЕЗ СВЯЗУЮЩИХ СОСТАВОВ Русаков В. О., студент гр. РПМ-13б, Касьян Н. Н., д-р техн. наук, проф., науч. рук., Касьяненко А. Л., канд. техн. наук, доц. (ГОУВПО «ДОННТУ», г. Донецк, ДНР) rpm@mine.donntu.org Предложена конструкция крепи горной выработки на основе анкеров, закрепляемых в горном массиве без связующих составов, приведены результаты исследований её эффективности. Ключевые слова: горная выработка, анкерная крепь, рамка анкерной крепи, работоспособность.

На сегодняшний день более 80 % поддерживаемых выработок на шахте закреплены металлической арочной податливой крепью. Причем более 50 % от протяженности этих выработок деформированы. Как система крепления арочная крепь имеет ряд недостатков. Фактически она не поддерживает выработку до тех пор, пока вмещающие породы не разрушатся и не начнут смещаться в выработку, нагружая рамы крепи. То есть, крепь работает в пассивном режиме и не препятствует разрушению вмещающего массива. Кроме этого основными недостатками применения арочной крепи являются: 1. Большая металлоемкость 2. Крепь не включается в работу сразу после обнажения породного контура выработки. 3. Невозможность полной механизации процесса крепления (затяжка рам и забутовка закрепного пространства производится вручную. Трудоемкость процесса крепления выработки арочной крепью достигает 80% от общей трудоемкости проведения выработки).

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

4. Традиционная конструкция арочной крепи не соответствует условиям ее нагружения (нет соосности между направлением податливости крепи и направлением наибольших смещений контура выработки). Кардинально улучшить технические и экономические показатели работы шахты можно путем применения анкерной крепи [1]. Эта система крепления имеет ряд достоинств, которые подтверждены практикой и включают: 1. Повышение безопасности работ, заключающееся в устранении производственного травматизма, вызванного обрушение пород в процессе проведения и эксплуатации горных выработок. 2. Увеличение в 1,5–2,0 раза темпов сооружения выработок. 3. Сокращение в 5–10 раз материальных и трудовых затрат на крепление выработок. 4. Сокращение объёмов транспортировки крепежных материалов и уменьшение доли ручного труда в процессе возведения крепи. 5. Более эффективное использование сечения выработок за счет сокращения потери площади рабочего сечения. 6. Сокращение затрат на ремонт горных выработок при их эксплуатации. В современном толковании анкерную крепь рассматривают как систему армирующих элементов (деревянных, металлических, железобетонных, полимерных и др.), закрепляемых в шпурах (скважинах), пробуренных по контуру выработки, которые в самостоятельном виде или в сочетании с поддерживающими и ограждающими элементами предотвращают обрушение ослабляемых пород за счет, их скрепления и подвески к устойчивой части породного массива. В отечественной и зарубежной литературе опубликовано большое количество работ, посвященных механизму взаимодействия массива пород с анкерной крепью, позволивших на научной основе глубже подойти к раскрытию физической сути этого вида крепи и ее влияние на состояние поддерживаемых выработок. Различные схемы взаимодействия анкерной крепи и породного массива были предложены отечественными учеными – Семевским В. Н., Борисовым А. А., Махно Е. Я., Широковым А. П., Толпанороевым А. Т., Стрыгиным Б. И., Чуканом В. К., Мельни-

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

ковым Н. И., Ткачевым В. А., Байкенжном М. А.; учеными зарубежных стран Бакки Ф., Югоном А., Костом А., Якоби О., Панеком Л. А. и др. Все известные представления о роли анкерной крепи можно свести к трем основным схемам (рис. 1): 1 – формирование в кровле несущей конструкции (метод сшивки); 2 – подвешивание пород нарушенной зоны к более устойчивым за ее пределами (метод подшивки), 3 – предотвращение отдельных случайных вывалов пород (ограждающая конструкция). 1)

Рис. 1. Схемы работы анкерной крепи

Энергетическое взаимодействие породного массива с анкерной крепью (энергетический компенсатор). Схема формирования грузонесущей конструкции впервые была сформулирована Якоби О. и получила дальнейшее развитие в работах Семевского В. Н., Махно Е. Я., Панека Л. и других исследователей. Эта схема основана на том, что в условиях упругого отпора породы система порода–крепь способна самостоятельно нести свой собственный вес и дополнительную нагрузку, т.е. быть несущей конструкцией. Схема «подвешивания» впервые была предложена Бакки Ф., ее сторонниками являются Чукан Б. К., Широков А. П. и ряд других исследователей. Сущность ее заключается в том, что нарушенные породы области пониженных напряжений (свода обрушения) подвешиваются анкерами к более устойчивым породам за е пределами. Длина анкеров определяется из условия закрепления их замковой части за пределами опасной зоны, а расстояние между анкерами подбирается таким, чтобы суммарная несущая

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

способность штанг превышала с некоторым запасом прочности вес поддерживаемых пород. Эта схема получила наибольшее признание у проектировщиков и производственников из-за относительно несложного определения возможной нагрузки на анкерную крепь. Ее использование возможно при зоне нарушенных пород до 1,7 м. Третья схема анкерования применяется в условиях крепких трещиноватых пород, когда необходимо предотвратить случайные вывалы пород кровли выработок. Сторонники энергетического взаимодействия породного массива с анкерной крепью исходят из того, что при проведении выработки происходит перераспределение напряжений и высвобождение потенциальной энергии, значение которой определяется начальным напряженным состоянием массива. В незакрепленной выработке высвобождаемая потенциальная энергия расходуется на процессы деформирования и разрушения пород. В выработке закрепленной анкерами высвобождаемая энергия затрачивается не только на деформационные процессы и разрушение массива, но и на преодоление сопротивления анкерной крепи. Последняя играет роль энергетического компенсатора. Несмотря на универсальность такого подхода в теоретическом аспекте его практическая реализация затруднена сложностью определения исходных данных. Рассмотренные схемы работы анкерной крепи были разработаны и предложены для объяснения механизма взаимодействия жесткой анкерной крепи и массива пород в окрестности поддерживаемых выработок. Опыт применения жесткой анкерной крепи, закрепляемой по всей длинне, при установке ее в радиальном направлении показывает, что при смещении контура выработки на 200 мм происходит ее обрыв [2]. Это связано с тем, что в условиях образования зоны разрушенных пород, область пород, укрепляемых анкером намного меньше расстояние между ними, вследствие чего разрушенные породы обыгрывают анкерную крепь. Следовательно, армирующее воздействие анкерной крепи, устанавливаемой в радиальном направлении осуществляется только в пределах пород, непосредственно связанных с анкером. Увеличить область

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

влияния анкера возможно за счет его рационального пространственного расположения. В ДонНТУ разработан способ охраны выработок, заключающийся в том, что анкерная крепь устанавливается розетками (по 4 анкера), в которых анкера располагаются по большим диагоналям куба, одна сторона основания которого совпадает с продольной осью выработки, а вторая – линейно аппроксимирует контур ее поперечного [3]. С целью изучения влияния различных схем установки анкерной крепина условно-мгновенную и остаточную прочности пород в лаборатории горного давления ДонНТУ были проведены испытания образцов, изготовленных из фосфогипса с различными схемами их армировки. Результаты испытаний показали, что расположение анкеров по большим диагоналям куба приводит к повышению условно-мгновенной прочности образца в 1,6 раза. Характерной особенностью деформации образца является сохранение остаточной прочности после разрушения, которая составляет 30 % от условно-мгновенной прочности армированного образца и 50 % от условно-мгновенной прочности образца без армировки. Такой результат объясняется на наш взгляд, тем, что при пространственном расположении анкерная крепь выполняет роль стержневой обоймы, изменяющей вид напряженного состояния разрушенных пород внутри себя [4]. В предлагаемой новой концепции роль анкера заключается, а осуществлении сопротивления расслоению пород кровли и их деформированию в полость выработки. В направлении реализации предлагаемой новой концепции в ДонНТУ разработана конструкция анкерного крепления в виде рамки анкерной крепи (РАК). Отличительной особенностью предлагаемо конструкции анкерного крепления является простота в исполнении составных частей, отсутствие резьбовых соединений, а также закрепление анкеров без применения связующих составов. Следует отметить, что данная система может работать только в комплексном составе – два анкера, подхват с замковой частью по его концам и двух клиньев. При этом форма выработки должна быть с плоской кровлей: прямоугольная; трапециевидная; обратная трапеция.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

Для проверки работоспособности предлагаемой конструкции анкерного крепления было отработано две серии структурных моделей в лабораторных условиях. В первой серии моделей исследовалась деформация плиты, составленной из 3-х слоев эквивалентного материала. Толщина слоя плиты составляла 30 мм. В качестве эквивалентного материала был использован пеноплекс. Предварительно были определены такие его параметры как прочность на одноосно сжатие, модуль упругости, удельная плотность. В первой серии отрабатывались три модели. Первая модель была представлена 3-х слойной плитой без укрепления; вторая – с укреплением двумя РАК и третья – с укреплением четырьмя РАК. Отработка модели заключалась в фиксации деформации по нижнему слою плиты, которая размещалась на двух нижних опорах и пригружалась сверху по линии нагрузкой производимой гидравлическим прессом. Модель, имитирующая породный блок, состоящий из 3-х не укрепленных слоев на рис. 2 показано состояние моделей вначале (а) и в конце (б) испытаний. Фиксация смещений плиты производилась миллиметровой линейкой на каждом шаге нагружения.

а)

б)

Рис. 2. Состояние моделей вначале(а) и в конце (б) испытаний

На рис. 3 приведены графики абсолютной деформации моделей. Анализ графиков показывает что на момент окончания испытаний при нагрузке 1,6 кН деформации не укрепленной плиты

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

составят 11 мм, что соответствует в натуре 220 мм (позиция 1). При укреплении плиты двумя РАК эти деформации составили ,соответственно 7,5 и 150 мм. При укреплении плиты четырьмя РАК эти деформации составили, соответственно 4,6 и 92 мм. Таким образом укрепление плит двумя и четырьмя РАК приводит к уменьшению их деформации, соответственно в 1,5 и 2,4 раза. Полученные результаты подтверждают эффективность участия РАК в торможении деформирования модели кровли выработки. На рис. 4 приведены графики деформации моделей породных блоков в зависимости от величины прикладываемой нагрузки. Анализ графиков показывает, что деформации неукрепленного блока начинаются с момента приложения нагрузки. До величины нагрузки 0,6 кН наблюдается относительно плавный рост деформаций средней части блока до величины 6 мм, что соответствует 120 мм в натуре. При дальнейшем увеличении нагрузки до 0,68 кН наблюдается резкий рост деформаций плиты дот 10 мм, что соответствует 200 мм в натуре.

Рис. 3. Графики абсолютной деформации моделей породного блока: 1 – пустой, 2 – блок укрепленный 2РАК, 3 – блок укрепленный 4РАК

Рис. 4. Графики деформации моделей породных блоков в зависимости от величины прикладываемой нагрузки: 1 – пустой блок, 2 – 1РАК, 3 – 2РАК

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

При укреплении слоев блока одной РАК до величины нагрузки равной 0,25 кН деформации отсутствуют. Как и в предыдущей модели, до нагрузки равной 0,6 кН наблюдается плавный рост деформаций блока до 4 мм. Дальнейшее увеличение нагрузки до 0,68 кН приводит к резкому увеличению деформации до 7 мм, что соответствует 140 мм в натуре. При укреплении слоев блока двумя РАК, как и в предыдущей модели, до величины нагрузки равной 0,25 кН деформации отсутствуют. С увеличением нагрузки до 0,7 кН наблюдается плавный рост деформации до 5 мм, что соответствует 100 мм в натуре. Анализ результатов испытаний второй серии структурных моделей показали, что укрепление отрабатываемых блоков одной и двумя РАК приводит к уменьшению их деформаций соответственно в 1,4 и 2,2 раза. Таким образом, выполненный анализ конструкций анкерной крепи и способов ее закрепления показал, что основными ее недостатками является высокая стоимость скрепляющих растворов и невозможность ее повторного использования. Предлагаемая в настоящей работе конструкция рамки анкерной крепи лишена этих недостатков и кроме этого, за счет пространственного расположения позволяет вовлечь в совместную с анкерами работу гораздо больший объём породы. Лабораторные исследования эффективности данной конструкции крепи на структурных физических моделях показали следующее: – при установке одной рамки анкерной крепи на погонный метр кровли выработки смещения ее контура уменьшатся в 1,5 раза. – при установке двух рамок анкерной крепи на погонный метр кровли выработки смещения ее контура уменьшаются в 2,4 раза. Результаты выполненных лабораторных исследований подтверждают, что предлагаемая конструкция анкерной крепи является простой надежной и эффективной. Библиографический список 1. Касьян, Н. Н. Влияние анкерной крепи на геомеханические процессы в массиве пород вокруг поддерживаемых выработок [Текст] / Н. Н. Касьян, А. П. Клюев, В. И. Лысенко // Известия Донецкого горного института. – Донецк: ДонГТУ, 1996.– №1(3).– С. 57–60.

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

2. Касьян, Н. Н. Повышение эффективности применения анкерной крепи для поддержания выработок глубоких шахт [Текст] / Н. Н. Касьян // Известия Донецкого Горного института. – Донецк: ДонГТУ, 1996. – №2(4). – С. 53–55. 3. Новый подход к расчету параметров анкерной крепи [Текст] / Ю. А. Петренко, Н. Н. Касьян, А. О. Новиков, И. Г. Сахно // Сб. научн. тр. «Физико-технические проблемы горного производства». – Донецк: ИФГП НАН Украины, 2004. – Вып. 7. – С. 167–172. 4. Касьян, Н. Н. Новые способы повышения грузонесущей способности разрушенных пород вокруг выработок в условиях глубоких шахт [Текст] / Н. Н. Касьян, А. П. Клюев // Горный информационно-аналитический бюллетень. – Москва: изд-во МГГ, 2002, – №3. – С. 55–56.

Rusakov V. O., Kasyan N. N., Kasyanenko A. L. (SEI HPE «Donetsk national technical university», DPR) CONSTRUCTION OF MINE SUPPORT TUNNEL ON THE BASIS OF ANCHORS, FIXED IN THE MASSIF WITHOUT CONNECTIVE COMPOSITIONS The construction of mine support tunnel on the basis of anchors fixed in the massif without connective compositions is proposed, the results of studies of its effectiveness are presented. Keywords: mining tunnel, roof bolting, frame anchor support, runnable.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

УДК 622.281 ВЛИЯНИЕ АНКЕРОВАНИЯ КРОВЛИ НА УСТОЙЧИВОСТЬ ВЫРАБОТОК В ЗАВИСИМОСТИ ОТ УГЛА ЗАЛЕГАНИЯ ПОРОД И ДЛИНЫ АНКЕРА Рудской Д. П., студент группы РПМ-16, Новиков А. О., д-р техн. наук, проф., науч. рук., Шестопалов И. Н., канд. техн. наук, доц., науч. рук. (ГОУВПО «ДОННТУ», г. Донецк, ДНР) aleksandr_novikov_60@mail.ru В статье приведен анализ перспектив применения анкерной крепи на угледобывающих предприятиях Донбасса. Проанализированы причины, препятствующие широкому внедрению анкерной крепи при проведении и креплении горных выработок. Описаны результаты лабораторных исследований влияния угла залегания пород и глубины анкерования кровли на устойчивость выработок. Установлены особенности деформирования и разрушения приконтурного массива, вмещающего выработки с анкерной крепью. Ключевые слова: крепь, анкер, модель из эквивалентных материалов, приконтурный массив, зона неупругих деформаций

Одним из условий эффективной и безопасной работы при поддержании выработок на шахтах Украины является обеспечение их устойчивости при минимальном расходе крепящих материалов. Металлические арочные податливые крепи, имеющие наибольший объем применения, выполненные из тяжелых спецпрофилей, в усложняющихся горно-геологических и горнотехнических условиях отработки угольных месторождений, как показывает опыт, не обеспечивают необходимой устойчивости и безремонтного поддержания выработок. Их возведение является практически не механизированным, трудоемким процессом. Высокая материалоемкость крепей снижает техникоэкономические показатели и сдерживает темпы проведения выработок. За последние 15–20 лет все большее распространение на шахтах Донбасса получает анкерное крепление, повышающее устойчивость горных выработок, позволяющее увеличить

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

темпы ведения подготовительных работ при экономии средств на их поддержание. Как показал опыт применения анкерной крепия на шахтах Германии, Англии, США, Австралии и др., она позволяет: в 5–10 раз уменьшить расход металлопроката, бетона, леса; в 3–5 раз повысить производительность работ при креплении выработок; в 2–3 раза повысить темпы проходки; вдвое сократить затраты на крепление и поддержание крепи в рабочем состоянии во время эксплуатации. Однако, несмотря на определенные успехи в расширении области применения анкерного крепления на шахтах Донбасса, объемы крепления выработок этим видом крепи в настоящее время составляют не более 100 км. Основной причиной, препятствующей широкому внедрению анкерной крепи на шахтах является не достаточное понимание ее роли в процессе поддержания выработки, а также отсутствие нормативной базы, позволяющей с учетом конкретной геомеханической ситуации и опыта использования, обосновано принимать параметры крепления. В настоящее время, расчет параметров анкерной крепи производится в соответствии с требованиями нормативных документов [1,2,3], в основу которых положены представления об анкерной крепи как о несущей конструкции, работающей по схемам «Подшивка» и «Сшивка». Расчет параметров анкерной крепи, как правило, основывается на необходимости соотнести ее «несущую способность» с величиной «нагрузки на крепь», которая формируется в результате разрушения вмещающего выработку массива и реализующихся в ее полость смещений пород. При этом не учитывается влияние угла залегания пород и глубины анкерования. Такие представления о механизме взаимодействия анкерной крепи и массива приводят к ограничению области ее применения, как самостоятельной конструкции, второй категорией устойчивости выработок (смещения контура не превышают 200 мм) и завышению значений плотности установки анкеров, делая применение анкерной крепи экономически не целесообразным. По мнению авторов, возводимая в приконтурном массиве анкерная крепь, представляет собой композитную, породно-

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

металлическую конструкцию, размещение в которой пространственной совокупности армирующих элементов (анкеров), позволяет изменить структуру и деформационные свойства массива, создать препятствия его разрушению, управлять формированием вокруг выработки зоны разрушенных пород. В этой связи проведение исследований направленных на изучение особенностей деформирования породного массива вмещающего выработки с анкерным креплением является актуальным. В связи с высокой сложностью и трудоемкостью проведения шахтных экспериментов в выработках с анкерным креплением, авторы вынуждены использовать лабораторные методы. Задачами исследования являлось: 1. Оценить влияние угла залегания пород при схеме анкерования «сшивка» на устойчивость выработок с анкерным креплением. 2. Установить характер влияния глубины анкерования на особенности деформирования пород в кровле выработки. Для решения поставленных задач использовался метод моделирования с помощью эквивалентных материалов [4]. Моделировались вмещающие выработку породы с прочностью на одноосное сжатие 40 МПа и глубина заложения выработки 800 м. Для моделирования горных пород в качестве эквивалентного материала был принят кварцевый песок с гипсовым связующим. Для сокращения количества экспериментов использовалась методика его рационального планирования. Моделирование проводилось в масштабе 1:100. Среднее значение прочностных показателей эквивалентного материала приведено в таблице 1, а общая характеристика моделей – в таблице 2. Смещения вмещающих выработку пород в модели определялись с помощью метода фотофиксации. Фиксированные точки в модели представляли собой игольчатые репера (1), изготовленные из проволоки. Смещения реперов, заложенных вокруг выработки, определялись относительно базовых реперов (2), закрепленных на раме модели. Схема расположения выработки и реперов в моделях приведена на рис. 1. В кровлю выработки, после ее

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

проведения устанавливались, с помощью клея ПВА, анкера. Они изготавливались из круглого дерева диаметром 1 мм и длиной la в геометрическом масштабе моделирования. Таблица 1 Прочностные характеристики материала в модели и натуре

Наименование характеристик Прочность на одноосное сжатие: а) натуры б) расчетное в модели в) фактическое в модели Прочность на растяжение: а) натуры б) расчетное в модели в) фактическое в модели Плотность: а) натуры б) фактическое в модели

Единица измерения

Наименование пород глинистые сланцы

МПа МПа МПа

40 0,24 0,22

МПа МПа МПа

7 0,0288 0,0264

кг/м3 кг/м3

2300 1500

Порядок отработки моделей следующий. Перед оборудованием выработки в модели имитировалась (конечная) глубина ее заложения (800 м). Производилось фотографирование моделей в исходном состоянии (базовое фото). Модель выдерживалась при постоянном давлении дополнительного пригруза в 0,2 МПа до конца ее отработки. Потом оборудовалась выработка, производилось анкерование с последующим фотографированием. Для определения влияния анкерования выработки и угла залегания пород на особенности деформирования массива вокруг нее, строились графики перемещений реперов Uk и диаграммы изменения коэффициента разрыхления материала модели между реперами вокруг выработки. Графики перемещений реперов Uk в кровле строились на момент окончания отработки модели. Графики смещений глубинных реперов в кровле выработок в зависимости от глубины анкерования представлены на рисунке 2.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

Таблица 2 Общая характеристика моделей № Модели

Ширина выработки, В, м

Высота выработки, h, м

Длина анкера, lа, м

Угол залегания пород, α, град

в натуре

в модели

в натуре

в модели

0,05

0,04

0,05

0,04

0,05

0,04

0,05

0,04

0,05

0,04

0,05

0,04

Модель №1

Модель №2

Модель №3

Модель №4

Модель №5

Модель №6

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

Рис. 1. Схема расположения выработки и реперов в моделях

250

200

Uк, мм

150 1 2 3

100

l, м

0 0

Рис. 2. Графики смещений глубинных реперов в кровле выработок в зависимости от глубины анкерования: 1 – длина анкера 1 м; 2 – длина анкера 2 м; 3 – длина анкера 3 м.

Диаграммы изменений коэффициента разрыхления материала в моделях №1–№3 между глубинными реперами в кровле выработки – на рисунке 3. Из представленных графиков и диаграмм можно сделать следующие выводы.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

1,120

1,11

1,1

1,100

1,08

1,080

1,06

1,055

Кр

1,12

1,04

1,060

1,05

1,040

1,03 1,015

1,02

1,109

1,015

1,020

1,005

1,014

1,011

1,005

1,003 1,000

1 1

а)

6 l, м

l, м

б) 1,1 1,09 1,08 1,07 1,06 1,05 1,04 1,03 1,02 1,01 1

1,09

1,018

1,012

1,008

1,007

6 l, м

в) Рис. 3. Диаграмма изменения коэффициента разрыхления пород в кровле выработки между реперами: а) при глубине анкера 1 метра; б) при длине анкера 2 метра; в) при длине анкера 3 метра

1. С увеличением глубины анкерования кровли (при постоянном угле залегания пород) снижается степень нарушенности приконтурного участка массива (между контурным и первым репером в кровлю); 2. При глубине анкерования 2 метра и более заанкерованный участок массива в кровле выработки перемещается одним блоком, при этом максимальное значение коэффициента разрыхления составляет не более 1,018, что свидетельствует об отсутствии процессов разрушения в его пределах; 3. Разрушение пород в пределах заанкерованного участка в кровле установлено только при длине анкера 1 метр;

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

Uк, мм

4. Разрушение пород в пределах формирующейся в кровли выработки зоны не упругих деформации наиболее интенсивно происходит за пределами заанкерованной зоны, причем степень нарушенности пород в ней уменьшается по мере увеличения глубины анкерования; 5. При увеличении глубины анкерования с 1 до 3 метров, максимальные смещения на контуре выработки в кровле, снижаются в 1,6 раза. Графики смещений глубинных реперов в кровле выработок в зависимости от угла залегания пород представлены на рисунке 4, а диаграммы изменения коэффициента разрыхления материала модели № 1, № 4, № 5, № 6 – на рисунке 5.

200 180 160 140 120 100 80 60 40 20 0

0 10 20 30

l, м 0

Рис. 4. Графики смещений глубинных реперов в кровле выработок в зависимости от угла залегания пород

Из представленных выше графиков и диаграмм можно сделать следующие выводы. 1. Наибольший размер зоны неупругих деформаций, формирующийся в кровли выработки с анкерным креплением, зафиксирован в модели №1 с углом залегания 0° градусов, он составил 5 метров при смещениях на контуре со стороны кровли 185 мм; 2. По мере увеличения угла залегания пород размер зоны неупругой деформации, формирующийся в кровле вокруг выработки с анкерным креплением, снижается с 5 до 3 метров. Уменьшается

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

так же величина смещений пород на контуре со стороны кровли выработки с 185 мм до l17 мм; 1,12

1,109

1,1

1,06

Кр

1,08 1,05

1,04 1,02

1,014

1,011

1,005

1,003 1 1

1,1 1,09 1,08 1,07 1,06 1,05 1,04 1,03 1,02 1,01 1

1,093

1,033 1,013

1,012 1,004 2

l, м

б)

1,046

а) 1,05 1,045 1,04 1,035 1,03 1,025 1,02 1,015 1,01 1,005 1

1,018 1,014 1,008

1,006

1,1 1,09 1,08 1,07 1,06 1,05 1,04 1,03 1,02 1,01 1

1,086

1,015 1,008

1,008

в)

6 l, м

l, м

г)

Рис. 5. Диаграмма изменения коэффициента разрыхления пород в кровле выработки между реперами при угле залегания пород: а) 0 градусов; б) 10 градусов; в) 20 градусов; г) 30 градусов

3. Независимо от угла залегания, породы кровли в пределах заанкерованной части массива, перемещаются в сторону выработки без существенных расслоений (коэффициент разрыхления не более 1,015) одним блоком не разрушаясь; 4. Интенсивные разрушения пород происходят за пределами заанкерованой части массива в кровле, на глубине более 2-х метров; 5. Степень нарушенности пород за пределами заанкерованной области в кровле по мере удаления от нее вглубь массива убывает при увеличении угла залегания пород (так например, для участка между 2 и 3 репером при α= 0° от 1,109, до 1,086 при α=30°);

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

6. В пределах участка ЗНД в кровлю от 3 до 4 репера коэффициент разрыхления пород при увеличении угла залегания от 0° до 30° снижается от 1,05 до 1. Состояние выработки в моделях к моменту начала и по окончании отработки модели показано на рисунке 6.

III

а)

б)

Рис. 6. Состояние выработки в моделях (а – исходная модель; б – отработанная модель): I – модель №1; II – модель №2; III – модель №3

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

Проведенные лабораторные исследования на моделях из эквивалентных материалов влияния угла залегания пород и глубины анкерования на устойчивость выработок с анкерным креплением позволили установить следующее: 1. При увеличении глубины анкерования с 1 до 3 метров (при постоянной плотности анкерования 1 анкер/м2) смещение контура выработки в кровле уменьшается в 1,6 раза. 2. Увеличение угла залегания пород от 0 до 30 градусов (при постоянной плотности анкерования 1 анкер/м2 и длине анкеров lа = 2 м) приводит к уменьшению смещений на контуре выработки со стороны кровли в 1,5 раза. 3. Увеличение глубины анкерования приводит к снижению коэффициента разрыхления пород кровли на участке между контурным и первым репером в 1,1 раза. При этом область основных разрушений пород удаляется от контура выработки в кровле на глубину анкерования и деформации затухают по мере удаления от выработки. Заанкерованая толща пород смещается в сторону выработки единым блоком с относительными деформациями в его пределах до 1,8 %. 4. При глубине анкерования 1 м установлено разрушение пород на участке между контурным и первым репером в кровле (относительные деформации составляют 5,5 %), что свидетельствует о недостаточности длины анкера в 1 метр при анкеровании пород выработки пройденной в породах с прочностью 40 МПа в натуре при глубине заложения 800 метров. 5. При увеличении угла залегания пород от 0 до 30 градусов и постоянной длине анкерования 2 м и плотности анкерования 1 анк/м2 происходит уменьшение размера зоны неупругих деформаций, формирующиеся в кровле выработки в 1,3 раза. Библиографический список 1. СОУ 10.1.00185790.011: 2006. Подготовительные выработки на пологих пластах. Выбор крепления, способов и средств охраны / Мінпаливенерго України. – Київ, 2006. 2. Система забезпечення надійного та безпечного функціонування гірничих виробок із анкерним кріпленням. Загальні технічні вимоги : СОУ 10.1.05411357.010:2014

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

3. Ардашев, К. А. Инструкция по расчету и применению анкерной крепи на угольных шахтах России [Текст] / К. А. Ардашев, В. Б. Артемьев, В. А. Базиковец. – СПб, 2002. – 70 с. 4. Кузнецов, Г. Н. Моделирование проявлений горного давления [Текст] / Г. Н. Кузнецов, М. Н. Будько, Ю. И. Васильев, М. Ф. Шкляровский, Г. Г. Юревич – М.: Недра, 1968. – 278 с.

Rudskoy D. P., Novikov A. O., Shestopalov I. N. (SEI HPE «Donetsk national technical university», DPR)) THE EFFECT OF AN ANCHORING OF THE ROOF ON THE STABILITY OF DEVELOPMENTS DEPENDING ON THE ANGLE OF BREEDING BREEDS AND THE LENGTH OF ANCHOR The article provides an analysis of the prospects for the use of anchor lining at mining enterprises of Donbass. Analyzed the reasons preventing the widespread introduction of anchor lining during the holding and fastening of mine workings. The results of laboratory studies of the influence of the angle of occurrence of rocks and the depth of the anchoring of the roof on the stability of the workings are described. The features of the deformation and destruction of the marginal array that encloses the workings with anchor bolts are established. Keywords: lining, anchor, the model from equivalent materials, massive adjacent to the contour, inelastic deformation zone

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

УДК 622.281.016 ВЛИЯНИЕ АНКЕРОВАНИЯ ПОРОД КРОВЛИ И БОКОВ ВЫРАБОТКИ НА ЕЕ УСТОЙЧИВОСТЬ Штекель С. В., студент группы РПМу-16, Новиков А. О., д-р техн. наук, проф., науч. рук. (ГОУ ВПО «ДОННТУ», г. Донецк, ДНР) В статье приведены результаты моделирования влияния анкерования пород кровли и боков выработки на устойчивость выработки на моделях из эквивалентных материалов. Было отработано пять моделей. Перемещение реперов определялось с помощью метода фотофиксации. Наиболее эффективным дополнительным мероприятием, обеспечивающим устойчивость пород по всему контуру подготовительной выработки, является укрепление боковых пород анкерными «розетками». Этот способ рекомендован для использования в паспортах крепления подготовительных выработок на шахте «Добропольская». Ключевые слова: выработка, модель, эквивалентный материал, метод фотофиксации, репер, анкерная крепь.

Проблема и ее связь с научными или практическими задачами. В настоящее время до 90 % поддерживаемых горных выработок закреплены металлической арочной податливой крепью. До 25 % из них на шахтах Донбасса деформировано и нуждается в ремонте. Среди основных причин неудовлетворительного состояния выработок – низкая несущая способность рамной крепи, а также несоответствие ее технических характеристик горно-геологическим условиям применения. Одним из перспективных направлений улучшения состояния крепи выработок является ее усиление, в том числе за счет применения анкерования. В этой связи проведение исследований, направленных на установление особенностей деформирования массива, вмещающего выработки с комбинированной крепью для обоснования ее рациональных параметров, обеспечивающих устойчивое состояние поддерживаемых выработок, является актуальной научной задачей.

100

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

Анализ основных исследований и публикаций. В научнотехнической литературе представлено большое количество исследований, посвященных изучению характера взаимодействия различных конструкций крепи с массивом. Это работы А.П. Широкова, В. Т. Глушко, А. А. Борисова, Н. И. Мельникова, Л. М. Ерофеева, А. Н. Зорина, И. А. Ковалевской, Б. К. Чукуна, А.В. Ремезова, И.А. Юрченко, А. Н. Шашенко, В.В. Виноградова, А. Югона, А. Коста и др. В их работах приведен подробный анализ механизма деформирования выработок, закрепленных рамной и комбинированной крепью. Вместе с тем, особенности деформирования массива, вмещающего выработки с анкерной крепью, изучены недостаточно полно. Цель работы – установить характер влияния анкерования пород кровли и боков выработки на ее устойчивость, а также влияние разгрузки пород в боках на характер деформирования кровли. Исследования проводились на моделях из эквивалентных материалов [1] в масштабе 1:100. Модель представляла собой плоский стенд с размерами (440–335 мм), толщиной 100 мм. Для изготовления моделей использовались гипсо-песчаные и песчано-парафиновые смеси. Для подбора свойств эквивалентного материала были изготовлены образцы с различным процентным содержанием вяжущего, которые в дальнейшем испытывались на одноосное сжатие. По результатам испытания образцов были построены графики зависимости прочности от % содержания наполнителя в них (гипс, парафин). В результате был произведен подбор эквивалентного материала для моделируемых условий. Было отработано пять моделей: модель с незакрепленной выработкой; модель с реальным паспортом крепления выработки анкерной крепью для конкретных условий; модель с шахтным паспортом проведения крепления в сочетании с разгрузочной щелью в боках шириной 1,5 м; модель с шахтным паспортом проведения крепления в сочетании с разгрузочной щелью в боках шириной 3 м; модель с шахтным паспортом проведения крепления в сочетании с укреплением боков анкерными розетками.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

101

Для установления характера деформирования пород в модели были заложены игольчатые репера в характерных точках. Их перемещение определялось с помощью метода фотофиксации. И наложение изображения по базовым точкам, находящимся на раме модели. В дальнейшем строились графики смещения реперов заложенных вокруг выработки в кровле, почве и боках выработки, а также путем построения диаграмм изменения коэффициента разрыхления пород на участках между глубинными реперами, в кровле почве и боках выработки. Анализ полученных результатов исследований позволил сделать следующие выводы. 1. При применении в выработке разгрузочных щелей с шириной 1,5 м конечные смещения пород кровли в 1,2 раза, боков в 1,6 раза, а пород почвы 1,5 раза меньше, чем смещения в выработке без дополнительных мероприятий (модель № 2). 2. При применении в выработке разгрузочных щелей с шириной 3 м конечные смещения уменьшаются: в кровле в 1,1 раза, в боках в 3,1 раза, в почве 4,2 раза по сравнению с шахтным вариантом (модель № 2). 3. При укреплении боковых пород анкерованием розетками конечные смещения уменьшается в кровле в 2,2 раза, боках – в 3,2 раза, пород почвы в 3,6 меньше по сравнению с шахтным вариантом (модель № 2). Как показали проведенные исследования, наиболее эффективным дополнительным мероприятием, обеспечивающим устойчивость пород по всему контуру подготовительной выработки, закрепленной анкерной крепью, является укрепление боковых пород анкерными «розетками». Этот способ рекомендован для использования в паспортах крепления подготовительных выработок на шахте «Добропольская» [2]. Библиографический список 1. Кузнецов, Г. Н. Моделирование проявлений горного давления. [Текст] / Г. Н. Кузнецов, М. Н. Будько, Ю. И. Васильев, М. Ф. Шкляровский, Г. Г. Юревич – М.: Недра, 1968. – 278 с.

102

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

2. Новиков, А. О. О деформировании массива, вмещающего подготовительные выработки с анкерным креплением [Текст] / А. О. Новиков, И. Н. Шестопалов // Перспективы освоения подземного пространства: сборник научных статей Международной научно-практической конференции молодых ученых, аспирантов и студентов. – Днепропетровск, ДГИ, 2009. – С. 17–19.

Shtekel S. V., Novikov A. O., (SEI HPE «Donetsk national technical university», DPR) THE EFFECT OF ANCHORING OF ROCKS OF THE ROOF AND SIDE OF MINING ON ITS STABILITY The article presents the results of modeling the effect of anchoring roof rocks and lateral production on the stability of production on models of equivalent materials. Five models were tested. Relocation of frames was determined using the photofixation method. The most effective side event, ensuring the stability of rocks along the whole contour of the preparatory development, is the reinforcement of lateral rocks with anchor "sockets". This method is recommended for use in the fastening passports of preparatory workings at the “Dobropolskaya” mine. Keywords: mining, the model, equivalent material, the photofixation method, fixed point, anchoring lining.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

103

УДК 622.281 ОБОСНОВАНИЕ СХЕМ РАСПОЛОЖЕНИЯ АНКЕРОВ И ИХ ДЛИНЫ ПРИ НАЛИЧИИ ВОКРУГ ВЫРАБОТКИ ЗОНЫ РАЗРУШЕННЫХ ПОРОД Ярошенко В. Э., студент гр. РПМ-16, Новиков А. О., д-р техн. наук, проф., науч. рук. (ГОУВПО «ДОННТУ», г. Донецк, ДНР) В статье приведены результаты исследований на структурных моделях влияния схем расположения анкеров и их длины на последующую устойчивость выработки при наличии вокруг нее на момент установки анкеров зоны разрушенных пород. Было отработано восемь моделей. Перемещение реперов определялось методом фотофиксации. Установлено, что наиболее эффективным мероприятием с точки зрения повышения устойчивости контура выработки, вокруг которой к моменту возведения анкерной крепи образовалась зона разрушенных пород, является схема анкерования кровли анкерными розетками на глубину 2 метра в кровлю и бока выработки в сочетании с использованием анкеров глубокого заложения (длиной 5 метров) в кровлю за пределы области разрушенных пород.

Ключевые слова: выработка, структурная модель, метод фотофиксации, репер, анкерная крепь, пространственные схемы анкерования, устойчивость.

Проблема и ее связь с научными или практическими задачами. Признание анкерной крепи одной из наиболее эффективных систем крепления массива горных пород и широкое распространение и внедрение анкерных систем в промышленности развитых угледобывающих стран, вызвало бурное исследование процессов связанных с деформированием вмещающего массива при анкерном креплении. Процессы деформирования вмещающего массива в выработке с анкерным креплением для случаев, когда она устанавливается в забое выработки при проведении, до настоящего времени исследовались аналитическими, лабораторными и шахтными методами. Вместе с тем, характер деформаций массива при установке анкерной крепи в выработке, вокруг которой уже образовалось к моменту установки зона разрушения пород практически не изучены. Анализ основных исследований и публикаций. В научнотехнической литературе представлено большое количество исследований, посвященных изучению характера взаимодействия раз-

104

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

личных конструкций крепи с массивом. Это работы А. П. Широкова, В. Т. Глушко, А. А. Борисова, Н. И. Мельникова, Л. М. Ерофеева, А. Н. Зорина, И. А. Ковалевской, Б. К. Чукуна, А. В. Ремезова, И. А. Юрченко, А. Н. Шашенко, В. В. Виноградова, А. Югона, А. Коста и др. В их научных трудах подробно описаны особенности деформирования вмещающих выработки пород, закрепленных преимущественно рамными крепями, устанавливаемыми в забое выработки при ее проведении. Применение же в выработках усиливающих крепей, в том числе анкерных, которые устанавливаются в породный массив для повышения их устойчивости с отставанием от забоя, когда его деформирование уже началось, не рассматривалось и не изучалось. С целью изучения влияния различных схем анкерования выработки, при наличии вокруг нее зоны разрушенных пород, на характер деформирования ее контура были проведены лабораторные исследования на структурно-имитационных моделях [1]. Было отработано 8 моделей (в том числе 4 с различными мероприятиями). В моделях № 1-4 изучался характер деформирования массива вокруг выработки с момента образования вокруг нее зоны разрушенных пород с размером от 1 до 4 м. Моделирование производилось в геометрическом масштабе 1:50. Вмещающие породы моделировались деревянными блоками с размерами от 5 до150 мм. Стенд для моделирования представлял собой плоскую раму с размерами 500´500 мм, толщиной 30 мм. Нагружение модели производилось со стороны боков и кровли с помощью резиновых баллонов, заполненных жидкостью, на которые создавалось давление механическим домкратом. Для изучения характера сдвижений пород, в модели устанавливались репера, перемещение которых фиксировалось относительно неподвижных точек на раме модели. Обработка результатов производилась с помощью программ «Adobe Phoposhop CS3» и «CorelDRAW X4» путем наложения изображений соответствующих какому-то этапу отработки модели на первоначальное изображение по базовым неподвижным точкам. Результаты обрабатывались путем построения векторов смещений фиксированных точек в модели и графиков смещений по задаваемым направлениям.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

105

Так, в модели № 5 в качестве мероприятия, направленного на уменьшение смещений пород, было смоделировано крепление кровли выработки, состоящие из восьми радиально расположенных анкеров. Это позволило уменьшить смещения пород по периметру выработки и повысить ее устойчивость по сравнениию с моделью без мероприятий: в кровле – в 2,2 раза, в боках – в 1,5–2 раза, в почве – в 1,1 раз, а также снизить величины деформаций внутри зоны разрушеных пород при последующем нагружении модели: в кровле – в 2 раза и в боках – в 1,5 раза. В модели № 6 в качестве мероприятия, направленного на уменьшение смещений пород на контуре выработки, было смоделировано крепление боков и кровли выработки анкерными розетками. Это позволило уменьшить смещения пород по периметру выработки и повысить ее устойчивость в сравнении с моделью без мероприятий: в кровле – в 2,5 раза, в боках – в 2,5 раза, в почве – в 1,3 раза, а также уменьшить величины сдвижений внутри зоны разрушенных пород при последующем нагружении модели: в кровле – в 2,5 раза и боках – в 4 раза. В модели № 7 в качестве мероприятия, направленного на уменьшение смещений пород на контуре выработки, моделировалось крепление боков выработки анкерными розетками, а крепление кровли – с применением комбинированного анкерования анкерными розетками и анкерами глубокого заложения. Это позволило уменьшить смещения пород по периметру выработки и повысить ее устойчивость по сравнению с моделью без мероприятий: в кровле – в 3 раза, в боках – в 2,8 раза, в почве – в 2,5 раза, а также уменьшить величины смещений внутри зоны разрушенных пород при последующем наргужении модели: в кровле – в 3 раза и в боках – в 4,5 раза. В модели № 8 в качестве мероприятий направленных на уменьшение смещений пород, было применено крепление кровли выработки, состоящее из пяти стандартных анкеров и четырех анкеров глубокого заложения. Это позволило уменьшить смещение пород по периметру выработки и повысить ее устойчивость по сравнении с моделью без мероприятий: в кровле – в 2,5 раза, в боках – в 2,2 раза, в почве – в 1,2 раза, а также уменьшить величины деформаций внутри зоны разрушенных пород при последующем нагружении модели: в кровле – в 2,5 раз и в боках – в 2 раза.

106

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

Выводы. На основании проведенных исследований установлено, что наиболее эффективной с точки зрения повышения устойчивости контура выработок, вокруг которых к моменту возведения анкерной крепи образовалась зона разрушенных пород, является схема анкерования кровли анкерными разетками на глубину 2 метра в кровлю и бока выработки в сочетании с использованием анкеров глубокого заложения (длиной 5 метров) в кровлю за пределы области разрушенных пород. Это позволяет уменьшить смещения породного контура в выработке: в кровле – в 3 раза, в боках – в 2,8 раза, в почве – в 2,5 раза, по сравнению с классической радиальной схемой расположения анкеров, а также уменьшить величины сдвижений внутри зоны разрушенных пород: в кровле – в 3 раза, а в боках – в 4,5 раза. Библиографический список 1. Новиков, А. О. Исследования влияния усиления рамной крепи анкерами на процесс формирования вокруг выработки зоны разрушенных пород [Текст] / А. О. Новиков, И. Н. Шестопалов. – Наукові праці Донецького національного технічного університету. Серія «Гірничо-геологічна» / Редкол.: Башков Є.О. (голова) та інші. – Випуск 16(206). – Донецьк, ДВНЗ «ДонНТУ», 2012. – С. 173–179. Yaroshenko V. E., Novikov A. O. (SEI HPE «Donetsk national technical university», DPR) SUBSTANTIATION OF THE SCHEME OF LOCATION OF ANCHORS AND THEIR LENGTH IN THE EXISTENCE AROUND THE MINING OF A ZONE OF DESTRUCTED ROCKS The article presents the results of research on the structure models of the influence of the schemes of anchors and their length on the subsequent stability of development in the presence of a zone of damaged rocks around it at the time of installation of anchors. Eight models were tested. The moving of frames was determined by the method of photofixation. It was found that the most effective measure from the point of view of increasing the stability of the production contour around which the zone of destroyed rocks was formed by the time the anchor lining was erected was anchoring the roof with anchor sockets to a lenghs of 2 meters into the roof and lateral development in combination with the use of deep-laid anchors (long 5 meters) to the roof outside the area of destroyed rocks. Keywords: mining, structure model, method of photofixation, fixed point, anchoring lining, dimensional anchoring schemes, stability.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

107

УДК 331.108.2:349.2:622.817 ИНСТРУМЕНТЫ РЕИНЖИНИРИНГА НАБОРА БИЗНЕСПРОЦЕССОВ В ШАХТЕ (НА ПРИМЕРЕ ВНЕДРЕНИЯ СОВРЕМЕННОЙ АВТОМАТИЗИРОВАННОЙ СИСТЕМЫ ТАБЕЛЬНОГО УЧЕТА) Костюк И. С., канд. техн. наук, доц. (ГОУВПО «ДОННТУ», г. Донецк, ДНР) kosta16161616@gmail.com Описана эволюция табельного учета на шахтах. Сформулированы тенденции перспективного развития систем автоматизированного табельного учета. Рассмотрены возможности применения эффективных инструментов реинжиниринга набора бизнес-процессов кадровой службы для повышения эффективности ее работы. Приведены характеристики бизнес-процессов, которые могут выполняться современными системами табельного учета автоматизированно. Ключевые слова: Табельный учет, эволюция, автоматизированные системы, реинжиниринг, бизнес-процессы, кадровая служба, шахта

Угольная отрасль Украины лидирует по уровню травматизма и смертности на производстве. По официальной статистике каждый добытый миллион тонн угля на Украине забирает жизнь двух горняков [1]. Для сравнения: в США — 0,03, в России — 1,1 [2]. Высокий уровень травматизма в шахтах на Украине связан с опасными условиями работы шахтеров, а также с несовременным, несовершенным оборудованием, используемым в шахтах. Подземные горные работы опасны еще в том отношении, что во время их проведения возможны массовые, катастрофического характера несчастные случаи. Они бывают такого масштаба, как ни в какой иной отрасли промышленного производства. Особенно опасны по своим последствиям взрывы газа и пыли, пожары и внезапные выбросы угля и породы. По этой причине на шахтах издавна велся ручной подсчет количества горняков, работающих под землей одновременно (АСТУ) [3]. Таким образом, на шахтах у него имеется особенность. Первоначально подсчет велся с соображения безопасности

108

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

подземных работников и затем был совмещен с табельным учетом [4], который выполняется не только для получения информации о фактически отработанном времени каждым рабочим, но еще был необходим для получения оперативной информации о количестве работников, которые в каждый конкретный момент времени находятся в шахте под землей [2], чтобы в случае аварийной ситуации все были выведены в безопасное место. Следует учесть, что на современной крупной шахте могут работать одновременно под землей от 100 до 800 чел. [1], а в целом на шахте могут работать от 1000 до 5000 чел. Такая форма табельного учета на угольных шахтах, обусловлена стремлением к повышению безопасности условий труда и эффективности работы спасательных служб во время возникновения аварийных ситуаций, вероятность возникновения которых в условиях опасного производства еще недопустимо высокая. С появлением в 1972 году первой автоматизированной системы табельного учета [3] значительно уменьшилась трудоемкость этого процесса и возрос уровень безопасности труда горняков. Это мотивировало руководство шахт активно внедрять эти системы в практическую производственную деятельность в Донбассе, поскольку этот тип АСТУ был на то время самый прогрессивный в мире [3]. Однако к сегодняшнему времени старый тип АСТУ морально устарел, поскольку в последние годы конструкторами были предложены новые концептуальные подходы к АСТУ, поэтому они были существенно модернизированы и модифицированы. Вместе с тем, на ряде шахт старый тип систем еще продолжает традиционно использоваться до настоящего времени, поэтому они нуждаются в скорейшей замене на более эффективные автоматизированные системы, у которых диапазон функциональных возможностей, намного шире. Такая ситуация с процессом ведения табельного учета складывается на большинстве шахт в Донбассе. Причиной этого является психологическая инерция мышления руководства шахт, неправильный выбор ими приоритетов для инвестирования инноваций, сопротивление переменам, не видение перспективных направлений для повышения уровня безопасности труда горняков и прочие факторы социального и экономического характера. В связи с этим поиск современных

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

109

путей изменения данной ситуации с АСТУ является актуальным для всех шахт Донбасса. Целью статьи является, использование результатов анализа истории как происходила эволюции табельного учета на шахтах, для рассмотрения возможности применения эффективных инструментов реинжиниринга набора бизнес-процессов кадровой службы, необходимых для ускорения внедрения на шахте современной автоматизированной системы табельного учета с расширенными функциональными возможностями. Традиционно на предприятиях горной промышленности Украины используются системы автоматизированного табельного учета «Сатурн» [5]. Широко внедряемая в начале 80–х годов система автоматизированного табельного учета на базе управляющих вычислительных комплексов, предназначалась для комплексной автоматизации сбора, передачи, обработки и представления табельной информации. Носителем информации являлся металлический жетон с двоичным кодом в виде разомкнутых отверстий, который позволяет воспроизводить десятичную запись табельного номера в компьютере. Табельный жетон закрепляется на корпусе фары шахтного головного светильника, что позволяло ему всегда быть с работником в шахте и уменьшало риск его потерять в процессе выполнения производственного задания в шахте. Данная система давно устарела не только физически, но и морально, поскольку потребности горного производства и требования к системе управления шахтой за последние годы сильно возросли и требуют от системы табельного учета новых функциональных возможностей, которые технически она осуществить не в состоянии. Как показал опыт ее эксплуатации, у системы «Сатурн» нет возможности обеспечить непрерывность реализации функций по ряду причин, основными из которых являются недостаточная надежность технических средств, отказы программного обеспечения, необходимость остановок системы для проведения профилактических и ремонтных работ [6]. Описанная система основана на морально и технически устаревшей элементной базе, обладающей низкой надежностью, а используемый алгоритм связи считывающих устройств не обеспечивает достаточной технической совместимости. На территории Украины на многих шахтах система «Сатурн» не работает из-за невозможно-

110

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

сти проведения ремонта ее отдельных элементов, по той причине, что они уже сняты с производства [5]. Тенденции развития многих технических систем и, их частного случая, информационных систем идет по пути наращивания функциональных возможностей данных систем. Примерами, подтверждающими данную тенденцию, могут служить мобильные телефоны или для условий шахты — это светильники головные шахтные серии СМГВ [7]. Данный шахтный светильник помимо надежного источника индивидуального освещения в сложных и опасных условиях шахт, опасных по газу и пыли имеет встроенный радиосигнализатор предназначенный для обеспечения индивидуального подземного аварийного оповещения и персонального вызова шахтеров и также имеет встроенный метансигнализатор, который дополнительно обеспечивает сигнализацию при достижении концентрации метана выше установки срабатывания и позволяет идентифицировать каждого работника в точках табельного учета. Таким образом, применяемый сегодня шахтный светильник является составной частью информационной системы, которая позволяет производить табельный учет на шахте. Информационной системой называется, система, позволяющая создавать, хранить, получать и обрабатывать информацию, а также обмениваться ею [8]. В связи с этим к первым шахтным информационным системам можно отнести и рудничные лампы, которые помимо су-то технической функции — освещения горных выработок, впервые давали информацию о содержании в ней метана и затем после многих доработок и модернизаций являлись частью системы табельного учета и персонального оповещения. Конструктивное исполнение систем автоматизированного табельного учета на шахте обуславливается особенностями эксплуатации электрооборудования. Все электрооборудование, входящее в состав систем и сетей, используемых в угольных шахтах, особенно опасных по газу и пыли, должно быть выполнено с учетом требований взрывобезопасности в соответствии с межгосударственным стандартом [9]. Шахтное электрооборудование должно иметь взрывонепроницаемую оболочку, обладающую высокой механической прочно-

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

111

стью. Оболочка должна выдерживать внутреннее давление взрыва, а места сопряжения отдельных деталей и узлов выполняются в таком исполнении, чтобы пламя и продукты взрыва при выходе из оболочки наружу охлаждались до безопасных температур. Огромное влияние на работоспособность электрооборудования оказывает шахтная среда [5]. К основным воздействующим факторам условий эксплуатации относятся: – температурные перепады окружающей среды. Температура шахтного воздуха колеблется от 3 до 20°С зимой и от 15 до 28°С летом. В забоях и лавах шахт температура достигает 35°С; – высокая относительная влажность воздуха. Среднее значение относительной влажности воздуха при средней его температуре в Донецком бассейне составляет 90 %. – запыленность воздуха. При работе добычных и проходческих машин, погрузке и транспортировке угля и породы происходит интенсивное образование пыли. Многие исследователи во всем мире занимались и продолжают занимаются проблемами безопасности горнорабочих, но, несмотря на постоянное совершенствование технологий и оборудования в этой сфере, уровень обеспечения безопасности горнорабочих на шахтах пока еще не достиг потребно-допустимого уровня, т.е. сравнимого с другими опасными производствами по степени риска. На сегодняшний день существует достаточно большое количество систем, занимающихся вопросами табельного учета, позиционирования и поиска горнорабочих, поэтому наиболее известные из них следует кратко охарактеризовать для сравнения их полезности. Система позиционирования горнорабочих и транспорта СПГТ-41 предназначена для выполнения требований п. 41 [10] в части обеспечения наблюдения за положением персонала и внутришахтного транспорта, находящихся в подземных выработках, и предоставление информации об их местонахождении шахтным и аварийно-спасательным службам [11]. В настоящее время система «СПГТ-41» эволюционировала в многофункциональную систему, применяющуюся и на угольных шахтах, и на рудниках. Она используется для автотабельного учета персонала, мониторинга подземного транспорта, в том числе в

112

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

зонах взрывных работ, контроля выполнения заданий персоналом и транспортом, контроля доступа на подземный объект, контроля передвижения людей на конвейерных лентах, предупреждения наезда подземным транспортом на людей, аварийного оповещения, «онлайн-газоанализа» с помощью переносных приборов со встроенными метками и выполнения многих других задач [12]. Система «СПГТ-41» использует технологию активных RFID-меток [13] и обеспечивает работу в аварийной ситуации в течение 16–24 часов при отсутствии сетевого питания. Позиционирование горнорабочих осуществляется путем фиксации сигнала персональных радиоблоков, встроенных в головные светильники, на стационарных считывателях УРПТ. Взаимодействие между считывателем и меткой системы позиционирования, встроенной в радиоблок, является двунаправленным и беспроводным. Считыватели устанавливаются в пунктах спуска-подъема, на границах участков, вначале основных горных выработок по пути следования рабочих (штреков, бремсбергов, уклонов, и т.п.), их количество определяется топологией горных выработок и желаемой точностью определения местоположения работников в шахте. Расположение считывателей должно обеспечивать разделение подземного пространства на систему отдельных зон (участков), которые определены в планах ликвидации аварии. Считыватели, установленные в пунктах спуска-подъема, позволяют рассчитать количество работников в подземных выработках шахты в целом. Считыватели, установленные в подземных выработках, определяют наличие и количество работников в конкретных зонах считывания. Последовательная фиксация радиоблока горнорабочего на разных считывателях позволяет отследить маршрут движения каждого из них и это является ценной управленческой информацией для принятия последующих управленческих решений [11]. Так, например, такая система позиционирования горнорабочих в 2015 году впервые внедрена на рудниках «Уралкалий». Для обеспечения нормального ее функционирования на каждом руднике компании сформировано до 20 контрольных зон, установлено около 800 считывающих датчиков и используется около 4300 радиометок [14].

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

113

Система «Радиус-2» [15] является комплексом, интегрирующим без значительных затрат в единой системе беспроводного подземного аварийного оповещения и персонального вызова новые дополнительные функции поиска людей, застигнутых аварией — подсистема «РадиусПоиск» и наблюдения местонахождения людей в шахте и автоматический табельный учет — подсистема «РадиуСкан». Система «Радиус-2» обеспечивает повышение оперативности спасательных работ во время аварийных ситуаций в шахте и в управлении подземным горным производством. Горный диспетчер имеет возможность мгновенно передать с пульта управления, установленного на поверхности шахты в диспетчерском пункте, сквозь толщу горных пород на любое рабочее место в любую точку шахтного поля сигнал общего аварийного оповещения для эвакуации людей из шахты или персонального вызова ИТР или горнорабочего для связи с диспетчером с ближайшего телефона. Таким образом, из приведенного выше обзора эволюции шахтных светильников и средств табельного учета, а также выполняемых ими функций, видно как стремительно возрастает функциональность этих технических систем и их интегрирование в многофункциональную информационную систему, которая позволяет в полном объеме оперативно получать на шахте необходимую для принятия управленческих решений управленческую информацию. Для возможности выбора для внедрения на шахте той или иной автоматизированной системы управления, которые позволяют в разной степени произвести реинжиниринг бизнеспроцессов управления и соответственно получить различный по значимости результат, руководству шахты необходимо принимать управленческое решение, в какую из них вкладывать инвестиции в рамках реализации какого-либо конкретного бизнеспроекта. В этом случае под бизнес-процессом понимается термин, который используется в современной практике моделирования производственных процессов для обозначения объекта моделирования. А под реинжинирингом бизнес-процессов (англ. business process reengineering) в условиях шахты, понимается выполнение работ исследовательского, проектно-конструкторского и расчет-

114

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

но-аналитического характера, направленной на фундаментальное переосмысление либо радикальное перепроектирование бизнеспроцессов управления. Это необходимо для подготовки техникоэкономических обоснований мероприятий или разработки рекомендаций в области организации горного производства и управления, которые позволяют достигнуть максимального эффекта производственно-хозяйственной и финансово-экономической деятельности шахты. Впоследствии результаты такой работы должны быть запланированы и оформлены в соответствующих организационно-распорядительных и регламентируемых документах (приказах, паспортах ведения горных работ). В этой связи реинжинирингом должно быть предусмотрено использование специфических средств представления и обработки управленческой информации, понятные как управленцам, так и для возможности ее идентификации информационной системой. Рекомендуется реинжиниринг набора бизнес-процессов управления выполнять в два этапа: · определение оптимального (идеального) набора бизнеспроцессов; · определение наилучшего (по затратам, времени, ресурсам и т.п.) способа перевода существующего набора бизнеспроцессов в новый — более оптимальный. Реинжинирингу бизнес-процессов табельного учета и инвестированию в этот процесс ресурсов должен предшествовать анализ различных типов систем с точки зрения возможности их влияния на повышение эффективности управленческого процесса, повышение его экономичности, улучшение безопасности ведения работ и т.д. На положительное решение данного вопроса может существенно повлиять выявление полезных улучшений, которые обеспечивает бизнес-проект и размера затрат, которые требуются на его внедрение, т.е. выявление соотношения ожидаемого результата с объемом инвестиций, а также степени ожидаемой удовлетворенности планируемого результата. Таким образом, в соответствии с теорией ожидания, разработанной Виктором Врумом, руководство шахты должно надеяться на то, что выбранный им путь совершенствования табельного учета приведет к ожидаемым результатам, т.е. помимо осознанных потребно-

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

115

стей руководителями движет надежда на справедливое вознаграждение их усилий. Для осознания потребностей руководителям необходимо четко знать, в улучшении каких бизнес-процессов нуждается производство? Поскольку может возникать такая производственная ситуация, что некоторые бизнес-процессы на шахте еще не применяются, а уровень развития научно-технического прогресса вынуждает их внедрение на шахте. По этой причине необходимо установить, качество выполнения, каких бизнес-процессов отстает от современного уровня или современных требований эффективного горного производства? Подобного рода проблемами занимаются: обычный процесс совершенствования, реструктуризация, реинжиниринг, бенчмаркинг и многие другие. Они отличаются друг от друга масштабами изменений и перемен, т.е. от мелких каждодневных улучшений до кардинальной перестройки или даже полномасштабной замены всех бизнес-процессов. Для этих изменений используются различные инструменты, которые предназначены для работы с бизнес-процессами. Основой этих инструментов является процессный подход к управлению, который предлагает оптимальное решение любой управленческой задачи [16]. Польза от использования процессного подхода на шахте заключается в следующем: − снижение издержек, повышение рентабельности, рост эффективности работы шахты; − эффективная координация при выполнении производственных процессов; – обеспечение прозрачности, контролируемости и управляемости бизнес-процессами, наведение порядка, обеспечение реализации намеченной стратегии и поддержание эффективного роста; – запуск системы постоянного совершенствования управления бизнес-процессами. Процессный подход к управлению производственными процессами позволяет решать следующие задачи: − создать сеть бизнес-процессов; − назначить владельцев бизнес-процессов; − описать бизнес-процессы; − установить регламенты бизнес-процессов;

116

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

− управлять бизнес-процессами на основе цикла PDCA [17]; − осуществлять аудит бизнес-процессов. Начало решения этих задач можно упростить с помощью составления морфологической таблицы, в которой должны быть представлены описания всех бизнес-процессов, которые в этом направлении в настоящее время являются наиболее перспективными и осуществимыми. Произведем обобщение всех возможных бизнес-процессов табельного учета, которые можно в автоматическом режиме производить с помощью современных АСТУ и, результаты обработки которых, затем можно будет использовать для различных производственных ситуаций для своевременного принятия соответствующих управленческих решений. Результаты такого обобщения представлены в таблице 1, которая может понадобиться впоследствии для обеспечения упрощенного представления функциональных возможностей автоматизированных систем для комплексного их рассмотрения и проведения их сравнительного анализа. На основе данной таблицы проще сформулировать достоинства и недостатки, анализируемой системы учета. Такой подход позволяет сформировать у руководства видение перспектив и полезности нового типа АСТУ для нужд горного производства и на основе этого разработать перспективные стратегические планы развития шахты. Выводы. Результаты анализа истории эволюции АСТУ показывают, что современные тенденции их развития направлены на увеличение функциональности АСТУ, за счет интеграции нескольких дивайсов в один и благодаря этому появляется возможность использовать дополнительное количество новых гаджетов, которые в целом расширяют область применения подобных систем. Такой подход к реинжинирингу бизнес-процессов кадровой службы шахты позволяет пересмотреть и изменить отношение руководства шахт и ИТР к современным АСТУ, поскольку дает возможность представить каждую функциональную возможность системы в новом качестве, которое прямо показывает, какое влияние бизнес-процесс оказывает на повышение эффективности управления и поясняет за счет каких составляющих может быть получен экономический или социальный эффект в результате внедрения современного типа АСТУ на шахте.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

117

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

Продолжение табл. 1.

118

Продолжение табл. 1.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

119

120

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

Библиографический список 1. Сколько жизней стоит украинский уголь? Хронология аварий [Электронный ресурс] / Журнал «Деньги» — Время доступа: 29.07.2011 — Режим доступа: http://dengi.ua/news/84654_Skolko_zhiznej_stoit_ukrainskij_ ugol_HRONOLOGIYa_AVARIJ.html 2. Аварии на шахтах Украины в 2007–2010 годах. Справка [Электронный ресурс] / РИА Новости — Режим доступа: http://www.rian.ru/ spravka/20100613/245849728.html (дата обращения: 24.07.2011). 3. Брейман, М. Г. К концепции автоматизации табельного учета горнодобывающих предприятий [Текст] / М. Г. Брейман, В. Н. Терещенко // Уголь — 2006 — №4. — С.56. 4. Программа повышения безопасности работ на угольных шахтах: Постановление Кабинета Министров Украины от 6 июля 2002 г., №39. 5. Есманчук, А. Н. Анализ автоматизированных систем учета передвижения горнорабочих на предприятиях горнодобывающей промышленности [Текст] / А. Н. Есманчук // Радіоелектронні і компютерні системи, 2006, №7(19). — С.77–81. 6. Макаров, М. Надежность шахтной автоматизированной системы САТУРН [Текст] / М. Макаров // Уголь. — 1978. — №9. — С. 63–64. 7. Светильник СМГВ.1А.003.01.05 с сигнализатором СУБР [Электронный ресурс]. — Київ — Режим доступа: http://kiev.olx.com.ua/1-00301-05-iid-224711342 (дата обращения: 27.07.2011). 8. Костюк, И. С. Прогнозирование направлений научных исследований по разработке индивидуальных информационных систем для обеспечения безопасности труда шахтеров [Текст] / И. С. Костюк, Б. Н. Казуб // Вісті Донецького гірничого інституту. Всеукраїнський науковотехнічний журнал гірничого профілю. — Донецк, 2013. — Вып. 1(32). — С. 114–122. 9. ГОСТ 24754-2013 Электрооборудование рудничное нормальное. Общие технические требования и методы испытаний. [Электронный ресурс]. Режим доступа: http://docs.cntd.ru/document/1200109734 (дата обращения: 04.02.2019). 10. Правила безопасности в угольных шахтах: Постановление Госгортехнадзора России №50 [Текст] / Начальник Госгортехнадзора России В. М. Кульечев. – М.: Москва – 2004. – 134 с. 11. Система позиционирования горнорабочих и транспорта СПГТ-41. [Электронный ресурс] — УТИС, УралТехИс — Режим доступа: https://uraltexis.ru/production/spgt-41 (дата обращения: 04.02.2019). 12. Радиосвязь и безопасность горных работ [Электронный ресурс] / Топ энергопром №11, 2013 Режим доступа: https://uraltexis.ru/news/articles/15article-5 (дата обращения: 08.05.2019).

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

121

13. Система позиционирования горнорабочих и транспорта СПГТ-41. [Электронный ресурс] / Шахтная автоматика / Статьи / ООО КУРС — Режим доступа: http://pp-srv.ru/article/a-1228.html (дата обращения: 02.05.2019). 14. Янович, Дмитрий. Система позиционирования персонала повысит безопасность сотрудников подземного комплекса [Электронный ресурс] / RU.ДА, №22 (200), 26 июня 2015. Режим доступа: https://uraltexis.ru/news/articles/66-article-6 (дата обращения: 08.05.2019). 15. Преимущества и ограничения RFID технологии [Электронный ресурс]. Режим доступа: http://www.itproject.ru (дата обращения: 29.07.2011). 16. Андерсен, Бьёрн Бизнес-процессы. Инструменты совершенствования [Текст] / Бьёрн Андерсен. Пер. с англ. С. В. Ариничева. Науч. ред. Ю. П. Адлер. — М.: РИА «Стандарты и качество», 2003. — 272 с. 17. Попов, В. Л. Управление производством и операциями: Учеб. пособие [Текст] / В. Л. Попов [и др.]. Под ред. проф. В. Л. Попова. — Пермь: Изд-во Перм. нац. исслед. политехн. ун-та, 2012. — 342 с.

Kostiuk I. S. (SEIHPE «Donetsk national technical university», DPR) TOOLS OF REENGINEERING OF THE SET OF BUSINESS PROCESSES IN THE MINE (ON THE EXAMPLE OF THE IMPLEMENTATION OF THE MODERN AUTOMATED TABLE ACCOUNTING SYSTEM) The evolution of the timesheet in the mines is described. The tendencies of perspective development of automated timesheet systems are formulated. The possibilities of using effective tools for reengineering a set of business processes of the personnel service to improve its performance are considered. The characteristic of business processes that can be automated givened by modern systems of timesheeting at the mine are given. Keywords: timesheet, evolution, automated systems, reengineering, business processes, HR, mine

122

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

УДК 622.268.6.001.57 ВЫБОР РАЦИОНАЛЬНЫХ МЕТОДОВ БОРЬБЫ С ВНЕЗАПНЫМИ ВЫБРОСАМИ В ОП «ШАХТА «ХОЛОДНАЯ БАЛКА» Кукота М. В., студент гр. РПМ-15, Гомаль И. И., канд. техн. наук, науч. рук. (ГОУВПО «ДОННТУ», г. Донецк, ДНР) ivan.gomal.77@mail.ru Рассмотрены причины возникновения внезапных выбросов угля, породы и газа на горнодобывающем предприятии. Установлены наиболее действенные и применяемые способы по их предотвращению и обеспечению безопасного труда рабочих. Ключевые слова: горная выработка, внезапный выброс, гидроотжим, дегазационная скважина, система акустического контроля, угольный массив.

В настоящее время борьба с выбросами метана и горной массы – одна из актуальнейших проблем обеспечения безопасных условий труда горнорабочих на шахтах. В последние годы в результате интенсификации угледобычи за счет технического перевооружения угольной промышленности и внедрения высокопроизводительных горных машин при всех усложняющихся горно-геологических и горнотехнических условиях резко увеличились пылеобразование и газообильность шахт, что привело к повышенной опасности взрывов, выбросов угля и более строгому контролю мер предотвращения аварийных ситуаций на горнодобывающем предприятии. В результате совокупного действия горного давления и давления газа в призабойной части угольного пласта формируется выбросоопасная ситуация, которая характеризуется состоянием неустойчивого соотношения сил, развязывающих внезапный выброс, и сил, препятствующих возникновению внезапного выброса. Задачей работы является рассмотрение применяемых в мировой практике, а также внедрение новых в шахтоуправле-

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

123

нии «Холодная Балка» методов по борьбе с внезапными выбросами. Академику А. А. Скочинскому принадлежит наиболее точное определение явления внезапных выбросов угля, породы и газа: «Внезапным выбросом считается явление лавинонарастающего смещения угля или породы под действием горного давления и заключенного в массиве газа, сопровождающееся динамическим эффектом с отбросом горной массы и тонким ее измельчением, значительным выделением газа в короткое время и образованием характерной полости в пласте» [1]. Необходимость точного определения внезапного выброса угля, породы и газа была вызвана тем, что динамические явления, возникающие в различных горнотехнических и горногеологических условиях, различаются как по физической сущности процессов их образования и развития, так и по степени тяжести последствий. Поэтому направления исследований в этой области, в том числе методы прогнозирования и борьбы с такими явлениями, также являются различными. Для ликвидации выбросоопасной ситуации достаточно выполнить одно из следующих условий: – уменьшить напряженное состояние угольного массива (снизить коэффициент концентрации напряжений в призабойной зоне до величины, при которой невозможно его быстрое разрушение); – снизить давление газа в пласте; – изменить свойства пласта, от которых зависит формирование выбросоопасной ситуации: повысить пластические свойства угля, увеличить или уменьшить газопроницаемость пласта. Исходя из основных положений, на основе мирового опыта в горнодобывающей промышленности были разработаны, успешно протестированы и взяты на вооружение, горными предприятиями, следующие способы по предупреждению и борьбе с внезапными выбросами угля, породы и газа: отработка защитных пластов; гидрорыхление пласта; бурение опережающих скважин и образование полостей; торпедирование угольного массива; автоматизированный прогноз газодинамических явлений. Рассмотрим ниже приведенные методы:

124

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

Отработка защитных пластов Защитным считается такой пласт (пропласток, слой породы), опережающая разработка которого обеспечивает полную безопасность в отношении внезапных выбросов на защищаемом пласте свиты или частичную разгрузку от горного давления, облегчающую выполнение других способов борьбы с внезапными выбросами. Защите подлежат угольные пласты, опасные и угрожаемые по внезапным выбросам угля и газа, пласты (слои) выбросоопасных песчаников, по которым проводятся горные выработки. Механизм защитного действия заключается в том, что по мере отработки защитного пласта вслед за выемкой угля развиваются деформации упругого восстановления, упругого последействия и обратной ползучести вмещающих пород, сопровождающиеся расслоением (обрушением) пород кровли и приводящие к изменению напряженного состояния горного массива, в том числе находящихся в зоне влияния угольных пластов. Если разработка защитного пласта приведет к такому изменению напряженности находящегося в зоне влияния защищаемого выбросоопасного пласта, которое обеспечит рост газопроницаемости и, как следствие, эффективную дегазацию, выбросы угля и газа будут предотвращены. Защитные могут быть не только угольные пласты, но и пропластки и породные слои. Если все пласты в свите потенциально выбросоопасные, то в качестве защитного принимается пласт наименее опасный и наиболее перспективный с точки зрения защиты, отрабатываемый как одиночный с применением необходимого комплекса противовыбросных мероприятий. Отработку защитного пласта необходимо производить без оставления целиков и участков угольного массива в выработанном пространстве [2]. Гидрорыхление угольного пласта Применение локальной обработки выбросоопасного пласта в режиме рыхления имеет целью нарушение структуры пласта под действием воды, нагнетаемой под высоким давлением. Гидрообработка пласта идет через ряд скважин, пробуренных на зону максимальных напряжений таким образом, чтобы обработанная призабойная зона пласта была непрерывной и имела ширину, достаточную для выполнения нескольких технологи-

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

125

ческих циклов, а также для неснижаемого опережения. В обработанной зоне снижается величина напряжений, увеличивается расстояние от забоя до зоны максимальных напряжений. Свободный газ вытесняется вследствие поршневого действия воды. Гидравлическое рыхление воздействует, главным образом, на изменение структуры и выравнивание напряженно-деформированного состояния пласта. Одновременно изменяется режим газовыделения. Основными условиями применения гидрорыхления являются такие природные характеристики пласта, которые обеспечивают интенсивное поступление воды в угольный массив и равномерное ее распределение в пласте или в отдельных пачках, а также невозможность ее неожиданного прорыва через герметизатор или слабую пачку угля. Гидрорыхление считается законченным, если в скважину подано расчетное количество воды и давление воды снизилось не менее чем на 30% от максимального давления нагнетания [2]. Бурение опережающих скважин, образование полостей и торпедирование угольного массива Скважины, пробуренные из очистных и подготовительных забоев, предназначены для дегазации призабойной части пласта при свободном истечении газа. Для повышения эффективности дегазирующего действия они бурятся увеличенного диаметра с таким расчетом, чтобы образовалась разгруженная зона, позволяющая увеличить радиус дегазирующего влияния скважины. Поэтому скважины, пробуренные из очистных и подготовительных забоев, по существу являются разгрузочно-дегазационными скважинами. Особенность работы разгрузочно-дегазационных скважин в призабойной области, где действуют технологические условия выбросоопасности, заключается в том, что скважины пересекают зоны с различным напряженным состоянием и, следовательно, с различной газопроницаемостью, поэтому газовыделение по длине скважин неравномерно. Основным условием применения разгрузочных дегазационных скважин является их расположение на расстоянии друг от друга, не превышающем радиуса эффективного влияния одной скважины, чтобы в плоскости пласта была образована непрерывная обработанная призабойная зона пласта.

126

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

Разгружающее и дегазирующее влияние скважин проявляется не сразу, но достаточно быстро, чтобы к началу выполнения технологического цикла угольный массив оказался обработанным. По механизму воздействия на призабойную часть угольного массива образования опережающих полостей относятся к разгрузочно-дегазационным скважинам, хотя технология бурения скважин и образования полостей различна. Полости применяются только в подготовительных забоях по технологическим соображениям. Полости, также как и скважины, пересекают разгруженную зону угольного пласта, затем зону максимальных напряжений и внедряются в угольный массив, где напряженное состояние снижается до уровня природных напряжений. Торпедирование является способом рыхления угольного массива впереди забоев очистных и подготовительных выработок взрывными работами. Целью торпедирования являются нарушение природной структуры пласта энергией взрыва, изменение напряженно-деформированного состояния и, как следствие этого, изменение газовой обстановки. После торпедирования уголь в забое может выниматься одним из известных способов: выемочной или проходческой машиной, отбойным молотком, буровзрывным способом. Анализируя рассмотренные выше методы по борьбе с внезапными выбросами угля, породы и газа, в условиях ОП «Холодная Балка» целесообразно применять бурение опережающих скважин. Главными достоинствами данного способа перед другими можно считать: высокую эффективность в условиях глубоких шахт Донбасса, а также скорая готовность угольного массива к отработке к началу выполнения технологического цикла. Автоматизированный прогноз газодинамических явлений С увеличением глубины разработки угольных месторождений возрастает опасность катастрофических проявлений горного давления в виде внезапных выбросов угля, газа, породы. Наиболее технологичными и физически обоснованными являются нормативные способы прогноза, основанные на использовании акустических колебаний, как носителей информации о напряженном состоянии породного массива. Эти способы реализуются в Украине с помощью системы акустического контроля массива гор-

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

127

ных пород и прогноза динамических явлений (далее — система СА КСМ). В основе работы системы СА КСМ лежит непрерывный анализ отношения амплитуды высших и низших частот регистрируемых акустических колебаний и сравнение полученных величин с некоторым критическим значением. Система СА КСМ При использовании мировых результатов разработки мер борьбы с газодинамическими явлениями, в Донбассе была разработана система акустического контроля массива горных пород и прогноза динамических явлений СА КСМ. Система СА КСМ позволяет осуществлять: – прогноз всех видов динамических явлений: удароопасности и выбросоопасности, внезапных выдавливаний угля, разрушения пород почвы с интенсивным газовыделением; – прогноз геологических нарушений впереди забоя; – контроль безопасности бурения скважин на склонных к внезапным выбросам угольных пластах; – оценку эффективности мер предотвращения ДЯ; – контроль состояния призабойной части массива горных пород; – определение параметров напряженно-деформированного состояния массива горных пород; – контроль технологических процессов в очистных и подготовительных забоях. По каждой из перечисленных задач разработаны алгоритмы обработки и анализа искусственных акустических сигналов. Схема их реализации общая: регистрация акустического сигнала, возбуждаемого воздействием на массив горного оборудования, передача его на поверхность, обработка и анализ программными средствами. Физическими основами прогноза ГДЯ служит связь параметров спектра искусственного акустического сигнала со слоистым строением углевмещающих пород и развитием межслоевых деформаций, установленный характер развития межслоевых деформаций и возвратно-поступательные движения максимума опорного давления в движущемся забое. Алгоритмы и методы решения перечисленных задач прошли всестороннюю проверку в различных горно-геологических условиях.

128

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

Состав системы СА КСМ Система СА КСМ состоит из аппаратуры передачи акустического сигнала из забоя на поверхность (далее — АРАС) и персонального компьютера с программным обеспечением акустического контроля состояния массива горных пород (далее — АКМП). Аппаратуру и программное обеспечение изготавливает и поставляет Межотраслевая научно-техническая лаборатория по разработке, изготовлению и внедрению автоматизированных систем МНТЛ РИВАС (г. Москва).

Рис. 1. Состав системы СА КСМ

Аппаратура АРАС состоит из геофона, переговорного устройства и наземного устройства. Геофон устанавливается на расстоянии 10–40 м от забоя горной выработки, он служит для преобразования упругих колебаний массива горных пород в электрический (далее — акустический) сигнал, его преобразование и передачу на поверхность по свободной двухпроводной линии связи. По этой же линии от наземного устройства поступает электропитание геофона. В подготовительной выработке геофон устанавливается в шпуре длиной до 0,7 м или на элементах анкерной крепи при условии жесткого соединения его чувстви-

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

129

тельной части с массивом горных пород. В очистном забое устанавливается по одному геофону в оконтуривающих горных выработках или на элементах крепи в забое на расстоянии до 40 м от сопряжения с оконтуривающими выработками. Переговорное устройство обеспечивает связь забоя с оператором, обрабатывающим акустические сигналы. Переговорное устройство используется также при ликвидации неисправности линий передачи акустического сигнала и как дополнительная независимая связь с забоем. Высокий уровень автоматизации программы АКМП позволяет контролировать её работу на нескольких шахтах в одном пункте, снижая количество обслуживающего персонала. Заключение о состоянии массива горных пород и опасности динамических явлений выдается автоматически, что не требует специальной подготовки операторов, занятых на обработке акустических сигналов. Сообщение о безопасном состоянии забоя считается штатным и на печать не выдается. Сообщение об опасном состоянии забоя на печать выдается автоматически с одновременным извещением технических руководителей шахты. Основными преимуществами системы СА КСМ служат: – высокий уровень не только сбора и обработки акустической информации, но и принятия решения о состоянии массива горных пород, не зависящие от субъективного фактора; – текущий прогноз всех видов динамических явлений; – непрерывный контроль массива горных пород в активных забоях, представляющих наибольшую опасность по газодинамическим и динамическим явлениям; – прогноз геологических нарушений, которые с увеличением глубины отработки угольных месторождений представляют основную опасность по динамическим явлениям; – регистрация акустических сигналов, дополнительная связь забоя с поверхностью осуществляется независимо от шахтной сети энергоснабжения [3]. Применение системы СК КСМ в реальных условиях На шахтах Донбасса методы акустического контроля массива горных пород и прогноза ГДЯ применяются более 15 лет, в том числе на шахтах им. А. А. Скочинского и «Холодная Бал-

130

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

ка», разрабатывающие особо выбросоопасные угольные пласты h6В и h10В . О степени опасности угольных пластов свидетельствуют следующие факты: в совокупности на обеих шахтах в период 2000–2010 гг. при сотрясательном взрывании в нишах ежегодно происходило от 12 до 83 выбросов и микровыбросов угля и газа. Для уменьшения вероятности возникновения чрезвычайной ситуации, при диагностировании возможного выброса, в предполагаемом месте бурят шпуры и производят подрыв ВВ в режиме сотрясательного взрывания [4]. Выводы 1. Вследствие возрастания глубины разработки увеличивается потенциальная опасность угольных шахт по газодинамическим явлениям, вследствие чего создается риск завала выработки с людскими жертвами и причинение высоких материальных убытков; заполнения выработки газами, взрыв которых может спровоцировать поднятие угольной пыли и ее последующую детонацию. 2. Для ликвидации возможного выброса достаточно выполнить одно из следующих условий: уменьшить напряженное состояние угольного массива; снизить давление газа в пласте; изменить свойства пласта. 3. В условиях ОП «Холодная Балка», помимо системы СА КСМ, также целесообразно применятьбурение опережающих скважин, данный способ будет весьма эффективно себя показывать, благодаря простоте процесса и возможности через короткий промежуток времени начинать выполнение технологического цикла по отработке угольного массива. Библиографический список 1. Большинский, М. И. Теория внезапных выбросов угля, пород и газа [Текст] / М. И. Большинский. – ЦБНТИ МУП УССР, 1993. – 208с. : ил. 2. Методы и средства прогноза и предотвращения газодинамических явлений в угольных шахтах. Расследование и предотвращение аварий на угольных шахтах. Т. 3 [Текст] / А. М. Брюханов, А. В. Агафонов, А. А. Рубинский, Г. И. Колчин – Донецк: Вебер, 2007. – 692 с.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

131

3. Смирнов, О. В. Прогноз геологических нарушений по параметрам акустического сигнала [Текст] / О. В. Смирнов, А. И. Кулик, Е. А. Лапин // Уголь. – 2015.– №11.– С. 76–79. 4. Копылов, К. Н. Испытания автоматизированной системы акустического контроля [Текст] / К. Н. Копылов, О. В. Смирнов, А. И. Кулик, П. В. Потапов // Уголь. – 2015.– №7.– С. 44–48.

Kukota M. V., Gomal I. I. (SEI HPE «Donetsk national technical university», DPR) CHOICE OF RATIONAL METHODS OF FIGH TAGAINST SUDDEN EXTRASSIN MINE“KHOLODNAYA BALKA” The causes of sudden emissions of coal, rock and gas in a mining enterprise are considered. The most effective and applied methods for their prevention and ensuring safe labor of workers have been established. Keywords: mining, sudden release, hydro-pressing, degassing well, acoustic control system, coal massif.

132

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

УДК 622:004.42(076) ИСПОЛЬЗОВАНИЕ ПРОГРАММЫ STREK-513.XLS ДЛЯ ОЦЕНКИ ЭКОНОМИЧЕСКОЙ ЭФФЕКТИВНОСТИ СПОСОБОВ ОХРАНЫ УЧАСТКОВОЙ ВЫРАБОТКИ Золотухин Д. Е., студент гр. РПМ-14, Стрельников В. И., канд. техн. наук, проф., науч. рук. (ГОУВПО «ДОННТУ», г. Донецк, ДНР) С использованием компьютерной программы STREK-513.xls установлена область применения охраны участковой выработки литой полосой и тумбами БЖБТ. Установлена степень влияния различных параметров на изменение удельных затрат. Получена эмпирическая зависимость расчета процентного соотношения суммы затрат на сооружение средств охраны на 1 м выработки и средних затрат на ремонт 1 м выработки при их охране литой полосой и тумбами БЖБТ. Ключевые слова: экономико-математическая модель, охрана выработки, литая полоса, тумбы бжбт.

Состояние вопроса. При разработке угольных пластов с высоким газовыделением из выработанного пространства широко применяется система разработки с прямоточным проветриванием на выработанное пространство и подсвежением вентиляционной струи. Однако в этом случае участковая транспортная выработка должна сохраняться в выработанном пространстве и, в некоторых случаях, использоваться повторно в качестве вентиляционной. Длительное использование выработки приводит к большим смещениям пород в выработку и к необходимости нести большие расходы на ее содержание. Для ее охраны используется много разных способов, основными из которых являются литая полоса, тумбы БЖБТ, костры накатные, многорядная органная крепь, кустовая крепь, бутовая полоса и другие. На рис. 1 показана величина затрат на выполнение 1 м охранного сооружения при мощности пласта 1,2 м. Как видно, величина затрат колеблется в значительных пределах.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

133

Бутовая полоса

Костры накатные

Многоряд ная органка

БЖБТ

Литая полоса

6000 4000 2000 0

Рис. 1. Затраты на сооружение средств охраны, руб/м

Бутовая полоса

Костры накатные

Многоряд ная органка

БЖБТ

600 400 200 0

Литая полоса

Указанные способы охраны выработки по разному влияют на величину смещений пород в выработку (рис. 2) и, следовательно, приводят к различной величине затрат на ремонт выработки (рис. 3).

Рис. 2. Смещения пород в 3-й зоне поддержания при разных способах охраны выработки (по ВНИМИ)

Бутовая полоса

Костры накатные

Многоряд ная органка

БЖБТ

Литая полоса

30000 20000 10000 0

Рис. 3. Затраты на сооружение средств охраны выработки и на ее поддержание

134

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

Как видно, тумбы БЖБТ и литая полоса наиболее эффективные способы уменьшения смещений пород, но при этом затраты на эксплуатацию выработки существенны. Применение искусственных деревянных сооружений позволяет иметь меньшие затраты, но дефицит дерева и его высокая цена в условиях Донбасса позволяет отказаться от такого способа охраны. Важное значение имеет и время между выемкой угля в лаве и возведением охранного сооружения. При применении литой полосы или тумб БЖБТ можно добиться минимального времени, при работе с бутовой полосой это невозможно. Задача исследований – установить область экономически целесообразного применения охраны выработки литой полосой и тумбами БЖБТ. Методика исследований основана на использовании принципа экономико-математического моделирования затрат в пределах выемочного участка, заложенного в компьютерной программе STREK-513.xls [1]. Для каждого варианта способа охраны вычисляются его параметры согласно [2], затраты на сооружение этого способа на 1 м выработки, величина смещений пород в выработки за время ее существования согласно ВНИМИ [2], необходимое количество перекреплений и подрывок выработки на отдельных ее участках, затраты на одно перекрепление и одну подрывку согласно норм выработки [3] тарифов и цен, и суммарные затраты на сооружение средств охраны и ремонт выработки, отнесенные к 1 метру длины выработки. Параметры технологии, влияние которых исследовалось – мощность пласта, глубина работ, длина выработки, прочность пород, податливость крепи, скорость подвигания лавы, скорость проведения выработки. Исследовались и тарифно-ценовые факторы – тарифная ставка рабочего, цена быстротвердеющего материала, цена плит БЖБТ. В качестве показателя эффективности способа охраны выработки использовано отношение µ средней величины затрат на сооружение средств охраны и поддержания 1 м выработки за полный срок ее службы Клп при охране литой полосой к аналогичной величине Кжб при охране выработки тумбами БЖБТ.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

135

µ = K лп К жб . Если величина µ превышает величину 100, это значит, что затраты при охране литой полосой превышают затраты при охране тумбами БЖБТ и это превышение составляет µ-100 процентов. Графики зависимости величины µ от исследуемых параметров приведены на рисунках 4–8.

Рис. 4. Влияние на величину µ мощности пласта а) и глубины работ б)

Рис. 5. Влияние на величину µ угла наклона пласта в плоскости сечения в) и податливости крепи г)

Рис. 6. Влияние на величину µ длины выемочного столба д) и месячной скорости подвигания лавы е)

136

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

Рис. 7. Влияние на величину µ скорости проведения выработки ж) и величины сменной тарифной ставки рабочего з)

Рис. 8. Влияние на величину µ превышения стоимости 1 т материала бикрепи над стоимостью 1 т плит БЖБТ – ξ

Анализ указанных зависимостей показывает, что некоторые из рассматриваемых факторов влияют на соотношение затрат при использовании литой полосы и тумб БЖБТ только определенном диапазоне. Так, мощность пласта m в диапазоне от 1,2 м до 2,0 м, глубина работ Н в диапазоне от 600 м до 1100 м, угол наклона пласта в сечении выработки α в диапазоне от 5° до 20°, податливость крепи выработки Ф в диапазоне от 600 мм до 1000 мм, длина выемочного столба L в диапазоне от 1000 м до 2500 м, скорость подвигания лавы Vл в диапазоне от 30 м/месяц до 80 м/месяц. Такие параметры, как скорость проведения выработки и сменная тарифная ставка рабочего влияют на всем возможном диапазоне величин, но их влияние весьма несущественно и ими можно пренебречь. Значительное влияние на соотношение затрат имеет разница в затратах на приобретение 1 т материала для выкладки охранного сооружения – стоимости би-крепи и стоимости плит для выкладки тумб БЖБТ – ξ. При выборе экономически обоснованного способа охраны участковой выработки следует руководствоваться величиной µ

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

137

– процентным соотношением суммы затрат на сооружение средств охраны К на 1 м выработки и средних затрат на ремонт 1 м выработки R при охране выработки литой полосой и тумбами БЖБТ.

µ=

К лп + Rлп × 100% . К бжбт + Rбжбт

Обработка результатов вычислений показала, что в указанных выше диапазонах влияющих факторов величина µ может быть вычислена по формуле (1).

µ = 743 - 0 ,44 × H + 0 ,000 × H 2 - 317 ,4 × m + 101,8 × m 2 - 3,99 × Rп + 0 ,06 × Rп2 - 4 ,9 × α + 0 ,2 × α 2 - 0 ,36 × Ф + + 0 ,0006 × Ф - 0 ,00000027 × Ф - 0 ,07 × L + 2

(1)

+ 0 ,0000 × L2 - 1,98 × Vл + 0 ,018 × Vл2 + 3,94 × ξ Если какой либо параметр выходит за пределы указанного диапазона – величина µ вычисляется по формуле (2).

µ = 4 ,043ξ + 69 ,97 , % .

(2)

Если величина µ превышает 100 %, следует применять для охраны выработки тумбы БЖБТ, в противном случае литую полосу. Выводы 1. Компьютерная программа STREK-513.xls позволяет в конкретных условиях установить экономически оптимальный способ охраны участковой подготовительной выработки. 2. С использованием компьютерной программы STREK513.xls получены расчетные формулы, позволяющие установить наиболее целесообразный в заданных горно-геологических и горнотехнических условиях способ охраны участковой подготовительной выработки

138

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

Библиографический список 1. Экономико-математическая модель затрат на проведение, поддержание и сооружение средств охраны участковой подготовительной выработки STREK-513.xls, [электронный ресурс], Стрельников В. И., 1,7 МБ, 2016 г. 2. Указания по рациональному расположению, охране и поддержанию горных выработок на угольных шахтах СССР. – Ленинград, 1986. – 221 с. 3. Единые нормы выработки на очистные работы для шахт Донецкого и Львовско-Волынского угольных бассейнов. – Донецк, 1993. – 448 с.

Zolotuhin D. E., Strelnikov V. I. (SEI HPE «Donetsk national technical university», Donetsk, DPR) USE OF PROGRAM STREK - 513.XLS FOR ESTIMATION OF ECONOMIC EFFICIENCY OF METHODS OF SUPPORTING OF ROADWAY With the use of the computer program STREK-513.xls, the scope of protection of precinct mine workings by the cast strip and the BZHBT bollards is established. The degree of influence of various parameters on the change in unit costs is established. An empirical dependence was obtained for calculating the percentage of the cost of building security equipment per meter of output and the average cost of repairing 1 meter of output while guarding them with cast strip and BZHBT stands. Keywords: economic computer model, guard of making, cast stripe, stands of reinforce-concrete stands.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

139

УДК 622.281 BEHAVIOR OF THE HANGING WALL - COAL SEAM ARRANGEMENT USING THE IMPACT THEORY AND RESONANCE SYSTEM IN THE ROCK BURST CONTROL IN CONDITIONS OF OSTRAVA – KARVINA COALFIELD Bukovansky S., Dr. Ing. (Caustobiolite Deposits Research Institute, Moravska Ostrava, Czech Republic)

Moroz O. K., k.t.s., prof. Agarkov A. V, st gr. RPM-12a (SEI HPE «Donetsk national technical university», DPR) E-mail: okmoroz@rambler.ru The article researches is to present the specialized public a new look on the behavior of the arrangement employing the impact theory or the resonance system with the contribution of free and induced oscillations, regarding the forces inhibiting the rock burst rise in the saddle-shaped strata of the Ostrava – Karvina Coalfield as well as their phenomena interacting with induced seismic activity. Keywords: transient effect, coal seam, building elements, “hanging wall – coal seam”, genesis

Abstract. The arrangement (hanging wall – coal seam) of the saddle-shaped strata in OKC (Ostrava – Karvina Coalfield) is burdened with oscillatory variations resulting from the motion of the earth’s crust bedrock – SIAL (tectonic stress and shocks i.e. natural seismic activity of free and induced oscillations occur) as well as due to mining operations (i.e. induced seismic activity). That means, the bedrock itself is constantly tuned in the oscillating motion. The frequency of the oscillations is then closely bound with the dimensions of the oscillating solid, seam thickness, tectonics, and the surface dimensions of the oscillating layers (elements A, B, C of the arrangement shown in Fig. 1), with physical-mechanical properties of the arrangement and the mining method (i.e. increase in stress showing thus the incidence of static load due to inertial forces) and the arrangement may be brought to the genesis of a rock burst either by the impact stressing (transient effect) or by the resonance (steady state) and that is enhanced by the activity of the

140

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

phenomena in the arrangement as well as by the superposition taking part in the bedrock building elements (i.e. by the sum of static stresses and dynamic harmonics caused by the oscillating arrangement). To get some conceivable mechanics for a rock burst genesis in a model form, we can put down this equation:

y HO( t ) = å1 y s st ( t ) + å1 y ¶( t ) , where n

ψ HO(t) – is the rock burst genesis in the oscillating arrangement of the bedrock building elements (or the elongation of the oscillating arrangement of the bedrock building elements); n å1 ψσst(t) – is the superposition of static stresses in the oscillating arrangement of the bedrock building elements; n å1 ψ¶(t) – is the superposition of dynamic harmonic oscillations of the bedrock building elements (or the dynamic gradient of harmonic oscillations of the bedrock building elements). Introduction. The mining activity itself can be considered as an anthropogenic interference into the bedrock whether or not it is done by open-pit digging or by underground mining. In my work I deal mainly with the problems in underground coal mining, especially in the longwall mining. As you know, mining is a plundering business. Its principal feature is that after extracting the industrial mineral (a coal seam in this instance) the stress deformation state of the bedrock is changed, because it is now affected by such a mining activity – by extracting specific building elements out of the bedrock. In general, the bedrock can be considered to be a relatively separate arrangement. In this work, we will primarily take an interest in manifestations of this relatively separate arrangement in terms of swift impulse actions – oscillations of the bedrock building elements, but in order to get a mathematical model, it will be considered to be a coherent solid (continuum) with its mass uninterruptedly distributed. Numerous experiments, by Board (1983), show that many results obtained from them are favorably corresponding with the conclusions related to the conception that the mass of solids under consideration is

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

141

distributed coherently and that this distribution varies only due to effects of heat and force. In the case of coal mining, we do not consider the heat effect because the temperature variation in the bedrock building elements is in the range of a few tens of degrees and this cannot essentially affect the behavior of the building elements. When neglecting the effect of temperature variations, then the elementary description the bedrock is accomplished by: § describing the stress state § describing the deformation state Materials to compile this researches were mostly obtained in the course of solving the geophysical project in collaboration with the Caustobiolite Deposits Research Institute, Ltd. Ostrava along with examination of seismic activity by means of our regional diagnostic polygon. The substantial amount of information was conditioned by examining the particular situation in the geomechanics of OstravaKarvina coal mines. General results have been published in technical papers at home as well as abroad. The purpose of this researches. The purpose of this researches is to present the specialized public a new look on the behavior of the arrangement (hanging wall – coal seam) employing the impact theory or the resonance system with the contribution of free and induced oscillations, regarding the forces inhibiting the rock burst rise in the saddle-shaped strata of the Ostrava – Karvina Coalfield (OKC) as well as their phenomena interacting with induced seismic activity. Existing researches, research tasks and final reports have dealt with solving such an effect in the rock burst control regardless of the effects of oscillations, impacts and resonance within the bedrock of the OKC. Along with comprehensive monitoring and due to author’s personal longstanding practical experience with impact theory and resonance in the bedrock, a new view of solving the mechanics (and simultaneously the feasibility of prevention) in the rock burst control in OKC starts appearing. This newly compiled original researches deals with the behavior of the arrangement hanging wall – coal seam using the phenomena of oscillation and impacts as well as the resonance system of the arrangement applied in the rock burst control in conditions of the saddle-shaped strata in OKC.

142

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

With the present-day level of knowledge on the character and mechanics of the rock bursts, let us say, knowing the conditions for safe drive of workings, it is advisable to present the competent public for their consideration also other views of feasible solutions to this problem. This researches should be of service to this purpose. It is evident that the solutions presented here do not apply to wide spectrum of possible rock bursts (e.g. the substratum rock bursts are not solved here), however, this researches offers one of the guidelines how to solve the genesis of a rock burst using the oscillation and impact theory and the resonance system, considering the forces inhibiting the rock burst genesis in conditions of the saddle-shaped strata, based on well known results obtained from geophysical monitoring in situ published by Knotek (1980), (1985), (1997). Partial conclusion. It is well known that the coal seam is the weakest building element of the bedrock in most of the coal deposits situated close to the operational workings. That is why the processes reshaping the existing seam are usually crucial for the rise of rock bursts, eventually for tremor phenomena. The individual coal seams usually have complex structural compositions and their individual macropetrographical locations are characterized by diverse thicknesses, elasticity, etc. On top of that, the coal seams are usually disrupted by a number of secondary areas with mechanical discontinuities induced by previous mining so that the ability to reshape these seams is mostly determined by the arrangement and the extension of deformations in such locations of the seam that are adjacent to the workings. Therefore, the mechanics of rock burst events cannot be understood separately, see Bukovansky (1997), as the mechanics showing independent behavior of the bedrock, but on the contrary, in its relationship to increasingly growing number of disruptions throughout the bedrock caused by partial processes occurring around the workings, each of which constitutes conditions leading to prospective activation of the subsequent processes and making them acute. When dealing with rock bursts, it is then right to assess and pass judgement not only on general conditions in the existing deposit, but also on the special conditions of mining at the same place. Note: The rocks, in view of layers in the saddle-shaped strata in OKC, are mostly noted for the fact that they do not have the same me-

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

143

chanical qualities in all directions. Our arrangement is considered to be transversal one i.e. 1 x isotropic and 2 x anisotropic. Existing situation. Several theories describing the origin of rock bursts are known from the specialized publications worldwide, that are based on locating the rock burst event, the distance of the rock burst focus from the coal face, on the magnitude of seismic energy released with the rock burst as well as on the mechanical qualities of the seam and its surrounding rocks, see Cook (1975) Jaeger (1969), Jeremic (1985), Obert (1967), Peng (1984), Salamon (1983), and Wilson (1984). It is necessary to claim freely that none of the theories published in the specialized publications worldwide, presented even in some works listed as the references to this work, does not fully explain the wide spectrum of conditions and the character of symptoms leading to the rock bursts. It is then necessary to go on dealing with such problems broadly so that we can get more versatile view of this phenomenon and reveal its mechanics along with elaborating more effective operational methods to prevent rock burst hazard. Present situation – source. The equation describing the prospective genesis of a rock burst (HO) has been put down as

HO = å1 s st ( t ) where n

ås n

st ( t )

are superpositions of the static stress and the predetermined or predicted factors (e.g. mechanical qualities of rocks and coal, depths of strata in direct and upper hanging walls, the effect of tectonics in the residual pillar or that of coal face borders in the hanging wall). Science and research have been interested so far in searching for new factors affecting the disruption of the bedrock (HM) not only in the primary stress field, but largely in the secondary induced stress field. Up to this day, published by Vesela et al. (1991), they have defined and registered more than 100 processes affecting the forms of disruption of the bedrock. In this way, however, they still get to the static state, which corresponds with the fact that not all the symptoms of the bedrock pressures and like, registered in advance, are only brought about by the static stressing. Model system of the oscillating of the hanging wall – coal seam arrangement. The bedrock, as part of the earth‘s crust in the existing locality, is a quasistatic solid. Owing to some slow motions in the

144

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

earth’s crust caused by continuous changes and motions of the substratum (SIAL), flowing and rearrangement processes in magma environment right beneath the earth’s crust are in progress. This results in continuous tectonic stresses and shocks in the crust (natural seismic activity) caused by disrupting the earth’s crust so that the bedrock itself is always tuned in these oscillating motions. They may be observed especially in the event of earthquakes, but it is apparent from seismic registrations and monitoring that the bedrock oscillates all the time. The hanging wall –coal seam – substratum arrangement, in which we are interested here most, must oscillate too. Owing to conditions that are common in OKC (the conditions in the saddle-shaped strata) we can assume that the resonance frequency will vary from a few single oscillations up to 10 Hz, whereas the respective (free) frequency of the bedrock building elements will be rougly in the same proportion by Bukovansky (1998). This datum of mine results from the geophysical polygon of the company Dulni pruzkum a bezpecnost, a.s. Paskov OKD which has been registering such frequencies in most of the cases. Due to mining and other activities brought about by anthropogenic effects to nature in our environs, such induced changes must necessarily occur as a result of disrupting the initial quasistatic state of the bedrock. These induced effects make themselves felt mostly through the induced seismicity of the bedrock and they can be described as seismic wave energy of various kinds and origins. The following mining activities and operations primarily belong here: § seismic effects caused by blasting in the course of conducting the mining operations; § seismic waves or impacts caused by disruption of thick and solid hanging walls piling up the mined-out longwalls; § seismic waves brought out by activation of tectonic motions along the existing tectonic areas, etc. All the seismic shocks – foci (i.e. natural and induced seismic activities) may have diverse forms (in relation to discontinuity and heterogeneity of the bedrock) ranging from the seismic waves similar to earthquake to the effect of intensive distant tremors (e.g. in the OKC of the Polish section of the Upper Silesian coal basin) as well as impacts and strokes of various kinds and origins, having generally the form of sustained and damped oscillations.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

145

At all locations of the bedrock, these seismic tremors are superimposed into a single form causing a wave motion which may even induce the disruption of the bedrock building elements at the respective location with all the effects resulting from that (if the stress in the bedrock and the initial stress level in the respective location, due to seismic effects, are simultaneously exceeded). If this disruption happens in a location far beyond the operational workings, it is a tremor and if this disruption occurs close to the operational workings, it is either an impact or even a rock burst. As you know, the seismic waves, while running across a boundary (e.g. via discontinuity, heterogenity), may change their amplitudes and characters (e.g. transient effect, steady state); they may reflect, refract, etc. That is why prediction of the induced seismic activity impacts on the anthropogenic activity is considerably uncertain, both in time and space. On this account, there are enormous problems with implementation of the rock burst control by geophysical prediction e.g. by using the outcomes from the geophysical polygon in OKC. The oscillations in a relatively separate arrangement can be looked upon as the recurrent transfer of a specific amount of energy from a solid to a spring and vice versa, twice in each cycle. When a spring is stretched out or pressed down to the limit (y = ± A ) (where A is an displacement amplitude of the oscillating arrangement of the bedrock building elements, y – instantaneous displacement of the oscillating arrangement), oscillating arrangement mass – m, the solid is immediately brought to a stop and the kinetic energy dies out. At this moment, the total energy of the system is being stored in the spring in the form of the potential energy. As the solid comes through the point (y = 0 ), it is given the top speed equaling to y& = w0 A (where ω0 is the free (natural) oscillation of the bedrock building elements) and its motion concentrates all the energy of the system in itself because the spring is neither stretched out nor pressed down. In other spots of this system the proportion of kinetic energy to potential energy is changed, but their sum is always the same in a single arrangement. That is why we are now going to analyze the oscillating process of the bedrock arrangement in general. The free motion of the arrangement has an oscillatory character. The mass is given the acceleration:

146

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

y&& = d 2

y , dt 2

(1)

which is determined by the second Newton’s law

my&& = QN ,

(2)

where QN is the force of the oscillating arrangement (hanging wall force). It is achieved during the period before the equilibrium, certain velocity and corresponding momentum are reached so that it may overshoot to the other direction. Both the flexibility or rigidity of the arrangement as well as the mass inertia are the essential conditions for the oscillatory motion in the bedrock. The rigidity ensures that the mass tries to revert to its equilibrium state, but the inertia will make the arrangement to be overshooting. The motion equation (2) is a differential one of the second order, on the basis of which we wish to find a scientific notation determining the dependence of y on time t. This equation is too indefinite. In order to get quantitative results, the simplest possible assumption is that the force of the the oscillating arrangement QN is proportional to the instantaneous displacement of the oscillating arrangement y . So we can put down:

QN = -kY ,

(3)

where k is a positive constant well known as the spring constant or the rigidity of the oscillating arrangement. With this assumption our arrangement possesses now all the qualities of a fictitious entity which is well known in physics as the harmonic oscillator. The motion equation (2) now verges into

my&& = -ky .

(4)

In order to transfer the results, we are going to deduce, to our oscillating arrangement more easily, we will transcribe this equation into standard form and we will talk about the dynamic harmonic oscillator of the bedrock building element:

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

y&& + w02y = 0 ,

147

(5)

where the new positive quantity ω0 is expressed by the equation

w0 =

k . m

(6)

The common integral of the equation is:

y ( t ) = A cos( w0t + j ) ,

(7)

where A is the displacement amplitude of the oscillating arrangement of the bedrock building elements, φ is the phase shift and y (t ) is the instantaneous displacement of the harmonic oscillatory motion of the bedrock building element. If a quantity depends on time in this manner, we say that it alternates in a harmonic way. The oscillation, due to which y alternates harmonically, is known as the harmonic motion. This harmonic motion is periodic and it repeats itself endlessly in a number of identical cycles after elapsing some of the time t. The effect of elastic arrangement hanging wall – coal seam solid upon oscillations of the bedrock building elements. The elastic arrangement of the hanging wall – coal seam can be illustrated as per Fig. 1.

Fig. 1. Illustration of the elastic arrangement: hanging wall – coal seam

This elastic oscillating arrangement includes oscillating element C (coal seam), intermediate primary hanging wall B and burden A

148

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

with weight Q. The weight of elements B and C in this arrangement is low in comparison with that of element A and thus the behavior of this arrangement is mostly determined by element A (its thickness is up to 200 m). The qualities of the oscillating arrangement are then determined partly by the properties of its single elements, partly by their weights and rigidity and by the oscillating motion velocity. As mentioned above by Bukovansky (1998), the oscillator is a set of solid particles capable of performing oscillatory motions. The bedrock or the coal seam, as the oscillating system, may have any number of degrees of freedom and hence we replace continuously distributed mass of this elastic solid with multiple small solid particles capable of oscillating both in plane and space, see Bukovansky (1997). If a mass particle oscillates, which is now the case of the infinitesimal building element of the bedrock, in continuum, a motion starting up in the respective surroundings, is called the wave motion. This wave motion is only peculiar to the nearest surroundings of the respective mass particle, whereas the energy of the oscillating particle can go over to the neighboring particles and make them oscillate by Bukovansky (1998). The arrangement, illustrated in Fig. 1, may be stressed not only due to the oscillations specific for its surroundings, but also owing to the oscillations and waves coming from the remote surroundings due to mining conditions e.g. caused by transforming the bedrock in the respective coal mine or in its neighboring collieries (the collapse of the roof above the coal face, etc.), or generally, even due to the waves coming from distant earthquake epicenters. In this case the superpositions of waves occur by Bukovansky (1998). In another case, this arrangement may be stressed by an impact i.e. by an oscillation induced e.g. by disrupting the primary hanging wall, element A, see Fig 1. Also here, generally speaking, element A represents the primary hanging wall, element B is the immediate hanging wall and element C is the coal seam. The omnibus model of the oscillating arrangement followed by us, evident from previous (Fig. 1). All the possible forms of oscillatory stressing, the arrangement of bedrock building elements is exposed to.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

149

There may be oscillations of the entire arrangement, as a continuum; i.e. all of its elements A, B and C may oscillate altogether without being disrupted as well as there may be the superposition of oscillations peculiar to the arrangement due to the wave motion coming from a farther area (Z foci), or such oscillations may be caused e.g. by an incoming impact from the disrupted element B perhaps also from the disrupted element A. The influence of inertia forces and the harmonic oscillation dynamics of the bedrock elements. The regularity of motion is characterized by the fact that the velocity y& of investigated elements of the moving arrangement is not changed i.e. the single particles of the bedrock building elements arrangement are neither accelerated nor decelerated. If the bedrock building element arrangement has acceleraQ

tion y , then the effect of dynamic stressing of the oscillating arrangement is characterized in this way. There are practically diverse kinds of acceleration at the boundary of two touching bodies for instance, the upper hanging wall – primary hanging wall – coal seam, Fig. 1. A swift change in velocity of the bedrock building elements or that of a coal seam, caused by stressing the neighboring elements, results in an impact whereas even such rocks that are resilient or quasiplastic under static stressing (e.g. coal seam) may appear to be breakable. The impact of acceleration of single particles of the coal seam on the state of stress in its building elements can be conceived in the following manner. If the coal seam is moving with acceleration, it must be affected by the forces (stresses) from other solids. According to the law of action and reaction, both the hanging wall and the coal seam interact via their reaction forces equaling to acting forces, but they have opposite signs; they are called the inertia forces. This consideration can be obviously applied to each particle (building element) of the coal seam going on with the acceleration. These particles will act on their neighboring particles in the coal seam by internal forces, equaling to their inertia forces. Quite real additional stresses, equal to the static stress induced by the inertia forces, come into existence in the coal seam as a result of the accelerated motion of the hanging wall. Each individual particle

150

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

of the stressed solid (hanging wall – elements A, B, and C, Fig. 1) will be transferring as much stress onto its neighboring particles of the coal seam as if it were combined with an inertia force. In terms of mining experience it may denote this: If the acceleration is variable (i.e. due to additional loading, destressing i.e. by the coal face advancement), the arrangement (hanging wall – coal seam), as a rule, will be oscillating so much that a bouncing – impact (or resonance) may happen, boosting by this the stress energy, and consequently, the deformation energy, which leads to exceeding the strength limit and the bedrock building element gets disrupted. Energy model of the oscillating arrangement: hanging wall – coal seam. The total energy of oscillations of the oscillating arrangement in a relatively separate system according to

y W = y T + y U = 1 2 my& 2 + 1 2 ky 2

[J],

(8)

y T – the kinetic energy of the oscillating arrangement; y U – potencial energy of the oscillating arrangement; is constant and it is determined by the equation 1 1 y W = m( w0 A )2 = kA2 2 2

[J],

(9)

since pursuant to (6) k = mw02 . The total energy of the oscillating arrangement for the respective solid and spring is proportional to the square of amplitude, but it does not depend on phase constant φ. The velocity and acceleration of the solid also oscillates in a harmonic manner with the same frequency as the instantaneous displacement y of the oscillating arrangement does. Since the displacement and velocity are shifted in phase by π/2, the energy flows to and from between the solid and the spring twice in each cycle, see Main (1990). The course of both energies, by Bukovansky (1997), is periodically changed with time. In terms of mining experience this can be visualized e.g. by the phenomenon of periodic collapses taking place in the coal face. With the coal face advancement the collapse of the upper hanging wall is con-

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

151

stantly lagged behind and the hanging wall just bends slowly down, but it is relatively inactive. The position of the upper hanging wall beam is not changed then, but the potencial energy within it is constantly increasing (the hanging wall arrangement is bending, there is delamination, the beam length is extending). If this beam gets disrupted, a glimmer will turn up, and all the potencial energy is virtually turned into kinetic energy to revert again to potencial energy at the moment the disrupted beam of the hanging wall impacts on the foot-wall of the mined-out seam, or on the layer of caved ground in the primary hanging wall. It is common knowledge, see Bukovansky (1997), that the rock bursts belong to the most dangerous signs of bedrock stresses induced by mining activity in underground collieries. The displacement of bedrock, which takes place due to energy release upon disturbing its voluminous state of stress, is turned with the rock burst, into the kinetic energy of the bedrock loose particles. These particles can only get into an open cavity i.e. into the working where the only reaction against them is exerted by the supports of the working. The energy of the oscillating arrangement, coming into question in the course of the transient state – impacts, steady state – resonance on the rock burst, is then determined by the superposition:

y WC = y WS 1 + y W prh + y Wk + y W f

[J],

(10)

where y WS 1 – is the energy released from the coal seam of the oscillat-

ing arrangement; y Wprh – is the energy released from the adjoining rocks of the oscillating arrangement; y Wk – is the energy caused by the oscillating arrangement;

y W f – is the energy of phenomena events in the oscillating arrangement. Each of the individual energies may contribute to the rise of a rock burst. The ejection of coal out of the seam may be brought about by the following: § resonance; § impact; § abrupt change in loading conditions, by Blaha (1983).

152

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

The principle of coal ejection out of the seam in the course of impacts and resonance is qualified by the existence of a physical boundary (seam – goaf) and following equation is then effective:

y DU ³ y W0 , [J], y DS

(11)

where: y DU – is the change in elastic energy density around the boundary of the oscillating arrangement [J.m-2]; y DS – is the unit area of the oscillating arrangement boundary [m2]; y W0 – is the essential energy to disrupt the mass of the oscillating arrangement. In case the left part is equal to the right one, the ejection of coal will not happen, but the process of seam disruption will only take place. Amended by Konecny et al. (1990). Summary. The fund of accumulated elastic energy of the oscillating arrangement in the critical spot of the bedrock must be able to cover the energy spent on resonance (impacts), disruption, dissipation and on delivering the kinetic energy. The process of accumulated elastic deformation energy always goes along with the changes in stress and deformation of the bedrock building elements, or by inducing anomalous stress fields in which predispositions of focal regions exist – i.e. oscillations of the bedrock building elements. The source of elastic deformation energy in the coal seam is found in its variable stressing at the area ahead of the driven working, see Blaha (1983). Considering the balance of forces, significant roles are also played by the friction forces at the joint of the coal seam with its surrounding rocks, see Bukovansky (1997). The common feature to clarify the rock burst mechanics, as a result of oscillations, is the principle of switching the mechanical arrangement from one stability level to another by a step change. At the moment of such switch the arrangement is found in an unstable state, which is the keynote of Salamon’s model. The details can be found in Salamon (1983). In terms of mining experience, it may denote that owing to oscillations, impacts and resonance, the arrangement turns, on certain conditions (transient effect, steady state, physical and mechanical properties of the bedrock, by mining, acceleration, etc.) into unsteady state

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

153

and due to the concentration of stress energy and phenomena effects, it is ready for the possible rise of a disruption (by dynamic deformation), which expresses the irreversible process of stress decline with the deformation enlargement. The rocks, Young’s modulus of which is lesser than that of clastic deformations (beyond the strength limit), are subject to dynamic disruption (they are fragile) and hence there is the possible rise of a rock burst. Behavior of the external force variable in time – the resonance. If the oscillator of the bedrock building elements oscillates in the environs showing damping (resistance – friction), the energy will be decreasing with each cycle by the value, which is necessary to overcome the friction of the arrangement resistance and that is why the oscillations will fade away in a few moments. To keep the oscillations going on, it is necessary to add the energy, which the oscillator is losing with each cycle, by an excitation force. This can be accomplished by the work of external force variable in time. Q(t) = Qo.cos Ω.t, where Qo is the amplitude of the external force variable in time Ω is the radian frequency of the excitation force t – time. Before the resonance sets in, the oscillating arrangement must run into steady state just because of the action of excitation force. If the excitation force was acting for much longer time than 1/b ( b = B m ; B – a positive constant, the resistance – friction of the oscillating arrangement under damping since the free oscillations w0 will get gradually diminished ( bt << 1 ) pursuant to the resonant curve with various damping levels, b – attenuation band), we can then expect that the oscillating arrangement runs into such a mode in which the mass and excitation force will be oscillating harmonically with the same frequency. The displacement will not necessarily be in phase with the excitation force, but the phase difference should reach a constant value. Free oscillations of the undamped arrangement are dominant and they are an example of the steady state that is determined by the displacement of enforced oscillations.

ψ = A cos(Ωt + j ) ,

(12)

where radian frequency Ω equals to that of excitation force (not to the

154

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

frequency of free oscillations ). Amplitude A and phase constant φ (displacement angle) are not arbitrary and they are determined for our arrangement by means of Q0 and Ω. In terms of mining experience, it may denote that in the stage of steady oscillations, owing to the advancement of coal faces (with the development of individual phases: transient effect – steady state), vertical, lateral as well as temporal migration of zones with critical stress energy concentration is taking place (i.e. when elastic deformation energy is of a high order) in the surroundings of the mined out coal seam area and this gives rise to an impact or a resonance, consequently, to a rock burst. The excitation force of the bedrock building elements may come into existence for various reasons for instance, by the incidence of a wave on the coal seam able to oscillate, or by redistributing the stress within the coal seam and adjoining rocks, due to disruption of the bedrock building elements caused by e.g. shot firing consequent on shear and tensile stresses. It is common knowledge that the disruption of rocks generates at least the seismoacoustic waves with diverse quanta of energy, being proportionate to the extent of this disruption. Based on numerous measurements in situ, it is well known that heavy laden rocks pass through the deformation on a small area and that this deformation may give rise to the release of energy from the bedrock building elements, and eventually, bring along the formation of free or forced oscillations. It is then clear that the excitation force, however it comes into existence, is characterized in these ways: § it performs work; § it acts in the direction of motion; § it has periodic time response and; § it supplies energy permanently. It is evident from the practical example of the resonance (impact) genesis in OKC that various cases of resonance might happen in mining when the external force variable in time, causing the excitation of the oscillator, has a different character than the influence of the upper hanging wall on the primary hanging wall around one of the coal faces. The actions of the hanging wall upper layers on the primary hanging walls of remote coal faces are very frequent where, due to resonance, only the disruption of primary hanging wall of the affected coal face may occur, without being directly influenced by the oscilla-

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

155

tor arrangement of the solely affected coal face. They are quite frequent cases in mining profession when, due to a tremor or strata disruption in another coal block of the colliery, some symptoms of the bedrock disruption might occur, because of the resonance, even in the form of a rock burst in a relatively remote location (e.g. beyond the colliery boundaries), especially if levels of digging in neighboring collieries are different (CSA Colliery – the Lazy plant site), see Fig. 2. Suspended layers I and II (cantilevers) of the thick hanging Fig. 2. Real mining situation at the wall solid strata, belonging to boundaries among collieries caused by the worked-out seams I and II, resonance (impact) may slowly oscillate due to mining operations and the collapse above the coal faces of neighboring colliery A, see Fig. 2, and/or the resonance effect may take place (or the superposition of oscillations and impact), plus the disruption of cantilever I (or even cantilever II) and the rock burst rise in the areas affected by impacts owing to these disrupted cantilevers – caused by weight Q, acting on the solids from the collapse of the primary hanging wall – cantilever B in the corridor, "in a well” X, may occur. In the same manner, due to the resonance, a retarded collapse of cantilever I or that of cantilever II may come out even due to the collapse (tumbling) of cantilever – weight Q in area A (so-called the upper hanging wall tremors). Summary. The resonance conditions in the arrangement coal seam – bedrock in the saddle-shaped strata of OKC are generally determined: § by action of the harmonic excitation force (-kY + m.g); § by sufficiently thick hanging wall of the stressing element A with burden Q, Fig. 1;

156

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

§ by doping the phenomena events or; § by superposition of the arrangement. Conclusion. The contribution of this researches to existing problems is in presenting one of the tips on how the arrangement (hanging wall – coal seam) behaves by using the impact theory and resonance system with contribution of harmonic oscillations in rock burst control, considering the forces inhibiting the rock burst rise in conditions of coal seams in the Ostrava – Karvina Coalfield. The above mentioned cases, presented in this researches, represent typical and possible cases of the rock burst genesis as a result of oscillations, impact, resonance, superposition and their phenomena events. Let us bear in mind that the following conditions should be taken into consideration upon evaluating the feasible mechanics of the rock burst genesis: § oscillations of the bedrock building element ( natural seismic activity); § induced seismic activity; § geomechanics phenomena; § superposition; § examination of mining methods and the quality of prevention. All of them get involved “in the scene” for the potential genesis of the rock burst mechanics, but they do not need to i.e. each of them may get involved separately. References 1. Blaha, F. : A report dealing with the energy balance problem and the genesis of a rock burst phenomenon, DT CSVTS, Ostrava 1983. 2. Board, M. P. – Fairhurst, C.: Rockburst control through destressing – a case example Rockbursts, Prediction and Control; Institution of Mining and Metallurgy, London, 1983. 3. Brepta, R. – Prokopec, M.: Stress wave propagation and impacts in solids, Academia, Prague, 1972. 4. Bukovansky, S. : Some aspects of rockburst control considering underground conditions in OKC, Doctoral dissertation, Mining College (VSB) – Technical University of Ostrava, 1997.. 5. Bukovansky, S. : Coal pillar stability in consideration of extracted seam thickness in rock burst control in view of conditions in Ostrava – Karvina Coalfield, Acta Montanistica Slovaca, 1/1998, pp. 79–82, Faculty BERG-TU Kosice, 1998.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

157

6. Bukovansky, S. : Optical sensors for continuous monitoring of anomalous geodynamic phenomena in coal mines, Uhli-rudy-geologicky pruzkum, (Coal, ores, geological survey ) 6/1996. 7. Moroz, O. K. Numerical and experimental investigations of localization os shoock wawes with foam and rock plugs in coal mines / Y. F. Bulgakov, V. G. Ageev, O. K. Moroz. 21st International Conference on Envipronment and Mineral Processing, Ostrava, 1–3.6.2017, pp. 117–127. 8. Bukovansky, S. : Stability of coalfaces under dynamic stress in relation to rock bursts in underground coal mines, Acta Montanistica Slovaca, 4/1998, pp. 315–316, Faculty BERG-TU Kosice. 9. Bukovansky, S. – Tomanek, P.: Continuous rock burst detection in workings, Invention ref. No. CS 27 4245B1, 1989. 10. Bukovansky, S. : Impacts of flexible solids in oscillating arrangement of rock strata building elements under conditions of saddle shaped strata, Acta Montanistica Slovaca, TU Kosice, annual vol. 4, 3/1999 b, pp. 222–224. 11. Bukovansky, S. : Superposition of waves in oscillating arrangement of the resonance system hanging wall-coal seam in conditions of OKC, Acta Montanistica Slovaca - TU Kosice, annual vol. 4, 3/1999 a, pp. 225–226. 12. Bukovansky, S. : Model of a shock phenomenon in the oscillating arrangement with the use of impact and resonance theory in the arrangement hanging wall – coal seam under conditions in OKC, Acta Montanistica Slovaca – TU Kosice, annual vol. 4, 3/1999 b, pp. 227–228. 13. Bukovansky, S. : Behavior of the oscillating arrangement with the use of impact and resonance theory in rock burst control under conditions in OKC, Habilitation work – Technical University of Ostrava, May 1998. 14. Cook, N. G. : Seismicity associated with mining, 1st Int. Symposium on Induced Seismicity, Canada, September 1975. 15. Crough, S. L. – Fairhurst, C. : The mechanics of coal mine bumps and the interaction between coal pillar, mine roof and floor, Final report No. H 0101778, US Bureau of Mines, Washington, USA, 1974. 16. Farmer, I. : Coal mine structures, Chapman and Hall, London/New York, 1984. 17. Hess, H. : Zielsetzungen für die Weiterentwicklung der Gebirgsschlagverhuttung, Glückauf 120/1984, No. 18. 18. Hinzen, K. G. : Source Parameters of Mine Tremors in the Eastern part of the Ruhr district, J. Geophy 51/1982. 19 Horak, Z. et al.: Principles of technical physics, SNTL Prague, 1982. 20 Jaeger, J. C. : Elasticity Fracture and Flow, Methuen and Co. Ltd., New York, 1956. 21 Jaeger, J. C. – Cook, N.G. : Fundamentals of Rock mechanics, Methuen and Co. Ltd., 11 New Feter Lane, London EC4, 1969. 22 Jeremic, M. L. : Strata mechanics in coal mining, A.A. Balkema, Rotterdam, 1985.

158

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

23 Konecny, P. – Jancar, P. – Kalab, L. : Seismic energy release as a result of mining activity, HOU CSAV report, Ostrava 1990. 24 Knotek, S. : Investigation of the spatio-temporal prediction of hazard and the areas subject to acute stress using geophysical methods in conditions in OKC, VVUU final report No. II-6.2.3., Ostrava 1980. 25 Knotek, S., et al. : Seismic activity in relation to mining, OKR – Development and Projection syndicate, 1997. 26 Main, I. G. : Oscillations and waves in physics, Academia Prague, 1990. 27 Obert, T – Duval, W. : Rock mechanics and the design of structures in rocks, John Wiley & Sons, Inc. New York, USA, 1967. 28 Peng, S. S. – Chiang, H. S. : Longwall mining, John Wiley & Sons, Inc. New York, USA, 1984. 29 Salamon, M. G. D. : Rockburst hazard and fight for its alleviation in Southern African gold mines, Rockbursts prediction and control, London, 1983. 30 Timosenko, S.: Vibrations in machinery, SNTL Prague, 1960. 31 Vesela V., et al. : Research on seismicity by means of the regional diagnostic polygon in the rock burst control in OKC, Czech Academy of Sciences – Mining Institute ( CSAV-HU ) Ostrava, 1991. 32 Wilson, A. H. : The support resistance required on longwall faces, papers from the IV session of IGB, Ostrava, January 1976. Букованский С., д-р техн. наук, проф. (НИИ каустобиолитовых месторождений, Чешская Республика) Мороз О. К., канд. техн. наук, проф., науч. рук. Агарков А. В., студент гр. РПМ-12 (ГОУВПО «ДОННТУ», г. Донецк, ДНР) ПОВЕДЕНИЕ ПОВЕРХНОСТИ ЗАВИСАЮЩЕЙ КОНСОЛИ С ИСПОЛЬЗОВАНИЕМ ТЕОРИИ И РЕЗОНАНСНОЙ СИСТЕМЫ ВЛИЯНИЯ В УПРАВЛЕНИИ МАССИВОМ ГОРНЫХ ПОРОД В УСЛОВИЯХ МЕСТОРОЖДЕНИЯ ОСТРАВА-КАРВИНА Целью данной статьи является представление специализированной общественности нового взгляда на поведение устройства, использующего теорию удара или резонансную систему с вкладом свободных и индуцированных колебаний, в отношении сил, сдерживающих подъем взрыва породы в седлообразных пластах угольное месторождение Острава - Карвина, а также их явления, взаимодействующие с индуцированной сейсмической активностью. Ключевые слова: переходный эффект, угольный пласт, строительные элементы, «зависающая консоль - угольный пласт», генезис

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

159

УДК 622.273:504.75 ОСНОВНЫЕ РЕШЕНИЯ ЭКОЛОГИЧЕСКИХ И СОЦИАЛЬНО-ЭКОНОМИЧЕСКИХ ПОСЛЕДСТВИЙ ЗАКРЫТИЯ (ЛИКВИДАЦИИ) УГОЛЬНЫХ ШАХТ Бузановский Д. С., студент гр. РПМ-15, Выговский Д. Д., канд. техн. наук, доц., науч. рук., Выговская Д.Д., канд. техн. наук, доц., науч. рук. (ГОУ ВПО «ДОННТУ», г. Донецк, ДНР) vygovsky_danil@mail.ru Приведен анализ основных положений при закрытии угольных шахт. Приведены основные решения по ликвидации экономических последствий закрытия шахт. Предложен основной перечень мер и решений по вопросам трудоустройства и социально-экономических проблем, вопросы по экологии, ликвидируемой шахты. Ключевые слова: шахта, закрытие, породные отвалы, отстойники, трудоустройство, социальная защита, экология, окружающая среда, финансовые затраты.

При разработке проекта ликвидации (закрытия) шахты, кроме социально-экономических последствий, решаются вопросы и экологических последствий ликвидации шахты [1]. Проведение технических решений, требует и соответствующих затрат на обеспечение экологической безопасности, входящие в сводный сметный расчет ликвидации шахты (производственные затраты). Вышеуказанные затраты необходимы на: тушение и переформирование породных отвалов; озеленение породных отвалов; разборку прудов-отстойников; рекультивацию нарушенных земель; благоустройство территории. При ликвидации шахты, в зависимости от состояния породных отвалов, находящихся на балансе шахты, необходимо разработать: проекты тушения, переформирования горящих отвалов, переформирование негорящих территорий, озеленение отвалов и проект разборки отвала, породная масса которого по заключению специализированной организации пригодна для засыпки ликвидируемых стволов [2].

160

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

При имеющихся в породных отвалах ценных компонентов, наличие которых определено заключением специализированной организации, указываются пути использования отвалов как техногенных месторождений полезных ископаемых, а также пути использования или размещения побочных продуктов и отходов после извлечения ценных компонентов. Рассматривается возможность наполнения прудов в зависимости от расположения на рельефе атмосферными осадками с водосборной площади; необходимость выполнения работ по очистке прудов от осадка, ремонту тела плотины и водосборных сооружений, ликвидация водоотводных канав, а также системы забора и подачи воды для целей технического водоснабжения или оросительно-поливной системы. При ликвидации прудовотстойников учитываются такие работы как спуск воды, обезвоживание осадка, чистка пруда, разборка водосбросного сооружения, разборка дамбы (плотины), рекультивация площадки. Дается общая оценка и количество земель, подлежащих рекультивации, предложения по дальнейшему использованию земель, высвобождающихся после ликвидации шахты. Рассматриваются направления рекультивации – сельскохозяйственного, лесохозяйственного, рыбохозяйственного, санитарно-гигиенического, строительного. По площадкам и прудам приводятся объемы работ по планировке территории, засыпке ложа пруда, снятию непригодного грунта, нанесению потенциального плодородного слоя, посеву трав на рекультивируемой площади. Место расположения карьеров для грунта (растительного, суглинка), место складирования отходов от разборки поверхностных зданий и сооружений, схема транспортировки от объектов ликвидации определяется заказчиком проекта ликвидации шахты [3]. При решении социально-экономических последствий ликвидации шахты рассматривается круг вопросов, связанных с социальной защитой трудящихся ликвидируемой шахты. Одним из главных последствий есть мера социальной защиты работников, увольняемых в связи с ликвидацией шахты. В эту группу входят: – работники, которые числились в штате на начало закрытия шахты;

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

161

– рабочие, которым производилось возмещение ущербов, причиненных им увечьем или другим повреждением здоровья, связанным с выполнением трудовых обязанностей; – рабочие, которые на предприятии получали бытовой уголь бесплатно или по льготным ценам; – рабочие, избранных на условиях освобождения от основной работы в состав профсоюзных органов, которые действовали на шахте. При рассмотрении характеристики кадрового состава, т.е. приведения сводных данных о структуре кадров на начало составления проекта ликвидации шахты и определяется направление занятости работников ликвидируемой шахты. В соответствии с действующим законодательством работникам ликвидируемой шахты гарантируется право на труд посредством: – перевода на другие предприятия с учетом их профессиональной подготовки и специализации или с дальнейшей профессиональной переподготовкой; – трудоустройства на предприятиях других отраслей через государственную службу занятости населения. Мероприятия по дальнейшему трудоустройству должны базироваться на предложениях заинтересованных организаций, а именно: холдинговых компаний или производственных объединений, в рамках которых находится закрываемая шахта; местных органов власти. Трудоустройство или перевод работников, увольняемых в связи с ликвидацией шахты, рассматривается по следующим основным направлениям: на соседних шахтах, имеющих положительную перспективу хозяйственно-экономической деятельности; на других предприятиях угольной промышленности; на действующих предприятиях региона; создание новых рабочих мест в промышленности или сфере услуг. В связи с ликвидацией шахты и для снятия социальной напряженности в регионе необходимо предусматривать затраты на создание рабочих мест для увольняемых и нуждающихся в дальнейшем трудоустройстве работников шахты. Потребность в рабочих кадрах на действующих предприятиях, возможность перевода или трудоустройства на них работников ликвидируемой шахты без создания дополнительных рабо-

162

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

чих мест и стоимость создания новых рабочих мест подтверждается справками, заверенными руководителями соответствующих предприятий. Определяется численность работников, нуждающихся в дальнейшем трудоустройстве. В соответствии с Постановлением Кабинета Министров за уволенными в период ликвидации шахты работникам пенсионного и предпенсионного возраста сохраняется право на трудоустройство, и они могут быть зарегистрированы в государственной службе занятости без закрепления за ними статуса безработных. Число работников, желающих досрочно выйти на пенсию в связи с ликвидацией шахты и давших письменное согласие, подтверждается руководством шахты. Работники непромышленной группы, в том числе и пенсионеры, как правило, могут оставаться трудоустроенными на своих рабочих местах, на объектах, которые передаются местной администрации в установленном порядке. Занятость работников ликвидируемой шахты на обслуживании объектов подземного и поверхностного комплексов, требующихся на период ликвидации, рассматривается как временная занятость работников ликвидируемой шахты. Круг затрат на социальную защиту трудящихся, финансируемый за счет расчета стоимости ликвидации шахты, определяется действующими на момент разработки проекта законодательными и нормативными документами. Период ликвидации шахты включает в себя и период работы ее в режиме ожидания, связанного со строительством водоотливов на соседних шахтах или другими причинами. Выходные пособия и компенсации увольняемым работникам выплачивается: выходное пособие (среднемесячная зарплата), компенсационные выплаты (средняя зарплата за три месяца) и увольняемым пенсионерам (двухмесячный средний заработок). Вышеуказанные затраты учитываются в сводном расчете стоимости ликвидации шахты. В случае изменения тарифных ставок и должностных окладов затраты на выходные пособия и компенсации индексируются. Затраты на выплату пособия по безработице определяются в размере 50 % среднемесячного заработка в течение второго года

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

163

трудоустройства (численность таких работников колеблется в пределах 15–40 % от численности промышленно-производственного персонала ликвидируемой шахты) с учетом поправочных коэффициентов 0,4 для основных шахт отрасли и 0,15 для остальных. Затраты учитываются в сводном расчете стоимости ликвидации шахты и выплачиваются за счет средств, предусмотренных на ликвидацию шахты. Затраты на возмещение работникам вреда, причиненного им увечьем или другим повреждением здоровья, включает в себя: – выплаты по возмещению утраченного заработка в зависимости от степени потери потерпевшим профессиональной трудоспособности: 1) при производстве работ по ликвидации шахты. Затраты на выплату возмещений утраченного заработка в течение периода ликвидации шахты, который может включать в себя период ожидания, рассчитываются в зависимости от начисляемой по данным шахтам среднемесячной суммы компенсаций по возмещению утраченного заработка; 2) задолженность шахты по возмещению утраченного заработка; – единовременные пособия при стойкой потере трудоспособности: 1) при производстве работ по ликвидации шахты. Затраты принимаются в размере 20% от суммы затрат на выплату возмещений утраченного заработка; 2) задолженность по единовременным пособия по данным шахты; – затраты на лечение инвалидов труда, приобретение путевок, оплату проезда и проживания сопровождающих инвалидов I группы, оказание помощи и другие принимаются в размере 10% суммы затрат на выплату возмещений утраченного заработка; – транспортные средства для инвалидов согласно заключению МСЭК: 1) приобретение легковых автомобилей. Численность инвалидов I группы, имеющих право на приобретение транспортных средств в соответствии с заключением МСЭК принимается по данным заказчика;

164

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

2) техобслуживание автомобилей и приобретение бензина. Затраты принимаются в размере 5 % от стоимости приобретения транспортных средств. В случае изменения должностных окладов или тарифных ставок затраты по возмещению ущербов должны индексироваться. Затраты на возмещение работникам вреда, причиненного им увечья или другим повреждением здоровья, связанным с выполнением трудовых обязанностей в течение срока ликвидации шахты учитываются в сводном расчете стоимости ликвидации шахты, а после ликвидации шахты – в соответствии с действующим законодательством и директивами Кабинета Министров. Затраты, связанные со снабжением углеполучателей бесплатным углем на коммунальные нужды, рассчитываются с учетом цены одной тонны угля, используемого на коммунальные нужды, и транспортных расходов по его доставке по данным организации, осуществляющей закрытие шахты. В случае изменения цен на уголь, затраты должны также индексироваться. В период ликвидации шахты финансирование расходов, касающихся бесплатного обеспечения углем отдельных категорий производится за счет средств на закрытие шахты, после ликвидации шахты – местным органом исполнительной власти за счет предусмотренных на это средств. Прочие социальные выплаты, а именно сумма затрат на похороны, помощь малоимущим, оздоровление детей и др., принимаются в размере 5 % от суммы расходов по выплате выходных пособий и компенсаций, лимита средств на выплату пособий по безработице, затрат по возмещению ущербов, причиненных работникам увечьем (без учета задолженности шахты) и затрат по снабжению углеполучателей шахты бесплатным углем в течение срока ликвидации шахты. В части социальной защиты относительно очередности получения жилья, то работникам, находящимся на квартирном учете, гарантируется обеспечение жильем. За ними сохраняется очередь на получение жилья на предприятиях, куда они переводятся или трудоустраиваются, а если на этих предприятиях отсутствует очередь на жилье, тогда очередь сохраняется в органах исполнительной власти по месту проживания уволенных работников. При наличии на ликвидируемой шахте недостроенных

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

165

жилых домов завершение их строительства финансируется уполномоченными Министерства топлива и энергетики. Распределение жилья в таких домах производится только среди лиц, которые состояли на квартирном учете на шахте на момент принятия решения о ее ликвидации. Для снятия социальной напряженности в регионе, в связи с ликвидацией шахты, необходимо проектом предусматривать лимит средств на создание рабочих мест для увольняемых и нуждающихся в трудоустройстве работников шахты. При наличии предложений производственных объединений или холдинговых компаний, в составе которых находится закрываемая шахта, и местных органов власти, затраты на вновь создаваемые рабочие места принимаются на основании представляемых данных, при отсутствии предложений – определяют лимит средств на создание новых рабочих мест при прогнозной стоимости одного рабочего места. Ориентировочные направления использования этих средств определены «Программой создания рабочих мест при закрытии шахт...». Создаваемые производства за счет вышеуказанного лимита должны базироваться на предварительных маркетинговых исследованиях и иметь высокую эффективность, обеспечивающую возврат получаемых от государства бюджетных средств или льготных кредитов. Так как лимит средств на создание рабочих мест включает в себя затраты на переобучение трудящихся, то в проекте ликвидации отдельной позицией эти затраты рассчитываются на численность, для которой проектом не предусмотрены затраты на создание новых рабочих мест. Кроме того, определяются затраты на отселение людей, проживающих в пределах санитарно-защитной зоны объектов ликвидируемой шахты. Указанные затраты приводятся справочно и не включаются в сводный расчет ликвидации шахты. Необходимо отметить, что к моменту прекращения работы шахты по добыче объекты социальной сферы снимаются с ее баланса и передаются в коммунальную собственность органам власти. Такая передача осуществляется по отдельной региональной программе с финансированием процесса передачи ее с госбюджета. Включение в проект ликвидации этих затрат не должно быть систематическим, может осуществляться по специальному

166

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

разрешению Министерства, если закрываемая шахта является единственной градообразующей технической единицей в районе закрытия шахты. Затраты сводятся в таблицу с выделением затрат на передачу объектов соцкультбыта и инфраструктуры, содержание объектов соцкультбыта и строительство новых объектов коммунального хозяйства. Выводы Как показывает опыт закрытия неперспективных шахт – основные решения и мероприятия по ликвидации экологических и социально-экономических последствий должны разрабатываться проектными организациями для каждой шахты индивидуально, учитывая ее горно-геологические условия и место (район) ее расположения. Только такой подход позволит избежать экологического и социально-экономического ущерба для угольной отрасли. Библиографический список 1. Проект ликвидации угольных шахт [Текст] – К.: Эталон, 2003. – 217 с. 2. Ворхлик, И. Г. Технология закрытия (ликвидации) угольных шахт. Учебное пособие [Текст] / И. Г. Ворхлик, В. И. Стрельников, И. Ф. Ярембаш – Донецк: Норд-пресс, 2004. – 238 с. 3. Красавкин, А. П. Защита окружающей среды в угольной промышленности [Текст] / А. П. Красавкин – М.: Недра, 1999.– 221с.

Buzanovskiy D. S., Vygovskiy D. D., Vygovskaya D. D. (SEI HPE «Donetsk national technical university», DPR) MAJOR DESIGHN FOR ENVIRONMENTAL AND SOCIO-ECONOMIC CONSEQUENCES OF CLOSING (LIQUIDATION) COAL MINES The analysis of the main provisions for the closure of coal mines. The main decisions on liquidation of the economic consequences of the closure of mines are given A basic list of measures and decisions on issues of employment and socio-economic problems, questions on the ecology of the mined mine has been proposed. Keywords: mine, liquidation, waste dumps, septic tanks, employment, social protection, ecology, environment, financial costs.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

167

УДК 622.243 ОПРЕДЕЛЕНИЕ ЭКСПЛУАТАЦИОННОЙ НАДЕЖНОСТИ В ОЧИСТНЫХ ПРОЦЕССАХ ПРИ МНОГОЗАБОЙНОЙ ОТРАБОТКЕ УГОЛЬНОГО ПЛАСТА Зуйков Д. А., студент гр. РПМ-14, Выговская Д. Д., канд. техн. наук, доц., науч. рук., Выговский Д. Д., канд. техн. наук, доц., науч. рук. (ГОУ ВПО «ДОННТУ, г. Донецк, ДНР) Предложен метод определения надежности по структурным схемам технологических элементов, определения надежности элементов структурной схемы и коэффициентов готовности технологической схемы многозабойной выемки угольного пласта. Ключевые слова: система разработки, очистной забой, надежность, структурная схема, коэффициент готовности

Под надежностью системы разработки понимается способность системы сохранять свои свойства безопасности, долговечности, ремонтопригодности на протяжении заданного периода времени при определенных условиях эксплуатации от действия случайных возмущающих факторов – технических, организационных и природных. Надежность технологии выемки угля при принятых системах разработки определяется надежностью входящих в нее операций и звеньев, способом их взаимодействия и порядком выполнения. Как показывает опыт конструирования вариантов систем разработки, в них потенциально заложены слабые (ненадежные) звенья подвергающиеся воздействию случайных возмущающих факторов. Так, при сплошной системе разработки с проведением штреков вслед за лавой потенциально ненадежным звеном является концевой участок лавы из-за операций отбойки, уборки и закладки породы; оформление и крепление штреков и просеков и др. При опережающем проведении штреков (на одиночном пласте) забой штрека находится впереди забоя лавы и в этом варианте концевой участок лавы при сопряжении со штреком является

168

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

менее сложным. На глубоких горизонтах уровень надежности этого звена может быть снижен за счет уменьшения уровня устойчивости, что снижает нормальную работу транспортных средств. Варианты комбинационной системы разработки при отработке лав через участковые квершлаги (гезенки) на полевые штреки значительно усложняют технологический процесс добычи угля из-за дополнительных звеньев транспорта, совмещение работ по добыче угля и проведение подготовительных выработок, сложности доставки материалов и оборудования по этим выработкам. Наличие просеков и частые погрузочные пункты на квершлаге (через 100–150 м) и полевом штреке затрудняют производство работ под лавой из-за малого сечения дополнительных выработок и постоянного подвержения их опорному давлению. Надежность технологической схемы зависит не только от звеньев составляющих эту цепочку, но и от горно-геологических и горнотехнических факторов. Все факторы, влияющие на аварийность принятой системы, представляют в виде отдельных элементов, позволяющих составить структурную схему оценки надежности. За критерий оценки для восстанавливающихся систем можно принять общепринятый коэффициент готовности [1]. Структурная схема системы разработки должны привязываться к основным наклонным или горизонтальным выработкам при работе одиночной лавы выражается через систему последовательно соединенных элементов. Отказ любого из них вызовет отказ всей системы. При применении вариантов многозабойной отработки предопределяют наличие дополнительных транспортных звеньев, то в целом такие структурные схемы будут характеризоваться наличием параллельных и последовательных соединений технологических звеньев. Надежность элементов структурной схемы технологической цепочки оцениваются следующими критериями: отказ ( τ ), наработка на отказ ( t p ), среднее время восстановления отказа ( τ ), интенсивность отказов ( λ ) и восстановления ( µ ), вероятность безотказной работы в течение времени (заданного промежутка) ( P(t ) ), коэффициент готовности (надежности) ( kд ).

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

169

Отказ ( τ ) – это событие, при котором элемент системы прекращает выполнять свои функции. Наработка на отказ – это среднее время работы элемента или системы между двумя последовательными отказами определяется из выражения m

tp =

åt i =1

, m где t Pi – время работы элемента или системы до наступления i-го отказа; m – число периодов работы элемента или системы до наступления отказа, используемое для определения среднего значения t p . Среднее время восстановления отказа определяется из следующего выражения

1 m τ = å τi . m i =1 Интенсивность отказов ( λ ) – это среднее количество отказов элемента в единицу времени определяется из выражения

1 . tP Интенсивность восстановления отказа определяется как среднее количество восстановления в единицу времени. λ=

1 µ= . τ Вероятность безотказной работы в течение заданного промежутка времени определяется следующим образом: N - N отк , N где N – общее число одноименных элементов; N отк – число отказавших элементов за рассмотренный период. Обобщающим показателем надежности восстанавливающихся систем является коэффициент готовности – k Г . P(t ) =

170

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

Коэффициент готовности – это вероятность того, что элемент будет работоспособен в произвольный момент времени

kГ =

tP 1 µ = = . tP + τ æ1 1ö µ+ λ λçç + ÷÷ èλ µø

Коэффициент готовности (надежности) простейших систем разработки при известных коэффициентах готовности элементов определяем следующим образом: – при последовательном соединении элементов

k ГС = k Г1 × k Г 2

k Г1

k ГС

или

k ГС = Õ k Гi ;

k Г2

i =1

– при параллельном соединении элементов

k ГС = 1 - (1 - k Г1 ) × (1 - k Г 2 ) или

k Г1

k Г2

k ГС m

k ГС = 1 - Õ (1 - k Гi ) ; i =1

– при последовательно-параллельном соединении

k Г1 k Г2

k Г3

k Г4

k ГС

k ГС = k Г1 (1 - (1 - k Г 2 )(1 - k Г 3 )) × k Г 4

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

171

Надежность технологического процесса выемки угля при различных системах разработки определяется надежностью входящих в него технологических звеньев и их взаимодействие (структурная схема). Система разработки и выемочный участок представляют собой восстанавливающиеся системы. В качестве критерия оценки их надежности может быть принят общеизвестный для восстанавливающихся систем – коэффициент готовности. Система разработки состоит из элементов с различными коэффициентами готовности. Так, например: – при проведении штрека одним забоем с лавой в зоне их сопряжения выполняются процессы, связанные с проведением штрека, уборкой породы, возведением охранных конструкций штрека, перегрузка угля из лавы на транспортные средства штрека и др.; – при проведении штрека с опережением забоя лавы перечисленные выше процессы в определенной степени рассредоточены по длине штрека, что повышает надежность их выполнения. Как видно из сравнения этих схем, что еще большая надежность будет при варианте проведения штрека до начала очистных работ. При системе разработки с полевой подготовкой технологический процесс добычи угля усложняется из-за появления дополнительного звена транспортирования угля по просеку (штреку). Наличие этого звена (штрека) увеличивает длину цепи транспортирования на 150–200 м и затрудняет выполнение работ под лавой и в просеке (штреке) из-за малого их сечения и подвержения их опорному давлению. Так, для оценки надежность многозабойной отработки предлагается структурная схема (рис.1). Коэффициент готовности данного варианта определяется по предложенной структурной схеме, т.е. сперва для каждой лавы ( k ГI и k ГII ): k ГI = k Г1 × k Г 3 × k Г 4 × k Г 7 × k Г8 × k Г 9 (ветвь 1-й лавы); k ГII = k Г2 × k Г 5 × k Г 6 × k Г 9 × k Г10 × k Г11 (ветвь 2-й лавы), а затем для совместной работы двух забоев ( k ГА )

k ГА = 1 - (1 - k ГI )(1 - k ГII ) = 1 - (1 - k Г1 × k Г 3 × k Г 4 × k Г 7 × k Г8 × k Г12 ) ´ ´ (1 - k Г 2 × k Г 5 × k Г 6 × k Г 9 × k Г10 × k Г11 ).

172

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

11 13 14 15

Рис. 1. Структурная схема оценки надежности многозабойной отработки пласта: 1,2 –очистные забои; 3,6 – сопряжение лавы с вентиляционным штреком; 4,5 – сопряжение лавы с транспортным штреком; 7,10 – транспортные штреки впереди лавы; 8,9 – вентиляционные штреки; 11,12 – транспортные штреки позади лавы; 13 – секционный вентиляционный уклон; 14 – секционный воздухоподающий уклон; 15 – секционный фланговый уклон

Коэффициент готовности для многозабойной отработки пласта определяется из выражения

k Гмзо = k ГА × k Г13 × k Г14 × k Г15 = [1 - (1 - k Г1 × k Г 3 × k Г 4 × k Г 7 × k Г8 × k Г12 ) ´ ´ (1 - k Г 2 × k Г 5 × k Г 6 × k Г 9 × k Г10 × k Г11 )] × k Г13 × k Г14 × k Г15 .

Если принять k Г для различных элементов из проводимых исследований [4] равными –

k Г1 и k Г 2 = 0 ,5 k Г7 и k Г10 = 0 ,85 k Г13 = 0,9

k Г 3 и k Г 6 = 0 ,97 k Г8 и k Г 9 = 0 ,95 k Г14 = 0 ,95

k Г 4 и k Г 5 = 0,95 k Г11 и k Г12 = 0 ,95 k Г15 = 0 ,95 ,

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

173

то k Гмзо многозабойной отработки пласта будет равен:

k Гмзо = [1 - (1 - 0,5 × 0,97 × 0,95 × 0,85 × 0,95 × 0,95) ´

´ (1 - 0,5 × 0,97 × 0,97 × 0,85 × 0,95 × 0,95)] × 0,9 × 0,95 × 0,95 = 0,88.

Вывод. Уменьшение коэффициента готовности (надежности) всей системы уменьшает пропорционально добычу из секции панели [3]. Повышение надежности элементов технологической схемы очистные работы, подготовительные работы, транспорт и вентиляция позволять увеличить нагрузку на секцию и улучшить технико-экономические показатели в целом по шахте. Библиографический список 1. Топчиев, А. В. Надежность горных машин и комплексов [Текст] / А. В. Топчиев, [и др.]. – М., «Недра», 1968. 2. Бурчаков, А. С. Надежность технологических схем и процессов угольных шахт [Текст] / А. С. Бурчаков, Б. М. Воробьев, Е. В. Шибаев. – М., «Недра», 1975. 3. Выговская, Д. Д. Обоснование параметров подготовки запасов уклонных ступеней глубоких горизонтов. [Текст] : дис. … кан. тех. наук: 05.15.02 / Выговская Даниэла Данииловна; Донецкий государственный технический университет – Донецк, ДонГТУ, 2000 – 158с. 4. Кулаков, Ю. Н. Оценка надежности технологических схем выемки в условиях шахт Западного Донбасс [Текст] / Ю. Н. Кулаков, В. Н. Кулаков – Уголь Украины, 1993, №7.

Zuikov D. A., Vygovskaya D. D., Vygovskiy D. D. (SEI HPE «Donetsk national technical university», DPR) DETERMINATION OF OPERATIONAL RELIABILITY IN CLEANING PROCESSES IN THE MULTIPLE-EFFECTED PROCESSING OF COAL MINE A method for determining the reliability of the structural schemes of technological elements, determining the reliability of structural elements of the structural scheme and the availability factors of the technological scheme of a multi-bottom coal seam is proposed. Keywords: system of mining, breakage face, reliability, block diagram, availability

174

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

УДК 622.831 ПОДХОДЫ И ПРИНЦИПЫ ПРИНЯТИЯ ПРОЕКТНЫХ РЕШЕНИЙ О ВОЗМОЖНОСТИ И ЭФФЕКТИВНОСТИ РЕКОНСТРУКЦИИ УГОЛЬНЫХ ШАХТ Хрипач П. И., студент гр. РПМ-14, Выговский Д. Д., канд. техн. наук, доц., науч. рук., Выговская Д. Д., канд. техн. наук, доц., науч. рук. (ГОУВПО «ДОННТУ», г. Донецк, ДНР) Проведен анализ оценок горно-геологических условий шахты, маркетинговых и технико-технологических исследований реконструируемой шахты. Предложена принципиальная схема исследований для шахты принятой для реконструкции и критерий оценки эффективности проведения реконструкции шахты. Ключевые слова: шахта, реконструкция, оценка, маркетинговые исследования, экономический анализ, критерий эффективности.

Реструктуризация шахтного фонда угольной промышленности является составляющей частью структурной перестройки отрасли, главной задачей которой является качественное улучшение шахтного фонда за счет закрытия (ликвидации) неперспективных шахт, реконструкции и развития перспективных и устойчиво работающих шахт, адаптации их к стабильности в рыночных условиях экономики. Реконструкция (технологическое перевооружение) шахты всегда преследует одну или несколько задач: увеличение объема добычи; повышение технико-экономических показателей; улучшение качества продукции; условий труда и техники безопасности; охраны окружающей среды. Принятие решений о реконструкции шахты должно происходить на базе многоуровневых поэтапных исследований и проработок в следующей последовательности (рис.1) [1]:

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

175

1. ГОРНО-ГЕОЛОГИЧЕСКИЕ ИССЛЕДОВАНИЯ 1.1 Оценка и уточнение 1.2. Оценка качества и 1.3. Оценка запасов оставшихся балансовых потребительских свойств (балансовые запасы – остазапасов (мощность и угол сырьевой базы (марка, ток, степень изученности, падения пласта, глубина состав, теплотворность, возможность прирезки, залегания, газоносность, зольность, сера, ожидаемые потери, выбросоопасность и др.) влажность и др.) промышленные запасы)

Неперспективные шахты Объекты возможной реконструкции 2. МАРКЕТИНГОВЫЕ ИССЛЕДОВАНИЯ Потенциальные рынки сбыта продукции, текущий и перспективный спрос, цены Неперспективные шахты Объекты потенциальной реконструкции 3. ТЕХНИКО-ЭКОНОМИЧЕСКИЕ ИССЛЕДОВАНИЯ Технико-технологические Экономический анализ 3.1. Оценка элементов 3.2. Анализ результатов технологической схемы деятельности предприятия (объем шахты, наличие узких мест, производства, стоимость основных возможности внедрения фондов, издержки производства, новой техники и технологии уровень дотации и пр.) Неперспективные шахты Объекты перспективной реконструкции

4. ОБОСНОВАНИЕ И ВЫБОР ВАРИАНТОВ ВОЗМОЖНОЙ РЕКОНСТРУКЦИИ ШАХТЫ 4.1. Расчет 4.2. Расчет и 4.3. Расчет необходимых оценка ожидаемых эффективности затрат результатов реконструкции

Анализ возможных источников финансирования и условий инвестирования

Рис. 1. Принципиальная схема проведения исследований и принятия решений о реконструкции угольной шахты

176

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

1. Анализ и оценка горно-геологических условий шахты 1.1 Оценка горно-геологических условий отработки промышленных запасов по мощности и углу падения пласта, гипсометрии и тектонике, характеристике вмещающих пород (мощности и литологические типы непосредственной и основной кровли и почвы), гидрогеологическим условиям, природной и остаточной газоносности, склонности угольного пласта к внезапным выбросам и горным ударам и др. 1.2 Оценка качества угля и его потребительских свойств (марка угля, теплотворная способность, зольность, влажность, содержание серы и др.). 1.3 Оценка и уточнение оставшихся балансовых запасов угля в пределах шахтного поля, возможности прирезки запасов за счет резервных участков и полей соседних шахт, степени их геологической изученности, ожидаемых потерь в недрах и определение реальных промышленных запасов угля для извлечения. Результатом проведенных исследований должен быть отбор возможных шахт для реконструкции, имеющих промышленные запасы угля не менее чем на 15 лет их эксплуатации, обладающих высокими потребительными свойствами и благоприятными условиями отработки. 2. Маркетинговые исследования для реконструируемой шахты Данные исследования должны установить потенциальные размеры рынка сбыта основной и покупной продукции каждой отобранной шахты, текущего и перспективного спроса, условий конкуренции. Маркетинговый комплекс исследований включает в себя следующие основные элементы: потребительских характеристики самой продукции, цена продукции, поощрение спроса на данную продукцию и место реализации продукции. Если шахта, принятая к реконструкции, приводит свою продукцию в соответствие с требованиями, предъявляемыми рынком лучше чем другие конкуренты, то она сможет увеличить долю своего участия на рынке и увеличить прибыль. Маркетинговые исследования позволяют отобрать из возможных наиболее потенциальных объекты для реконструкции. 3. Технико-технологические исследования для реконструируемой шахты Производственный потенциал анализируется на предмет по-

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

177

лучения объективной оценки информации состояния и возможности использования его для реализации проекта реконструкции. Оценка производится по всем основным элементам технологической схемы шахты: – схема вскрытия шахтного поля; – способ подготовки шахтного поля; – система разработки; – схема проветривания шахты – схема основного и вспомогательного транспорта; – виды и типы средств механизации на основных и вспомогательных технологических процессах (очистные работы, подготовительные работы, подземный транспорт, подъем, дегазация и др.). Целью таких исследований [2] является: – выявление узких мест в технологической схеме шахты по направлению горных работ, основному и вспомогательному транспорту и подъему, вентиляции (с учетом обеспечения рабочих мест воздухом, утечек воздуха, общешахтной депрессии, соблюдения требований ПБ), шахтного поверхностного комплекса; – оценка возможности внедрения прогрессивной технологии на очистных и подготовительных работах и ее высокоэффективное использование для принятой шахты. 4. Экономический анализ результатов деятельности шахты Многоаспектные исследования шахтного фонда позволяют произвести объективный отбор таких потенциальных объектов реконструкции, которые обладают достаточными запасами конкурентоспособных высококачественных углей, благоприятными условиями отработки, высоким производственным потенциалом, но и в высокой степени восприимчивостью к инвестициям в период реконструкции. Оценивать действующую шахту необходимо как объект экономического управления по степени влияния управляющих воздействий на управляемые параметры за ретроспективный период (не менее чем за 10 предшествующих лет). В качестве управляемых параметров рассматривается: ежегодная добыча товарного угля, прирост подготовленных запасов, производительность труда трудящегося, удельный объем проведения и поддержания горных выработок, балансовая и остаточная стоимость основных фондов. В

178

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

качестве главных управляющих воздействий, которые осуществляют регулирование вышеуказанных показателей, принимают: ежегодные объемы капитальных вложений (по различным источникам финансирования), уровень дотации на 1т товарного угля. Экономический анализ действующих шахт базируется на установлении статистических зависимостей основных показателей деятельности шахты от влияющих факторов методом корреляционного и регрессивного анализа. Предварительный отбор природных и горнотехнических факторов производится путем экспертных оценок. Итогом технико-экономического исследования является отбор наиболее перспективных шахт для проведения реконструкции. Указанный порядок проводимых исследований позволяет выделить из множества шахт региона: возможные шахты для реконструкции, потенциальные шахты для реконструкции, перспективные (эффективные) шахты для реконструкции. Дальнейшие исследования осуществляются уже применительно к принятой для реконструкции шахты. Главным критерием для оценки и выбора вариантов реконструкции шахты является динамический показатель интегрального хозрасчетного эффекта [3] за период реконструкции и эксплуатации шахты (дисконтированного в текущем году) T

j = å ( П t + At - K t )Bt ® max , i =1

где Пt – чистая прибыль, получаемая предприятием в t-ом году; Аt – годовой приток амортизационных отчислений в t-ом году; Кt – капитальные вложения в t-ом году на реконструкцию и развитие шахты; Вt – коэффициент приведения (дисконтирования) разновременных затрат и результатов. Дотационный характер финансирования угольной промышленности накладывает большие ограничения на указанные выше критерии при решении проведения реконструкции убыточных шахт, продукция которых пользуется спросом на рынке. В таких случаях в качестве критериальных показателей должны выступать не их абсолютные, а относительные значения, соизмеримые с прогнозируемыми технико-экономическими показателями будущей работы шахты в случае отказа от реконструкции. Поэтому

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

179

для выбора вариантов реконструкции убыточной шахты в качестве критерия можно принимать модифицированный показатель «прибыль – издержки», который наиболее отражает эффективность капитальных вложений

å [(П T

ПИ =

t =1

+ At )Bt - (ПtБ + АtБ )Bt

T å (K t × Bt - K tБ × Bt ) T

]

® max

t =1

Б t

где П , А , К – соотвественно прибыль (убыток), амортизационные отчисления и капитальные вложения в t-ом году, характеризующие базовый вариант отказа от реконструкции шахты. При оценке сравнительной экономической эффективности различных вариантов реконструкции показатели по вариантно сравниваются не только между собой, но и с базовым вариантом, в качестве которого принимается вариант отказа от реконструкции. Учитывая вышеизложенное целевая функция экономикоматематической модели для прибыльных шахт иметь следующий вид: m n éæ ù ö t -t j = å êç Pt - å ЭtS ÷ × (1 - N ) + At - å K tg ú + (1 + i ) 3 ® max ø t =1 ëè S =1 q =1 û T

где Рt – полная реализационная стоимость товарной продукции шахты в t-ом году за вычетом налоговых платежей на добавленную стоимость и специальных налогов, млн. руб; m

åЭ S =1

– сумма производственных издержек (текущих экс-

плуатационных расходов) по статьям (прямые материальные затраты на оплату труда, накладные расходы, затраты по сбыту продукции), осуществляемые в t-ом году, млн.руб; Nn – ставка налога на прибыль, доли единицы; Аt – амортизационные отчисления на реновацию основных фондов в t– ом году, млн. руб; n

åK q =1

– сумма капитальных затрат на реконструкцию шахты в

t-ом году по направлениям (затраты на горные работы, приобрете-

180

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

ние и монтаж оборудования, строительство производственных зданий, объектов), осуществляемых в t-ом году, млн. руб; i – ставка дисконта, в долях единицы; tБ – порядковый номер базисного года, к которому осуществляется приведение затрат и доходов; Т – продолжительность расчетного периода, лет. Выбор наилучшего из возможных вариантов реконструкции шахты осуществляется на базе оценок затрат, результатов и экономического эффекта. Рациональным считается тот вариант, у которого величина экономического эффекта максимальна, а при условии тождественности эффекта принимается вариант с минимальными затратами на проведение реконструкции. Библиографический список 1. Еремеев, В. М., Концептуальный подход к принятию решений о реконструкции угольных шахт [Текст] / В. М. Еремеев, М. Б.Луганцев. – Шахты, НТЦ «Недра», 1995. 2. Сребный, М. А. Развитие горных работ на действующих шахтах [Текст] / М. А. Сребный, В. А. Харченко, В. М. Еремеев – М., Недра, 1980. 3. Проектирование угольных шахт, разрезов и обогатительных фабрик [Текст] : учеб. пособие / Под общ. редакцией докт. техн. наук., проф. Е. В. Петренко. – М., 2000.

Hripach P. I., Vygovskiy D. D., Vygovskaya D. D. (SEI HPE «Donetsk national technical university», DPR) APPROACHES AND PRINCIPLES OF MAKING DESIGN DECISIONS ON THE OPPORTUNITY AND EFFICIENCY OF THE RECONSTRUCTION OF COAL MINES The analysis of assessments of mining and geological conditions of the mine, marketing and technical and technological research of the reconstructed mine was carried out. A basic scheme of research for the mine adopted for the reconstruction and a criterion for evaluating the effectiveness of the mine reconstruction are proposed. Keywords: mine, reconstruction, evaluation, marketing research, economic analysis, performance criterion.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

181

УДК 622.831.312 ЛАБОРАТОРНЫЕ ИССЛЕДОВАНИЯ ЭФФЕКТИВНОСТИ ПРИМЕНЕНИЯ АНКЕРНОЙ КРЕПИ ДЛЯ ОБЕСПЕЧЕНИЯ УСТОЙЧИВОСТИ КОНВЕЙЕРНОГО ШТРЕКА Павленко Ю. В., студент гр. РПМ-13б, Галиулин Э. А., студент гр. РПМ-16, Соловьев Г. И., канд. техн. наук, доц., науч. рук., Голембиевский П. П., канд. техн. наук, доц., науч. рук. (ГОУВПО «ДОННТУ» г. Донецк, ДНР) gisoloviev@gmail.com Представлены результаты лабораторных исследований на структурных моделях для оценки эффективности применения анкерной усиливающей крепи для обеспечения устойчивости конвейерного штрека. Установлено, что с увеличением количества установленных на контуре выработки сталеполимерных анкеров с одного до пяти обеспечивается снижение вертикальных смещений кровли соответственно в 1,2 и 1,66 раза. Ключевые слова: лабораторные исследования, структурная модель, сталеполимерный анкер, арочная крепь, смещения пород кровли, пружинный динамометр, датчик трения, репер.

Актуальность работы. Анализ условий отработки угольных пластов на больших глубинах, показывает, что основную часть непроизводительных расходов составляют затраты на обеспечение устойчивости подготовительных выработок. Большая часть проводимых выработок требует ремонта до ввода их в эксплуатацию. За период эксплуатации выработки подвергаются 2– 4-кратной подрывке почвы и перекреплению отдельных ее участков. Кроме материальных затрат на перекрепление 1 м выработки задалживается от 4,8 до 5 чел.-см, что в 1,3–1,4 раза превышает трудоемкость проведения 1 м выработки. Решение проблемы поддержания выработок путем проведения выработок завышенного сечения и увеличения податливости крепи за счет применения пятизвенной металлической арочной крепи не дает ощутимых результатов. Большая податливость крепи дает возможность нарушенным породам свободно расслаи-

182

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

ваться и разрыхляться, что не создает условий для вовлечения нарушенных пород приконтурной зоны в работу по охране выработок. Роль крепи сводится к пассивному поддержанию многометровой зоны разрыхленных пород [1–4]. В Донбассе и за рубежом накоплен положительный опыт активного управления приконтурными разрушенными породами за счет применения анкерного крепления, формирующего породонесущую конструкцию из окружающего породного массива. Обоснование параметров и технологии применения анкерной крепи производится с использованием традиционной концепции о роли анкерной крепи как силового элемента для достижения эффекта «сшивки» и «подшивки» разрушенных пород к ненарушенному массиву. Такой подход не позволяет полностью использовать потенциальные возможности анкерной крепи, которая способна выполнять роль не только силового элемента, препятствующего разрыхлению пород, но и как элемента увеличивающего сцепление между отдельными блоками разрушенных пород и способствующего изменению вида напряженного состояния разрушенных пород от одно до двух и трехосного. Для сохранения устойчивости конвейерного штрека позади отрабатываемого обратным ходом очистного забоя и использования его для повторного использования в качестве вентиляционной выработки при последующей отработке смежной лавы в условиях шахты «Покровская» (бывшая «Красноармейская – Западная» №1) был испытан комбинированный способ охраны конвейерного штрека литыми полосами и системой сталеполимерных анкеров [5]. Конвейерный штрек охранялся литой полосой шириной 1,4 м в сочетании с установкой 12–14 сталеполимерных анкеров по кровле выработки. Химические анкеры длиной 3,0 м в количестве 8–10 штук устанавливались веерным способом в проходческом забое с наклоном на 10° в сторону подвигания лавы. За 40 – 50 м до лавы производилась дополнительная установка четырех спаренных вертикальных сталеполимерных анкеров-подхватов для обеспечения снятия стоек арочной крепи при передвижке вынесенного на штрек привода забойного скребкового конвейера. Данный комбинированный способ позволил обеспечить устойчивое состояние пород кровли конвейерного штрека. Однако из-за интенсивного выдавливания пород почвы (чему в значи-

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

183

тельной степени способствовало и наличие на бровке лавы жесткой литой полосы, воздействующей на породы почвы как штамп), сразу за проходом лавы производилась двукратная подрывка почвы на общую глубину 2,0 м. Головной организацией по разработке нормативной отраслевой документации по проблеме применения анкерной крепи является Институт геотехнической механики (г. Днепропетровск). Наряду с традиционной концепцией работы анкерной крепи как силового элемента в схемах «сшивки» и «подшивки» разрушенных пород к не нарушенному массиву в последние годы ИГТМ предложил и разрабатывает концепцию объемного армирования вмещающего выработку горного массива системой радиально устанавливаемых параллельных рядов сталеполимерных анкеров [6]. ИГТМ в 2008 г. разработал и в 2015 г. переиздал отраслевые стандарты «Система обеспечения надежности и безопасности функционирования горных выработок с анкерной крепью» Значительный вклад в изучение особенностей механизма деформирования боковых пород на контуре подготовительных выработок при использовании анкерной крепи внесли ученые кафедры РПМ ГОУВПО «ДонНТУ» [7, 8]. Предложена новая концепция пространственного взаимодействия анкерной крепи с массивом горных пород. Применение объемной схемы расположения анкеров в кровле и боках подготовительной выработки позволило создать в массиве «анкерные породо-армирующие системы», обеспечивающие максимальное использование несущей способности массива для обеспечения устойчивости выработок при малых материальных и трудовых затратах. Это позволило существенно расширить область применения анкерной крепи как самостоятельной конструкции. Была разработана методика для расчета рациональных параметров «анкерных породо-армирующие систем», обеспечивающих при минимальном количестве анкеров максимальное использование несущей способности породного массива для обеспечения устойчивости выработок с анкерным и комбинированным рамноанкерным креплением [6]. На основе принятой концепции был разработан и успешно опробован на производстве ряд способов обеспечения устойчивости подготовительных выработок глубоких шахт [7].

184

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

Одной из возможных альтернатив применению рассмотренных выше способов крепления выработок анкерными системами является применение рамно-анкерной крепи в сочетании с продольно-балочной крепью усиления, успешное применения которых было осуществлено сотрудниками кафедры РПМ на шахтах «Южнодонбасская №3» и им. Е. Т. Абакумова. Применение этой комбинированной крепи усиления на шахте «Южнодонбасская №3» позволило снизить вертикальные смещения пород кровли в вентиляционном ходке 4-й восточной лавы пласта с11 в 1,7 и 2,9 раза соответсвенно при использовании одной жесткой балки с одним рядом и двух балок с двумя рядами сталеполимерных анкеров по сравнению с шахтной технологией поддержания [8]. Использование двойной продольно-балочной крепи усиления в сочетании с четырьмя радиальными химическими анкерами позволило снизить вертикальные смещения кровли конвейерного штрека 4-й западной лавы пласта m3 шахты им. Е. Т. Абакумова в 2,2 раза [9]. В настоящее время в условиях дефицита финансовых ресурсов особо остро стоит вопрос выбора малозатратных и ресурсосберегающих технологий поддержания и охраны подготовительных выработок. Целью работы является обоснование эффективности применения анкерной усиливающей крепи, обеспечивающей устойчивость конвейерного штрека в зоне влияния очистных работ с использованием структурного моделирования на плоском стенде. Моделируемый участок массива соответствовал горногеологическим условиям расположения конвейерного штрека 2-й западной лавы пласта h10 «Ливенский» шахты им. М. И. Калинина. Конвейерный штрек располагался на глубине 1150 м. Он проводился буровзрывным способом тупиковым забоем с опережение лавы не более 20,0 м. Поперечное сечение конвейерного штрека в проходке и после осадки соответственно составляло 27,8 м2 и 12,8 м2. В качестве основной крепи использовалась металлическая арочная крепь КМП-А5-12,8. Моделирование осуществлялось на плоском стенде, который представлял собой выполненную из отрезков швеллеров № 5 жесткую рамную конструкцию (рис. 1) с линейными разме-

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

185

рами 0,62´0,50´0,05 м, которые при выбранном геометрическом масштабе моделирования 1:50 позволили обеспечить соблюдение граничных условий и избежать искажения результатов моделирования.

Рис. 1. Конструкция стенда для структурного моделирования: 1 – корпус стенда; 2 – прижимные винты; 3 – подвижная прижимная планка; 4 – реперы; 5– датчики трения; 6 – опоры стенда

Боковой опалубкой с задней стороны модели являлся лист фанеры толщиной 0,01 м, а с передней стороны – лист плексигласа толщиной 0,008 м. Основание модели и боковые стенки были жестко соединены между собой, а верхняя часть (крышка) была выполнена съемной. Она соединялась с боковыми стойками с помощью четырех винтов (по 2 винта с каждой стороны). В верхней части стенда были расположены 2 прижимных винта (рис. 1), которые передавали усилия на подвижную прижимную планку, равномерно нагружавшую эквивалентный материал модели. Подбор эквивалентного материала осуществлялся исходя из требований механического подобия, сущность которого сводилась к определению линейных параметров модели [11–12]. Для эквивалентного материала, имитирующего породы кровли как зернистую среду, использовались деревянные цилиндры

186

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

длиной равной 0,025 м и диаметром равным 0,008; 0,011; 0,014; 0,017; 0,02 м. Арочная крепь моделировалась конструкцией из трех элементов – верхняка и двух стоек. Элементы изготавливались из полосы латунной фольги шириной 10 мм. Замки имитировались при помощи полоски алюминиевой фольги шириной 6 мм и полоски изоляционной ленты такой же ширины и двух витков медной проволоки диаметром 0,001 м. Соединение элементов крепи производилось внахлестку. В зависимости от усилий затяжки изоляционной ленты на соединении верхняка с ножками была определена податливость рамы, которая начиналась при нагружении до 80 % от предельной несущей способности (при 0,0007– 0,0008 МПа). Затяжка крепи моделировалась полоской вощеной бумаги длиной 20 мм, шириной 5 мм и толщиной 0,8 мм. Во всех четырех моделях охрана конвейерного штрека осуществлялась бутовой полосой шириной 9,0 м. Для измерения смещений толщи пород при сооружении модели в маркирующих слоях кровли располагались 8 рядов реперов по 13 штук в каждом из них (рис. 1). Из-за небольшой высоты стенда для принятого геометрического масштаба отсутствовала возможность моделирования всей толщи пород, залегающей над выработкой вплоть до поверхности. Поэтому вес недостающей части толщи горных пород заменялся пригрузкой, которая осуществлялась двумя прижимными винтами, располагаемыми в верхней части стенда (рис. 1). При линейных размерах стенда 0,62´0,50´0,05 м с учетом геометрического масштаба моделирования (lм / lн = 1 / 50) рассматривалась часть горного массива с размерами 25,0´22,0´1,25 м. Высота выработки была принята равной 0,1 м (5,0 в натуре). Для измерения нагрузок на основную крепь в модели в почве пласта на расстоянии 0,03 м ниже выработки располагались 22 датчика трения конструкции Н. И. Зори [13]. Датчики были изготовлены из полосок металлической ленты шириной 0,007 м, расположенной между двумя отрезками стекла с размерами 0,05´0,01 м. Отрезки стекла со вставленным между ними металлическим полотном соединялись между собой двумя витками

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

187

изоляционной ленты. На концах металлического полотна датчика имелись отверстия, в которых были закреплены кольца из тонкой стальной проволоки диаметром 0,0015 м, при помощи которых датчик соединялся с динамометром. Длина полотна каждого датчика составляла 0,12 м. Датчик фиксировался в модели с помощью двусторонних упоров, выполненных из тонкой жести, закрепленных на внешних сторонах стекол изоляционной лентой. Датчики по длине модели располагались в один ряд с размещением их под стойками основной крепи выработки. Замеры давления в моделях осуществлялись динамометрами в виде пружинных весов (типа «Кантор»), обычно применяемых в практике эквивалентного моделирования [11–13]. Для удобства выполнения замеров на этих весах была снято верхнее стекло и добавлена нижняя стрелка-указатель, располагающаяся под рабочей стрелкой весов. При взвешивании стрелка-указатель перемещалась стрелкой динамометра на максимальное значение и оставалась на месте после прекращения замера и возвращения на нулевую позицию основной стрелки весов. Крутящий момент на прижимном винте идет на преодоление момента, создаваемого силой трения торца гайки о неподвижную опорную поверхность стягиваемых деталей и момента сопротивления в резьбе:

М КЛ = М R + М Т ,

(1)

где MR – момент, необходимый для создания осевого усилия и преодоления трения в резьбе, Н·м; MT – момент сил трения на торцевой поверхности гайки, головки винта или его упорного конца, Н·м. Момент трения можно определялся как:

M Т = FZAT × fT × RTR , где

(2)

FZAT – усилие затяжки, Н; fT – коэффициент трения по торцу; RTR – приведенный радиус трения, значение которого зависит от формы торца, м. Для плоского кольцевого торца приведенный радиус трения определялся как:

188

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

1 ( D03 - d 03 ) , RТР = 2 2 3 ( D0 - d 0 )

(3)

где d0 – диаметр сверления под болт, м; D – диаметр опорной поверхности гайки и винта, который был принят равным размеру «под ключ», м; Момент сопротивления в резьбе определялся как:

M R = FZAT × 0,5d 2 × tg (b + r ) ,

(4)

где d2 – средний диаметр резьбы, м, который определялся из выражения: 3 d2 = d - H , (5) 4 H – вспомогательный параметр для расчета геометрии резьбы, м. æp ö H = P × sinç ÷ , (6) è3ø где P – шаг резьбы, м; b – угол подъема винтовой линии, град. æ P ö ÷÷ , b = arctg çç p × d è 2 ø

(7)

r – угол трения резьбовой пары, град.

r = arctg( f R ),

(8)

где fR – коэффициент трения сопрягаемых деталей. Подставляя в выражение (1) выражения (2) и (4) окончательно было получено:

M KL = FZAT [0,5d 2 × tg( b + r ) + fT × RTR ].

(9)

Используя выражение (9) можно рассчитывалось усилие затяжки по заранее известному моменту затяжки или наоборот. Таким образом, давления в модели, которое осуществлялось на эквивалентный материал двумя рабочими винтами через при-

189

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

жимную планку, можно определить как усилие затяжки винтов после преобразования выражения (9) с учетом (2–8): Fзвт =

N винт × M = 1 ( D3 - d 3 ) 0,5tgd 2 ( b + r ) + fT × × 2 3 ( D - d2 ) N винт × B × П Круч

(10)

é 3 P 1 ( D3 - d 3 ) ù ê0,5( d - 4 H )tg{ arctg( p × d ) + arctg( f R )} + fT × 3 × ( D 2 - d 2 ) ú ë û 2

После подстановки данных и проведения вычислений было получено:

Fзат = 208,13 × N винт × В × П круч , Н,

(11)

где Пкруч – усилие, прикладываемое к рабочим винтам при их закручивании пружинным динамометром; В – плечо рычага рабочего винта, В = 0,12 м; Nвинт – количество вертикальных рабочих винтов Nвинт = 2.

Fзат = 50 × Пкруч , Н,

(12)

Полученное выражение позволяет определить режим приложения нагрузки на обе структурные модели, который можно представить в виде табл. 1. Таблица 1 Значения величины нагрузки на структурные модели Название показателей Модель №1 Модель №2 Модель №3

Р0

Суммарное усилие затяжки винтов в модели, Н Р1 Р2 Р3 Р4 Р5 Р6 Р7 Р8 Р9 Р10 Р11 Р12

10 10 10

50 50 50

100 150 200 250 300 350 400 – – – – 100 150 200 250 300 350 400 450 500 – – 100 150 200 250 300 350 400 450 500 550 600

Для определения давления на крепь подготовительной выработки определялось усилие в датчиках трения. Для этого использовалось выражение [17 ]:

190

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

F = k × P , Н,

(13)

где F – сила протягивания полотна датчика между двумя стеклами для преодоления сопротивления трению; Р – нормальное давление на датчик; k – коэффициент трения скольжения, принимался равным 0,25. Перед началом испытания модели с помощью динамометра измерялась сила сопротивления трению для каждого датчика. Давление на каждый датчик в нетронутом массиве определялось по формуле: Давление на каждый датчик в массиве определялось как:

P = F (k × S латч ) , кПа,

(14)

где S – площадь датчика трения, м2; При выполнении замеров с помощью динамометра измерялась сила сопротивления трению для каждого датчика. Затем по формуле (14) определялось давление на каждый датчик в местах их заложения и на каждом из этапов приложения нагрузки в моделях. Каждый замер давления представлял собой среднее значение из шести продергиваний динамометром металлического полотна датчика – по три раза с каждой стороны модели. За период проведения лабораторных исследований по определению эффективности применения анкерной усиливающей крепи было отработано 4 структурных модели (рис. 1). Во всех моделях рассматривалась выемочная выработка, условия расположения которой соответствовали условиям залегания конвейерного штрека 2-й западной лавы пласта h10 «Ливенский» шахты им. М. И. Калинина. На начальном этапе отработки всех четырех моделей производилось начальное нагружение массива модели для создания в нем первоначального напряженного состояния. Для этого оба верхних рабочих винта поворачивались одновременно на один оборот с помощью пружинных динамометров до появления первых признаков смещений эквивалентного материала в модели. После перерасчета усилий затяжки модели верхними рабочими винтами согласно выражению (14) и данных табл. 1 было приня-

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

191

то, что величина первоначального давления в модели составляла Р0 = 10 Н. На рис. 2–5 представлены фотографии, иллюстрирующие режимы нагружения всех четырех моделей в начальном (а) и конечном (б) состоянии, при этом давление в моделях согласно табл. 1 варьировалось от 50 до 600 кПа. В модели №1 охрана выемочной выработки осуществлялась бутовой полосой шириной 9,0 м и крепь усиления представляла собой один располагающийся по центру выработки вертикальный клиновой анкер длиной 3,0 м (рис. 2).

а)

б)

Рис. 2. Общий вид модели № 1 на начальном и конечном этапах нагружения для средней части выработки (репер № 6)

Закрепление клинового анкера в кровле выработки осуществлялось за счет жесткого соединения анкера с одним из деревянных цилиндров, который при выкладке остальных фрагментов кровли (деревянных цилиндров) располагался между ними. Во второй модели вместо клинового применялся сталеполимерный вертикальный анкер длиной 3,0 м также располагавшийся по центру выработки (рис. 3). В третьей модели анкерная усиливающая крепь состояла из трех радиальных сталеполимерных анкеров длиной по 3,0 м (рис. 4), из которых средний располагался по центру выработки, а два боковых анкера были расположены по концам верхняка и имели наклон под углом 45° в разные стороны от вертикальной оси выработки.

192

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

а)

б)

Рис. 3. Общий вид модели № 2 на начальном и конечном этапах нагружения для средней части выработки (репер № 6)

а)

б)

Рис. 4. Общий вид модели № 3 на начальном и конечном этапах нагружения для средней части выработки (репер № 6)

В четвертой модели усиливающая крепь состояла из пяти радиальных сталеполимерных анкеров длиной по 3,0 м (рис. 5), Средний вертикальный анкер располагался в центре выработки. Два верхних боковых анкера были расположены как в третьей модели по концам верхняк и имели наклон под 45° к вертикальной оси выработки. Два нижних боковых анкера располагались на расстоянии 1,0 м от угольного пласта и были направлены в разные стороны под углом 20° к напластованию пород. Все анкеры были изготовлены из тонкой стальной проволоки диаметром 0,001 м и длиной по 0,006 м. Сталеполимерные анкеры склеивались с породными фракциями клеем ПВА (рис. 5).

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

а)

193

б)

Рис. 5. Общий вид модели № 4 на начальном и конечном этапах нагружения для средней части выработки (репер № 6)

Результаты замеров величин смещений пород кровли в моделях № 1–4 представлены на рис. 6. 0,024 0,022

Смещения кровли, м

0,020 0,018 0,016 0,014

1 клиновой анкер

0,012

1 химанкер

0,010

3 химанкера

0,008 5 химанкеров

0,006 0,004 0,002 0 0

100 150 200 250 300 350 400 450 500 550 600

Давление в модели, кПа Рис. 6. Графики зависимостей смещений пород кровли от давления в моделях № 1, 2, 3 и 4

194

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

Выводы. Анализ полученных результатов показывает, что при усилении каждого комплекта арочной крепи выработки в модели № 1 одним вертикальным клиновым анкером происходит быстрый рост вертикальных смещений и при нагрузке всего лишь 200 кПа они достигают максимальной величины 0,024 м (1,2 м в натуре). При этом жесткость поддерживающей системы «арочная крепь – анкерная крепь усиления» составила 8333 кПа/м. Установка в модели № 2 на каждом комплекте арочной крепи сталеполимерного вертикального анкера позволило при максимальном давлении на крепь 300 кПа снизить величину вертикальных смещений кровли до 0,02 м (1,0 м в натуре) или в 1,2 раза (на 20 %) по сравнению с первой моделью. Жесткость системы «арочная крепь – анкер» составила 15000 кПа/м или возросла в 1,8 раза (на 80 %). Применение усиливающей крепи из трех радиальных сталеполимерных анкеров в модели № 3 позволило при максимальном давлении 500 кПа снизить величину вертикальных смещений кровли на контуре выработки до 0,0164 м (0,82 м в натуре) или в 1,46 раза (на 46 %) по сравнению с первой моделью. Жесткость системы «арочная крепь – анкер» при этом составила 30488 кПа/м или возросла в 3,65 раза (на 265 %). Использование в качестве усиливающей крепи пяти сталеполимерных анкеров в модели № 4 позволило при максимальном давлении 570 кПа снизить величину вертикальных смещений кровли на контуре выработки до 0,0145 м (0,73 м в натуре) или в 1,66 раза (на 66 %) по сравнению с первой моделью. Жесткость системы «арочная крепь – анкер» при этом составила 39310 кПа/м или возросла в 4,72 раза (на 372 %). Сравнивая полученные результаты, следует отметить, что при увеличении числа сталеполимерных анкеров с одного до трех (модели № 2 и 3) жесткость системы «комплект крепи – анкер» возросла в 2,03 раза, а смещения снизились в 1,22 раза. При увеличении числа анкеров с трех до пяти (модели № 3 и 4) жесткость системы «комплект крепи – анкер» возросла в 1,29 раза, а смещения снизились в 1,13 раза. Это позволяет сделать вывод о необходимости проведения дополнительных исследовании для установления степени влияния анкерной крепи на смещения боковых пород.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

195

Библиографический список 1. Заславский, И. Ю. Повышение устойчивости подготовительных выработок угольных шахт [Текст] / И. Ю. Заславский, В. Ф. Компанец, А. Г. Файвишенко, В. М. Клещенков. – М. : Недра, 1991. – 235 с. 2. Литвинский, Г. Г. Стальные рамные крепи горных выработок [Текст] / Г. Г. Литвинский, Г. И. Гайко, М. И. Кулдыркаев. – К. : Техника, 1999. – 216с. 3. Бабиюк, Г. В. Управление надежностью горных выработок: монография [Текст] / Г.В. Бабиюк. – Донецк: «Світ книги», 2012. – 420 с. 4. Якоби, О. Практика управления горным давлением [Текст] / О. Якоби. – М. : Недра, 1987. – 566 с. 5. Байсаров, Л. В. Геомеханика и технология поддержания повторно используемых горных выработок [Текст] / Л. В. Байсаров, М. А. Ильяшов, А. И. Демченко. – Днепропетровск: Лира, 2005. – 240 с. 6. Булат, А. Ф. Опорно-анкерное крепление горных выработок угольных шахт [Текст] / А. Ф. Булат, В. В. Виноградов ; Институт геотехнической механики НАН Украины. – Днепропетровск: ИГТМ НАНУ, 2002. – 372 с. 7. Новиков, А. О. Метод расчета параметров анкерных породоармирующих систем для крепления горных выработок [Текст] / А. О. Новиков // Разработка рудных месторождений : научно-технический сборник / Криворожский технический университет. – Кривой Рог, 2010. – №93. – С. 260–264. 8. Новиков, А. О. Развитие научных основ управления устойчивостью выработок с использованием анкерных систем: автореф. дис. … доктора техн. наук: 05.15.02 / Новиков Александр Олегович; ГВУЗ ДонНТУ. – Донецк, 2011 – 38 с. 9. Бондаренко, Ю. В. О влиянии жесткости каркасной крепи усиления на смещения пород кровли [Текст] / Ю. В. Бондаренко, Г. И. Соловьев, Е. В. Кублицкий, О. К. Мороз // Известия Донецкого горного института. – 2001. – № 1. – С.59–61. 10. Соловьев, Г. И. Особенности физической модели самоорганизации боковых пород на контуре выемочной выработки при продольножестком усилении арочной крепи [Текст] / Г. И. Соловьев // Науковий вісник НГУ. – Дніпропетровськ, 2006. – №1. – С. 11–18. 11. Кузнецов, Г. Н. Моделирование проявлений горного давления [Текст] / Г. Н. Кузнецов, М. Н. Будько, Ю. И. Васильев, М. Ф. Шклярский, Г. Г. Юревич. – Л. : Недра, 1968. – 280 с. 12. Глушихин, Ф. П. Моделирование в геомеханике [Текст] / Ф. П. Глушихин, Г. Н. Кузнецов, М. Ф. Шклярский и др. – М.: Недра, 1991. – 240с.

196

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

13. Зоря, Н. М. Датчики давлений [Текст] / Н. М. Зоря, В. П. Стукальский. // Разработка месторождений полезных ископаемых. – М.: Недра, 1967. – №11. – С. 22–24.

Pavlenko Y. V., Galiulin E. A., Solovyev G. I., Golembievsky P. P. (SEI HPE «Donetsk national technical university», DPR) LABORATORY STUDIES OF THE EFFICIENCY USE OF ANCHOR SUPPORT TO ENSURE THE STABILITY OF CONVEYOR ROADWAY Presents the results of laboratory studies on structural models of the effectiveness of the use of anchor reinforcing lining to ensure the stability of the conveyor roadway. It has been established that with an increase in the number of steel anchors installed on the contour of steel-polymer anchors from one to five, the vertical displacement of the roof decreases by 1.2 and 1.66 times, respectively. Keywords: laboratory tests, structural model, steel-polymer anchor, arch support, roof rock displacements, spring dynamometer, friction sensor, mark.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

197

УДК 622.831.312 ЛАБОРАТОРНЫЕ ИССЛЕДОВАНИЯ ЭФФЕКТИВНОСТИ ПРИМЕНЕНИЯ ОПОР ПЕРЕМЕННОЙ ЖЕСТКОСТИ ДЛЯ ОХРАНЫ КОНВЕЙЕРНОГО ШТРЕКА Иващенко Д. С., студент гр. РПМ-13б, Панин А. В., студент гр. РПМ-14, Соловьев Г. И., канд. техн. наук, доц., науч. рук., Касьяненко А. Л., канд. техн. наук, доц., науч. рук. (ГОУВПО «ДОННТУ», г. Донецк, ДНР) В статье представлены результаты лабораторных исследований на структурных моделях по оценке эффективности применения опор переменной жесткости для обеспечения устойчивости конвейерного штрека. Установлено, что применение комбинированных охранных конструкций, включающих жесткие опорные полосы, обеспечивает снижение вертикальных смещений пород кровли конвейерного штрека на 4,0; 9,0 и 20 % при ширине жесткой опоры соответственно 1,5; 3,0 и 6,0 м, а рост ширины жесткого элемента на 1,0 м позволяет снизить вертикальные смещения в среднем на 5,3 %. Ключевые слова: лабораторные исследования, структурная модель, охранная конструкция, жесткий опорный элемент, арочная крепь, смещения пород кровли, пружинный динамометр, датчик трения, репер.

Актуальность работы. Анализ отечественного и зарубежного опыта охраны интенсивно деформирующихся подготовительных выработок в зоне влияния очистных работ показал, что чаще всего за очистным забоем вдоль выработок на бровке лавы выкладываются комбинированные опорные конструкции, состоящие из 2-х и более элементов с различными конструкционными параметрами и механическими характеристиками. Обычно применение данных конструкций обосновуется успешным опытом их использования в конкретных горно-геологнических условиях [1–6]. Широкое применение бутовых полос на малых и средних глубинах наряду с оставлением породы в шахте позволяло обеспечить удовлетворительное состояние подготовительных выработок

198

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

на сопряжениях с очистным забоем и в зоне влияния выработанного пространства. Однако переход горных работ на шахтах Донбасса на глубины более 800–1000 м привел к значительной интенсификации проявлений горного давления в подготовительных выработках и значительным смещения боковых пород [3–7]. В настоящее время, когда угольная отрасль, как и все народное хозяйство страны, находится в глубоком экономическом кризисе, выбор и обоснование рациональных параметров новых комбинированных способов охраны подготовительных выработок с использованием малозатратных и ресурсосберегающих технологий является важной инженерно-технической задачей. Целью настоящей работы является обоснование рациональных параметров комбинированных опорных конструкций для охраны подготовительных выработок, испытывающих вредное влияние очистных работ с использованием структурного моделирования на плоском стенде. Основное содержание работы. В последние годы широкое распространение получили комбинированные способы охраны подготовительных выработок, основанные на возведении вдоль этих выработок опорных полос переменной жесткости [11]. К таким способам следует отнести охрану конвейерных штреков жесткими полосами из железобетонных блоков [7], возведение вдоль выработок литых полос [6, 8], полос из породных полублоков [9] и пенобетона [10]. Во всех этих способах основным ядром является наличие жесткой полосы, которая вслед за лавой на минимальном от нее расстоянии начинает противодействовать интенсивным смещениям подработанной части горного массива над лавой и выработкой. Весьма важным моментом при этом является установления степени влияния жесткого элемента на особенности механизма деформирования пород кровли и почвы, залегающих над и под этим жестким элементом. С одной стороны, для пород кровли жесткий элемент должен как можно быстрее вступать в работу и препятствовать смещения кровли, а для пород почвы он является штампом или концентратором нагрузки, которая передается в почву и способствует ее выдавливанию в полость подготовительной выработки. Решению этого сложного вопроса в настоящее время посвящено большое количество исследований.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

199

В работе [11] было проведено математическое моделирование напряженно-деформированного состояния вмещающих выработку пород с использованием метода конечных элементов. Установлено, что наличие жесткого элемента в комбинированном охранном сооружении со стороны выработанного пространства шириной 1...5 м на расстоянии от контура выработки не более 1 м обеспечивает снижение смещений кровли и почвы выработок на 10…20 %. При этом увеличение жесткости опорного элемента в 7,5 раз позволяет снизить величину смещений лишь на 6 %, а увеличение ширины жесткого опорного элемента на 1 м приводит к снижению смещений пород кровли и почвы на 1 %. Для уточнения вышеперечисленных выводов в настоящей работе проведены лабораторные исследования на плоском структурном стенде. Моделируемый участок массива соответствовал горногеологическим условиям расположения конвейерного штрека 2-й западной лавы пласта h10 «Ливенский» шахты им. М. И. Калинина. Конвейерный штрек располагался на глубине 1150 м и проводился буровзрывным способом тупиковым забоем с опережение лавы до 20,0 м. Поперечное сечение штрека в проходке, в свету до и после осадки соответственно составляло 27,8 м2, 21,4 м2 и 12,8 м2. В качестве основной крепи использовалась металлическая арочная крепь КМП-А5-12,8. Охрана штрека осуществлялась бутовой полосой шириной 9,0 м. Порода из бутового штрека после ее буровзрывной отбойки подалась в бутовую полосу скреперной установкой ЗУ-2. Для моделирования использовался плоский стенд с линейными размерами 0,62×0,50×0,05 м, который представлял собой жесткую раму из отрезков швеллеров № 5 (рис. 1). Подбор эквивалентного материала осуществлялся исходя из требований механического подобия, сущность которого сводилась к определению линейных параметров модели [11–13]. Такие размеры стенда при выбранном масштабе моделирования 1:50 позволили обеспечить соблюдение граничных условий и избежать искажения результатов моделирования. В качестве боковой опалубки с задней стороны модели использовался лист фанеры толщиной 0,01 м, а с передней стороны – лист плексигласа толщиной 0,008 м. Основание модели и боковые стенки были жестко соединены между собой, а верхняя часть (крышка) бы-

200

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

ла выполнена съемной. Она соединялась с боковыми стойками с помощью четырех винтов (по 2 винта с каждой стороны). Два прижимных винта, расположенные в верхней части стенда (рис. 1), передавали усилия на подвижную прижимную планку, которая в свою очередь равномерно нагружала эквивалентный материал модели. Для эквивалентного материала, имитирующего породы кровли как зернистую среду, использовались деревянные цилиндры длиной Рис. 1. Конструкция стенда для структурного моделирования: равной 0,025 м. 1 – корпус стенда; 2 – прижимные Диаметр этих деревянных винты; 3 – подвижная прижимная цилиндров (в дальнейшем попланка; 4 – реперы; 5 – датчики родных фракций) принимался трения; 6 – опоры стенда равным 0,008; 0,011; 0,014; 0,017; 0,02 м. Размеры стенда, представляющего собой разборную конструкцию, были рассчитаны так, чтобы у его границ на всех этапах моделирования граничные условия оставались неизменными, что отвечает требованием методики [13, 14], при масштабе моделирования 1:50. Арочная крепь моделировалась конструкцией из трех элементов – верхняка и двух стоек. Элементы изготавливались из полосы латунной фольги шириной 0,01 мм. Замки имитировались при помощи полоски алюминиевой фольги шириной 6 мм, полоски изоляционной ленты такой же ширины и двух витков медной проволоки. Соединение элементов крепи производилось внахлестку. В зависимости от усилий затяжки изоляционной ленты на соединении верхняка с ножками была определена податливость рамы, которая начиналась при нагружении до 80 % от предельной несущей способности (при 0,0007–0,0008 МПа).

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

201

Затяжка крепи моделировалась полоской вощеной бумаги длиной 0,02 м, шириной 0,005 м и толщиной 0,0008 мм. Жесткие опорные полосы в модели имитировались брусками из дерева размерами 0,03; 0,06 и 0,09 м (1,5; 3,0; 6,0 м в натуре). Их параметры были подобраны с учетом масштаба моделирования. Для измерения смещений толщи пород в маркирующих слоях кровли располагались 8 рядов реперов по 13 штук в каждом из них (рис. 1). В качестве боковой опалубки с задней стороны модели использовался лист фанеры толщиной 0,01 м, а с передней стороны – лист плексигласа толщиной 0,008 м. Основание модели и боковые стенки были жестко соединены между собой, а верхняя часть (крышка) была выполнена съемной. Она соединялась с боковыми стойками с помощью четырех винтов (по 2 винта с каждой стороны). При реальных размерах выработки по высоте – 4,5 м и ширине – 5,20 м, с учетом геометрического масштаба высота выработки в модели была равна 0,1 м. Для измерения нагрузок на основную крепь в почве пласта на расстоянии 0,03 м ниже выработки располагались 22 датчика трения конструкции Н. И. Зори [15]. Датчики были изготовлены из полосок металлической ленты шириной 0,007 м, расположенной между двумя отрезками стекла с размерами 0,05´0,01 м. Отрезки стекла со вставленным между ними металлическим полотном соединялись между собой двумя витками изоляционной ленты. На концах металлического полотна датчика имелись отверстия, в которых были закреплены кольца из тонкой стальной проволоки диаметром 0,0015 м, при помощи которых датчик соединялся с динамометром. Длина полотна каждого датчика составляла 0,12 м. Датчик фиксировался в модели с помощью двусторонних упоров, выполненных из тонкой жести, закрепленных на внешних сторонах стекол изоляционной лентой. Датчики по длине модели располагались в один ряд с размещением их под стойками основной крепи выработки. Замеры давления в моделях осуществлялись пружинными динамометрами (типа «Кантор»), которые обычно используются

202

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

в практике эквивалентного моделирования [12–14]. Для удобства выполнения замеров на этих весах была снято верхнее стекло и добавлена нижняя стрелка-указатель, располагающаяся под рабочей стрелкой весов. При взвешивании стрелка-указатель перемещалась стрелкой динамометра на максимальное значение и оставалась на месте после прекращения замера и возвращения на нулевую позицию основной стрелки весов. За период проведения лабораторных исследований по определению эффективности применения комбинированных охранных конструкций с жестким опорным элементом было отработано 4 структурных модели из дискретных материалов (рис. 1; 2). Общий вид и параметры комбинированной опорной конструкции на сопряжении конвейерного штрека с лавой представлены на рис. 2. Во второй модели комбинированная охранная конструкция состояла из бутовой полосы и жесткого опорного элемента шириной 1,5 м, расположенного со стороны выработки (рис. 2 б). а)

б)

в)

г)

Рис. 2. Схема расположения опорных конструкций на сопряжении конвейерного штрека по сравниваемым вариантам охраны: 1 – арочная крепь; 2 – бутовая полоса; 3 – жесткий опорный элемент

В третьей модели ширина жесткого опорного элемента, расположенного со стороны выработки составлял 3,0 м, а размер бутовой полосы равнялся 6,0 м (рис. 2, в).

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

203

В четвертой модели ширина жесткого опорного элемента, и бутовой полосы составляли соответственно 6,0 и 3,0 м (рис. 2, г). На рис. 3 приведена схема резьбового соединения для определения величины давления, создаваемого рабочими винтами в структурной модели (рис. 1). Dг

Тзав Dг d0 Тзав Fв Тр Рис. 3. Схема к определению момента затяжкирезьбового соединения

Крутящий момент, создаваемый ключом при вращении гайки, использовался на преодоление сил трения торца гайки о неподвижную опорную поверхность стягиваемых деталей и трения сопротивления в резьбе:

М КЛ = М R + М Т ,

(1)

M Т = FZAT × fT × RTR , где FZAT – усилие затяжки, Н; fT – коэффициент трения по торцу;

(2)

204

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

RTR – приведенный радиус трения, значение которого зависит от формы торца, м. Для плоского кольцевого торца приведенный радиус трения определялся как: 1 ( D03 - d 03 ) , RТР = 3 ( D02 - d 02 )

(3)

где d0 – диаметр сверления под болт, м; D – диаметр опорной поверхности гайки, головки болта (винта), который можно был принят равным размеру «под ключ», м. Момент сопротивления в резьбе определялся как:

M R = FZAT × 0,5d 2 × tg (b + r ) ,

(4)

где d2 – средний диаметр резьбы, м, который определялся из выражения: 3 d2 = d - H , (5) 4 H – вспомогательный параметр для расчета геометрии резьбы, м.

æp ö H = P × sinç ÷ , è3ø

(6)

где P – шаг резьбы, м; b – угол подъема винтовой линии, град. æ P ö ÷÷ , β = arctg çç π × d è 2 ø

(7)

r – угол трения резьбовой пары, град.

r = arctg( f R ),

(8)

где fR – коэффициент трения материалов сопрягаемых деталей. Подставляя в выражение (1) выражения (2) и (4) окончательно получим:

M KL = FZAT [0,5d 2 × tg( b + r ) + fT × RTR ].

(9)

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

205

Используя выражение (9) можно рассчитать усилие затяжки по заранее известному моменту затяжки или наоборот. Таким образом, давления в модели, которое осуществлялось на эквивалентный материал двумя рабочими винтами через прижимную планку, определялось как усилие затяжки винтов и после преобразования выражения (9) с учетом (2–8) составило: Fзвт =

N винт × M 1 (D3 - d 3 ) 0,5 tg d 2 ( b + r ) + f T × × 3 (D2 - d 2 ) N винт × B × П Круч

é 3 P 1 (D3 - d 3 ) ù . ê0,5( d - 4 H ) tg{arc tg ( p × d ) + arc tg ( f R )} + f T × 3 × ( D 2 - d 2 ) ú ë 2 û

(10)

После подстановки данных и проведения вычислений:

Fзат = 208,13 × N винт × В × П круч ,

(11)

Fзат = 50 × Пкруч , Н,

(12)

Полученное выражение позволяет определить режим приложения нагрузки в структурных моделях, который представлен в табл. 1. Для определения усилий в датчиках трения, позволяющих установить давление на крепь подготовительной выработки, использовалось выражение [15]:

F = k ×P, Н

(13)

где F – сила протягивания полотна датчика между стеклами для преодоления сопротивления трению; Р – нормальное давление на датчик; k – коэффициент трения скольжения, принимался k = 0,25.

206

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

Таблица 1 Значения величины нагрузки на структурные модели Название показателей

Р0

Суммарное усилие затяжки винтов в модели, Н Р1 Р2 Р3 Р4 Р5 Р6 Р7 Р8 Р9 Р10 Р11 Р12

Модель №1

50 100 150 200 250 300 350 400

Модель №2

50 100 150 200 250 300 350 400 450 500

Модель №3

50 100 150 200 250 300 350 400 450 500 550 600

Модель №4

50 100 150 200 250 300 350 400 450 500 550 600

–

Перед началом испытания модели с помощью динамометра измерялась сила сопротивления трению для каждого датчика. Давление на каждый датчик в нетронутом массиве определялось по формуле: Давление на каждый датчик в массиве определялось как:

P = F (k × S латч ) , кПа,

(14)

где S – площадь датчика трения, м2; При выполнении замеров с помощью динамометра измерялась сила сопротивления трению для каждого датчика. Затем по формуле (14) определялось давление на каждый датчик в местах их заложения и на каждом из этапов приложения нагрузки в моделях. Каждый замер давления представлял собой среднее значение из шести продергиваний динамометром металлического полотна датчика – по три раза с каждой стороны модели. На начальном этапе отработки 1-й, 2-й, 3-й и 4-й моделей производилось начальное нагружение массива модели для создания в них первоначального напряженного состояния. Для этого оба верхних рабочих винта поворачивались одновременно на один оборот с помощью пружинных динамометров до появления первых признаков смещений эквивалентного материала в модели. После перерасчета усилий нагружения модели верхними рабочими винтами согласно выражения (14) и данных табл. 1 принято, что первоначальное давление в модели составляла Р0 = 10 Н. Давление во всех моделях (согласно табл. 1) варьировалось от 50 до 600 кПа.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

207

На рис. 4 представлены фотографии, иллюстрирующие режим нагружения (начальный – а, конечный – б) структурной модели №1 в которой для охраны конвейерного штрека применялась бутовая полоса шириной 9,0 м. На рис. 5 представлены фотографии структурной модели № 2 при использовании комбинированной опорной конструкции, состоящей из жесткой литой полосы шириной 1,5 м и бутовой полосы шириной 7,5 м.

а)

б)

Рис. 4. Общий вид модели № 1 на начальном (а) и конечном (б) этапах нагружения для средней части выработки (репер № 6)

а)

б)

Рис. 5. Общий вид моделей на начальном (а) и конечном (б) этапах нагружения для средней части выработки (репер № 6)

208

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

На рис. 6 представлены фотографии структурной модели № 3 при использовании комбинированной опорной конструкции, состоящей из жесткой литой полосы шириной 3,0 м и бутовой полосы шириной 6,0 м. На рис. 7 представлены фотографии структурной модели №4 при использовании комбинированной опорной конструкции, состоящей из жесткой литой полосы шириной 6,0 м и бутовой полосы шириной 3,0 м.

а)

б)

Рис. 6. Общий вид модели № 3 на начальном и конечном этапах нагружения для средней части выработки (репер №6)

Рис. 7. Общий вид модели № 4 на начальном и конечном этапах нагружения для средней части выработки (репер № 6)

На рис. 8 приведены совмещенные графики зависимости средних вертикальных смещений комплектов основной крепи

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

209

выработки в средней части выработки (репер №6) в зависимости от давления в моделях № 1, 2, 3 и 4. Анализ полученных результатов показывает существенное отличие величин вертикальных смещений кровли в рассмотренных моделях (рис. 8). 0,025

Смещения кровли, м

0,02

0,015

0,01

0,005

100

200

300

400

500

Давление в модели, кПа

– бутовая полоса; – литая полоса 3,0 м;

– литая полоса 1,5 м; – литая полоса 6,0 м;

Рис. 8. Графики зависимостей смещений от давления в моделях №1, 2, 3 и 4

При использовании бутовой полосы для охраны конвейерного штрека (модель № 1) были получены максимальные вертикальные смещения контура выработки, которые составили 0,024 м (1,2 м в натуре) (рис. 4) при минимальной нагрузке – 190 кПа (рис. 8). Приведенная жесткость системы «охранная конструкция – крепь конвейерного штрека» при этом составила 7917 кПа/м. Применение комбинированной охранной конструкции с жестким опорным элементом шириной 1,5 м и бутовой полосой шириной 7,5 м (модель № 2) позволило снизить величину максимальных вертикальных смещений до 0,023 м. При этом нагрузка

210

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

в модели составляла 345 кПа, а приведенная жесткость возросла до 15000 кПа/м (в 1,89 раза больше, чем при бутовой полосе). Таким образом, снижение величины вертикальных смещений во 2-й модели по сравнению с бутовой полосой составило 4 % (в 1,04 раза), а давление на крепь выросло в 1,77 раза или на 77 %. При использовании жесткого опорного элемента шириной 3,0 м и бутовой полосы шириной 6,0 м (модель № 3) величина максимальных вертикальных смещений породного контура выработки составила 0,022 м при давлении в модели равном 435 кПа и приведенной жесткости 19773 кПа/м. Увеличение ширины жесткого опорного элемента до 3,0 м или на 1,5 м по сравнению с моделью № 2 позволило увеличить жесткость системы в 1,32 раза и снизить величину вертикальных смещений по сравнению с бутовой полосой (модель №1) и моделью № 2 соответственно на 9 % (в 1,09 раза) и на 4,5 % (в 1,045 раза), а давление на крепь при этом выросло при этом в 2,23 и 1,26 раза или на 123 и 26 %. Охрана конвейерного штрека комбинированной охранной конструкцией с жестким опорным элементом шириной 6,0 м и бутовой полосой 3,0 м (модель № 4) позволило снизить величину максимальных вертикальных смещений до 0,02 м (в 1,25 раза) при давлении в модели равном 500 кПа и приведенной жесткости до 25000 кПа/м. Увеличение ширины жесткого опорного элемента до 6,0 м и на 3,0 м по сравнению с моделью № 3, позволило увеличить жесткость системы в 1,15 раза и снизить величину вертикальных смещений соответственно на 20 и 10 % (в 1,2 и 1,1 раза), а давление на крепь при этом выросло в 2,56 и 1,15 раза или на 156 и 15 %. Выводы Полученные результаты подтверждают эффективность применения комбинированной конструкции с жестким опорным элементом для охраны конвейерного штрека в зоне повышенного горного давления. Установлено, что применение жесткого опорного элемента в охранной конструкции, сооружаемого со стороны подготовительной выработки, позволяет снизить величину вертикальных смещений контура выработки на 4,0; 9,0 и 20 % при ширине жесткой опоры соответственно 1,5; 3,0 и 6,0 м. При этом рост ширины жесткого элемента на 1,0 м позволяет снизить вертикаль-

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

211

ные смещения боковых пород на контуре штрека в среднем на 5,3 %. Также следует отметить, что увеличение ширины жесткого элемента на 1,5 и 3,0 м привело к снижению жесткости системы «охранная опорная конструкция – крепь конвейерного штрека» соответственно на 67 и 17 %, что позволяет сделать вывод о нецелесообразности применения жестких опор шириной более 3,0 м. Полученные результаты лабораторных исследований предоставляют возможность дальнейшего совершенствования способов охраны выемочных выработок в части уточнения их параметров для конкретных условий применения. Библиографический список 1. Бажин, Н. П. Охрана подготовительных выработок без целиков [Текст] / Н. П. Бажин, В. В. Райский, Ю. В. Волков, Л. И. Добрица, В. Е. Кардаков, В. Н. Корнилков. – М. : Недра, 1975. – 296 с. 2. Худин, Ю. Л. Бесцеликовая выемка пластов [Текст] / Ю. Л. Худин, М. И. Устинов, А. В. Брайцев, К. А. Ардашев, Н. Н. Бажин и др. – М. : Недра, 1983. – 280 с. 3. Черняк, И. Л. Повышение устойчивости подготовительных выработок [Текст] / И. Л. Черняк. – М. : Недра, 1993. – 256 с. 4. Черняк, И. Л. Управление состоянием массива горных пород [Текст] / И. Л. Черняк, С. А. Ярунин. – М. : Недра, 1995. – 395 с. 5. Якоби, О. Практика управления горным давлением [Текст] / О. Якоби. – М. : Недра, 1987. – 566 с. 6. Заславский, И. Ю. Повышение устойчивости подготовительных выработок угольных шахт [Текст] / И. Ю. Заславский, В. Ф. Компанец, А. Г. Файвишенко, В. М. Клещенков. – М. : Недра, 1991. – 235 с. 7. Борзых, А. Ф. Содержание, ремонт и ликвидация выработок угольных шахт [Текст] / А. Ф. Борзых, Ю. Е. Зюков, С. Н. Княжев – Алчевск: ДонГТУ, 2004. – 614 с. 8. Байсаров, Л. В. Геомеханика и технология поддержания повторно используемых горных выработок [Текст] / Л. В. Байсаров, М. А. Ильяшов, А. И. Демченко. – Днепропетровск: Лира, 2005. – 240 с. 9. Соловьёв, Г. И. Особенности поддержания конвейерных штреков при сплошной системе разработки [Текст] / Г. И. Соловьёв, П. П. Голембиевский, Р. С. Муляр // Проблемы горного давления. – Донецк, 2016. – №2(29) – С. 17–29. 10. Канин, В. А. Охрана горных выработок газобетонной крепью [Текст] / В. А. Канин, А. В. Анциферов. – Донецк: Тов. «АЛАН», 2004. – 396 с.

212

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

11. Стулишенко, А. Ю. Прогнозирование сближений пород контура проводимых вслед за лавой подготовительных выработок на пологих пластах: автореф. дис. ... канд. техн. наук : 05.15.02. / А. Ю. Стулишенко ; Стулишенко Алексей Юрьевич.; ГВУЗ ДонНТУ. – Донецк, 2002. – 16 с. 12. Соловьёв, Г. И. Лабораторные исследования особенностей механизма проявления горного давления на контуре выемочных выработок глубоких шахт [Текст] / Г. И. Соловьёв, А. Л. Касьяненко [и др.] // Наукові праці ДонНТУ. Серія: «Гірничо-геологічна» – Донецьк: ДВНЗ «ДонНТУ», 2010. – вип. 11(161) – С. 100–107. 13. Кузнецов, Г. Н. Моделирование проявлений горного давления [Текст] / Г. Н. Кузнецов, М. Н. Будько, Ю. И. Васильев, М. Ф. Шклярский, Г. Г. Юревич – Л. : Недра, 1968.– 280 с. 14. Глушихин, Ф. П. Моделирование в геомеханике [Текст] / Ф. П. Глушихин, Г. Н. Кузнецов, М. Ф. Шклярский и др. – М.: Недра, 1991. – 240 с. 15. Зоря, Н. М. Датчики давлений [Текст] / Н. М. Зоря, В. П. Стукальский // Разработка месторождений полезных ископаемых. – М.: Недра, 1967. – №11. – С. 22–24.

Ivashchenko D. S., Panin A. V., Solovyev G. I., Kasyanenko A. L. (SEI HPE «Donetsk national technical university», DPR) LABORATORY STUDIES OF THE EFFICIENCY USE OF SUPPORTS OF VARIABLE HARDNESS FOR THE PROTECTION OF A CONVEYOR ROADWAY The article presents the results of laboratory studies on structural models to assess the effectiveness of the use of pillars of variable stiffness to ensure the stability of the conveyor roadway. It has been established that the use of combined protection construction, including rigid support strips, ensures a reduction in the vertical displacements of the roof rocks of the conveyor roadway by 4.0; 9.0 and 20% with the width of a rigid support, respectively 1.5; 3.0 and 6.0 m, and an increase in the width of a rigid element by 1.0 m reduces the vertical displacement by an average of 5.3%. Keywords: laboratory studies, structural model, protection construction, rigid support element, arch support, roof rock displacements, spring dynamometer, friction sensor, mark.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

213

УДК 622.831.312 ЛАБОРАТОРНЫЕ ИССЛЕДОВАНИЯ ЭФФЕКТИВНОСТИ ПРИМЕНЕНИЯ ПРОДОЛЬНО-БАЛОЧНОЙ КРЕПИ УСИЛЕНИЯ В КОНВЕЙЕРНОМ ШТРЕКЕ Гнидаш М. Е., студент гр. РПМ-13б, Панин Ф. В., студент гр. РПМ-14, Соловьев Г. И., канд. техн. наук, доц., науч. рук. (ГОУВПО «ДОННТУ», г. Донецк, ДНР) Представлены результаты лабораторных исследований на структурных моделях по оценке эффективности применения жесткой продольной связи комплектов основной крепи конвейерного штрека для обеспечения его устойчивости. Установлено, что продольно-балочная крепь усиления без применения и в сочетании с анкерной крепью обеспечивает снижение вертикальных смещений пород кровли конвейерного штрека соответственно в 1,77–1.25 и в 2,19–1,4 раза по сравнению с обычной технологией. Ключевые слова: лабораторные исследования, структурная модель, продольная балка, крепь усиления, арочная крепь, анкер, смещения пород кровли, пружинный динамометр, датчик трения, репер.

Актуальность работы. В настоящее время поддержание подготовительных выработок глубоких шахт Донбасса в значительной степени осложняется повышенным горным давлением в зоне влияния очистных работ, что является причиной увеличения затрат на выполнение работ по ремонту и перекреплению выемочных выработок, роста объемов ручного труда, аварийности и травматизма горнорабочих [1–7]. Натурные наблюдения за проявлениями горного давления и особенностями механизма деформирования боковых пород на контуре подготовительных выработок являются основным источником получения достоверной информации для разработки и совершенствования новых способов и средств обеспечения устойчивости выработок. Однако сложность организации и проведения экспериментальных работ является их существенным недостатком, что затрудняет или делает невозможным проведение

214

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

многочисленных опытов. Поэтому, наряду с проведением натурных исследований, весьма целесообразным является проведение лабораторных исследований, которые позволяют моделировать различные технологические ситуации неограниченное количество раз и в разнообразных сочетаниях. Моделированию геомеханических процессов в горном массиве подверженном воздействию подземной разработки угольных пластов посвящено большое количество работ [1–14]. Наиболее распространенным методом, соответствующим физической сущности и масштабам поставленных задач, является метод моделирования на эквивалентных материалах, однако его применение весьма трудоемко при изготовлении эквивалентного материала, подготовке и отработке моделей. Одним из вариантов, обеспечивающих минимальные затраты средств и времени на проведение лабораторного эксперимента, является метод структурного моделирования на плоском стенде. Целью работы является установление особенностей механизма взаимодействия комплектов основной крепи подготовительной выработки при использовании продольно-балочной крепи и анкерной крепей усиления на основе применения структурного моделирования на плоском стенде. Основное содержание работы. Моделируемый участок массива соответствовал горно-геологическим условиям расположения конвейерного штрека 2-й западной лавы пласта h10 «Ливенский» шахты им. М.И.Калинина. Конвейерный штрек располагался на глубине 1150 м (рис. 1).

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

215

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

Штрек проводился буровзрывным способом тупиковым забоем с опережение лавы не более 20,0 м. Поперечное сечение конвейерного штрека в проходке, в свету до и после осадки соответственно составляло 27,8 м2, 21,4 м2 и 12,8 м2. В качестве основной крепи использовалась металлическая арочная крепь КМП-А5-12,8. Продольно-балочная крепь усиления (ПБКУ) представляла собой отрезки спецпрофиля СВП-27 длиной по 4,5 м, которые соединялись между собой внахлест на 0,5 м двумя стандартными хомутами и подвешивались к верхняку каждой рамы крепи на двух металлических крючьях с планками и гайками (рис. 2). 3

а) 6

б)

6 7

2 5 2 4

1 Рис. 2. Схема расположения двойной продольно-балочной крепи усиления по длине подготовительной выработки (а) и в ее поперечном сечении (б): 1 – стойки рам основной крепи; 2 – верхняки крепи; 3 – продольные балки усиливающей крепи; 4 – соединительные хомуты для подвешивания балки к верхнякам крепи; 5 – соединительные крючья с планками для связи отрезков балки; 6 – направление вектора максимального горного давления на раму крепи; 7 – плоскости напластования пород кровли

Опытная проверка продольно-балочной крепи (ПБКУ) проводилась в условиях 2-й западной лавы с 2012 по 2015 год. За это время были опробованы различные варианты конструкций усиливающей крепи: одинарная ПБКУ с расположение балки по центру верхняка; двойная ПБКУ с симметричным расположением балок относительно вертикальной оси выработки и расстоянии

216

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

между балками в поперечном сечении равным 2,5 м; двойная ПБКУ с ассиметричным расположением балок по верхняку крепи, когда одна балка подвешивалась по центру верхняка, а вторая – по нормали к напластованию пород кровли. Для моделирования использовался плоский стенд с линейными размерами 0,62´0,50´0,05 м, который представлял собой жесткую рамную конструкцию, выполненную из отрезков швеллеров № 5 (рис. 3). Такие размеры стенда при выбранном масштабе моделирования 1:50 позволили обеспечить соблюдение граничных условий и избежать искажения результатов моделирования. С задней стороны модели в качестве боковой опалубки использовался лист фанеры толщиной 0,01 м, а с передней стороны – лист плексигласа толщиной 0,008 м. Основание модели и боковые стенки были жестко соединены между собой. Верхняя часть модели (крышка) была выполнена съемной и соединялась с боковыми стойками с помощью четырех винтов (по 2 винта с каждой стороны). В верхней части стенда были расположены два прижимных винта (рис. 3), которые Рис. 3. Конструкция стенда для передавали усилия на подвижструктурного моделирования: 1 – корпус стенда; 2 – верхняя ную прижимную планку, равкрышка стенда; 3 – верхние приномерно нагружавшую эквиважимные винты; 4 – верхняя подлентный материал модели. вижная прижимная планка; 5 – реПодбор эквивалентного маперы; 6 и 7 – комплекты основной териала осуществлялся исходя из крепи соответственно при отсутсттребований механического подовии и при использовании продольбия, сущность которого сводино-балочной крепи усиления; 8 – датчики трения; лась к определению линейных 9 – опоры стенда параметров модели [11–13].

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

217

Для эквивалентного материала, имитирующего породы кровли как зернисто-блочную среду, использовались деревянные цилиндры длиной равной 0,025 м и диаметром равным 0,008; 0,011; 0,014; 0,017; 0,02 м. Подготовительная выработка располагалась по длине модели. Комплекты основной крепи устанавливались по длине выработки с шагом крепи 0,016 м, что в натуре соответствовало 0,8 м (рис. 3). Комплект крепи представлял собой конструкцию, состоящую из податливой стойки и верхняка крепи (рис. 4). Податливая стойка была изготовлена из двух деревянных брусков с размерами 0,1´0,025´0,005 м, которые были соединены между собой с нахлестом 0,04 м, что обеспечивало податливость каждой стойки равную 0,03 м. Верхняк крепи был изготовлен из деревянных брусков с размерами 0,025´0,007´0,005 м. Все верхняки фиксировались на стойках крепи с помощью двух симметрично расположенных металлических шпилек, установленных на расстоянии 0,006 м от вертикальной оси стойки (рис. 4). Продольная балка моделировалась прямолинейными отрезками алюминиевого прута диаметром 0,003 м и длиной по 0,09 м (4,5 м в натуре), которые соединялись между собой внахлест на 0,01 м (0,5 м в натуре) двумя витками медной проволоки (рис. 5). Для предотвращения продольных перемещений витков медной проволоки по отрезкам балки для них были выполнены кольцевые пропилы на балке. Представленная на рис. 5 конструкция соединительных стыков продольной балки обеспечивала соосность и прямолинейность ее отрезков по длине выработки, а также позволяла разместить балку в пазах верхней части податливой стойки при ее подвешивании к верхнякам крепи. Породы почвы в меньшей степени оказывающие влияние на деформационные процессы, протекающие в породах кровли без применения и при использовании продольно-балочной крепи усиления, были представлены плоскими деревянными пластинками с размерами 0,01´0,02´0,006 м, выкладываемые слоями в шахматном порядке (рис. 3).

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

а)

б) 0,025

0,025

8 0,07

3 0,07

0,07

0,10

0,07

0,006

0,10

0,006 10

4 5

0,007

4 5

0,007 м

218

2 0,02

0,02

Рис. 4. Конструкция основной крепи (а) с балкой ПБКУ (б): 1, 2 –верхняя и нижняя части стойки основной крепи; 3 – замок крепи из 2-х витков медной проволоки; 4 – верхняк крепи; 5 – металлическая шпилька для фиксации верхняка на стойке крепи; 6 – продольная балка; 7 – хомут соединяющий верхняк и балку из одного витка медной проволоки; 8 и 9 –верхняя и нижняя металлические скобы для межрамных стяжек; 10 – межрамная стяжка из отрезка прочной шелковой нити

0,006 м

0,01

A-А 1

d = 0,003 м

Рис. 5. Конструкция соединения отрезков продольной балки: 1 –отрезки жесткой продольной балки; 2 – соединительные хомуты из 2-х витков медной проволоки

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

219

Измерения смещений в модели осуществлялось с помощью 7 рядов реперов (в каждом по 13 штук), шесть из которых располагались в кровле и один в почве пласта (рис. 3). Из-за небольшой высоты стенда для принятого геометрического масштаба отсутствовала возможность моделирования всей толщи пород, залегающей над выработкой вплоть до поверхности. Поэтому вес недостающей части толщи горных пород заменялся пригрузкой, которая осуществлялась двумя прижимными винтами, располагаемыми в верхней части стенда (рис. 3). При линейных размерах стенда 0,62×0,50×0,05 м с учетом геометрического масштаба моделирования (lм / lн = 1 / 50) рассматривалась часть горного массива с размерами 0,50×0,44×0,025 м, что соответствовало участку горного массива 25,0×22,0×1,25 м. Измерение нагрузок на основную крепь в модели осуществлялось с помощью 22 датчиков трения конструкции Н. И. Зори [14], которые располагались в почве пласта на расстоянии 0,03 м ниже выработки. Датчики были изготовлены из полосок металлической ленты шириной 0,01 м, расположенной между двумя отрезками стекла с размерами 0,05´0,015 м. Отрезки стекла со вставленным между ними металлическим полотном соединялись между собой двумя витками изоляционной ленты. На концах металлического полотна датчика имелись отверстия, в которые были вставлены металлические кольца из тонкой стальной проволоки диаметром 0,001 м, при помощи которых датчик соединялся с динамометром. Длина полотна каждого датчика составляла 0,12 м. Для фиксации датчика в модели по его концам располагались двусторонние упоры, закрепленные на внешних сторонах стекол изоляционной лентой. Датчики по длине модели располагались в один ряд с размещением их под стойками основной крепи выработки. Для выполнения замеров давления в моделях применялись динамометры в виде пружинных весов (типа «Кантор»), которые обычно используются в практике эквивалентного моделирования [11–13]. Для удобства выполнения замеров на этих весах была снято верхнее стекло и добавлена нижняя стрелка-указатель, располагающаяся под рабочей стрелкой весов. При взвешивании стрелка-указатель перемещалась стрелкой динамометра на

220

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

максимальное значение и оставалась на месте после Тзав прекращения замера и возвращения на нулевую позиDг цию основной стрелки. d0 На рис. 6 приведена Тзав схема резьбового соединеFв ния для определения величины давления, создаваемоТр го рабочими винтами в Рис. 6. Схема к определению момента структурной модели (рис. 3). затяжки резьбового соединения Крутящий момент на ключе идет на преодоление момента, создаваемого силой трения торца гайки о неподвижную опорную поверхность стягиваемых деталей и момента сопротивления в резьбе и определяется из выражения: Dг

М КЛ = М R + М Т ,

(1)

M Т = FZAT × fT × RTR ,

(2)

где FZAT – усилие затяжки, Н; fT – коэффициент трения по торцу; RTR – приведенный радиус трения, значение которого зависит от формы торца, м. Для плоского кольцевого торца приведенный радиус трения можно найти как: 1 ( D03 - d 03 ) , RТР = 3 ( D02 - d 02 )

(3)

где d0 – диаметр сверления под болт, м; D – диаметр опорной поверхности гайки, головки болта (винта), который можно принимать равным размеру «под ключ», м;

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

221

Момент сопротивления в резьбе можно найти как:

M R = FZAT × 0,5d 2 × tg (b + r ) ,

(4)

где d2 – средний диаметр резьбы, м, который определяется из выражения: 3 d2 = d - H , (5) 4 H – вспомогательный параметр для расчета геометрии резьбы, м. æp ö H = P × sinç ÷ , (6) 3 è ø где P – шаг резьбы, м; b – угол подъема винтовой линии, град. æ P ö ÷÷ , β = arctg çç è π × d2 ø

(7)

r – угол трения резьбовой пары, град.

r = arctg( f R ),

(8)

где fR – коэффициент трения сопрягаемых деталей. Подставляя в выражение (1) выражения (2) и (4) окончательно получим:

M KL = FZAT [0,5d 2 × tg( b + r ) + fT × RTR ].

(9)

Используя выражение (9) можно рассчитать усилие затяжки по заранее известному моменту затяжки или наоборот. Таким образом, давления в модели, которое осуществляется на эквивалентный материал двумя рабочими винтами через прижимную планку, можно определить как усилие затяжки винтов. После преобразования выражения (9) с учетом (2–8) получим:

Fзат = 208,13 × N винт × В × П круч ,

(11)

где Пкруч – усилие, прикладываемое к рабочим винтам при их закручивании пружинным динамометром;

222

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

В – плечо рычага рабочего винта, В = 0,12 м; Nвинт – количество вертикальных рабочих винтов Nвинт = 2.

Fзат = 50 × Пкруч , Н,

(12)

Давления на крепь подготовительной выработки о определялось с помощью датчиков трения из выражения [17]:

F = k ×P, Н

(13)

где F – сила протягивания полотна датчика между стеклами, Н, для преодоления сопротивления трению; Р – нормальное усилие на датчик; Н; k – коэффициент трения скольжения, принимался k= 0,25. Перед началом испытания модели с помощью динамометра измерялась сила сопротивления трению для каждого датчика. Давление на каждый датчик в массиве определялось как:

P = F (k × S датч ) , кПа,

(14)

где S – площадь датчика трения, м2. При выполнении замеров с помощью динамометра измерялась сила сопротивления трению для каждого датчика и по формуле (14) определялось давление на каждый датчик в местах их заложения и на каждом этапе приложения нагрузки в модели. Каждый замер давления представлял собой среднее значение из шести продергиваний динамометром металлического полотна датчика – по три раза с каждой стороны модели. Согласно выражению (14) осуществлялся поэтапный режим приложения нагрузки на три структурные модели (табл. 1). Таблица 1 Значения величины давления в структурных моделях Поэтапное повышение давления в модели, кПа

Название показателей Р 0

Р1

Модель №1 Модель №2 Модель №3

50 100 150 200 250 300 350 400 – – – – 50 100 150 200 250 300 350 400 450 500 – – 50 100 150 200 250 300 350 400 450 500 550 600

10 10 10

Р2

Р3

Р4

Р5

Р6

Р7

Р8

Р9 Р10 Р11 Р12

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

223

За время моделирования всего было отработано три структурных модели из дискретных материалов. Во всех моделях рассматривалась выемочная выработка, условия расположения которой соответствовали условиям залегания конвейерного штрека 2-й западной лавы пласта h10 «Ливенский» шахты им. М. И. Калинина (рис. 1). Перед отработкой всех трех моделей производилось начальное нагружение массива модели для создания в нем первоначального напряженного состояния. Для этого оба верхних рабочих винта поворачивались одновременно на один оборот с помощью пружинных динамометров до появления первых признаков смещений эквивалентного материала в модели. После перерасчета усилий затяжки модели рабочими винтами согласно выражения (14) и данных табл. 1 принято, что величина первоначального давления в модели составляла Р0 = 10 кПа Во всех моделях, давление изменялось от 50 до 600 кПа. На рис. 7 представлены фотографии, иллюстрирующие режим нагружения (начальный – а, конечный – б) структурной модели № 1 без применения крепи усиления.

а)

б)

Рис. 7. Общий вид модели №1 на начальном (а) и конечном (б) этапах нагружения для средней части выработки (репер №6)

В структурной модели № 2 (рис. 8) комплекты основной крепи были взаимоувязаны по длине выработки продольнобалочной крепью усиления. В модели № 3 комбинированная крепь усиления состояла из продольно-балочной крепи усиления и одного ряда химических

224

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

анкеров длиной по 3,0 м (рис. 9), устанавливаемых с шагом 1,6 м и наклоном 20° от вертикали в сторону подвигания лавы.

а)

б)

Рис. 8. Общий вид моделей на начальном (а) и конечном (б) этапах нагружения для средней части выработки (репер №6)

а)

б)

Рис. 9. Общий вид модели № 3 на начальном и конечном этапах нагружения для средней части выработки (репер №6)

Анкеры закреплялись между породными отдельностями кровли (деревянными цилиндрами) с помощью клея ПВА На рис. 10 приведены совмещенные графики зависимости средних вертикальных смещений комплектов основной крепи выработки в средней части выработки (репер № 6) в зависимости от давления в моделях № 1, 2 и 3.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

225

Анализ полученных результатов показывает, что в зоне влияния очистных работ при традиционной разобщенной схеме работы комплектов арочной крепи по длине конвейерного штрека каждый комплект крепи из-за перекосов, заклиниваний и разрыва замков крепи переходит в жесткий режим работы. При этом запредельные деформации разрушающегося комплекта крепи сопровождаются интенсивными смещениями пород кровли, почвы и боков в полость выработки. Из графика 1 рис. 10 видно, что при шахтной технологии поддержания выработки при начальном давлении (200 кПа) смещения пород кровли составили 0,013 м, а при давлении 400 кПа величина смещений составила 0,023 м. При максимальном давлении 420 кПа, при котором основная крепь исчерпала свою податливость и перешла в жесткий режим работы, величина вертикальных смещений достигла 0,025 м. Условная жесткость крепи при начальном нагружении составила 15385 кПа/м, а при макимальной нагрузке – 18260 кПа/м или возросла в 1,19 раза. 0,03

Смещения кровли, м

0,025

0,02

Без крепи усиления

0,015

Балка ПБКУ

0,01

Балка с анкером

0,005

100

200

300

400

500

600

700

Давление в модели, кПа Рис. 10. Графики зависимостей смещений от давления в моделях №1, 2 и 3

226

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

При использовании продольно-балочной крепи усиления, обеспечивающей жесткую связь комплектов основной крепи в продольно-поперечном направлении выработки, при давлении в модели 200 кПа вертикальные смещения составили 0,0055 м (в 2,4 раза ниже, чем при обычной технологии поддржения). При давлении 400 кПа величина смещения составили 0,013 м (ниже в 1,77 раза), а при максимальном давлении 520 кПа смещения были равны 0,02 м (ниже в 1,25 раза). При этом жесткость конструкции «основная крепь – продольная балка» при начальном нагружении составила 36363 кПа/м, при нагрузке 400 кПа – 30769 кПа/м, а при макимальном давлении – 26000 кПа/м или возросла в 1,42 раза по сравнению с первой моделью. Применение комбинированной продольно-балочно-анкерной крепи усиления позволило повысить эффективность работы комплектов основной крепи и обеспечить снижение величины вертикальных смещений пород кровли. При давлении 200 кПа смещения составили 0,0015 м (в 8,7 раза ниже, чем при обычной технологии поддржения). При давлении 400 кПа смещения составили 0,0105 м (ниже в 2,19 раза), а максимальное смещение кровли равное 0,018 м (ниже в 1,4 раза) было достигнуто при давлении 610 кПа. При этом жесткость конструкции «основная крепь – продольная балка» при начальном нагружении составила 133333 кПа/м, при нагрузк 400 кПа жесткость была равна 38095 кПа/м, а при макимальной нагрузке – 33889 кПа/м или возросла в 1,86 раза по сравнению с первой моделью. Выводы. Таким образом, из представленных результатов моделирования видно, что продольно-балочная крепь усиления без применения и при использовании сталеполимерных анкеров обеспечивает снижение вертикальных смещений пород кровли в 1,77 и 1,25 раза и в 2,1 и 1,4 раза по сравнению с шахтной технологией поддержания выработки соответсвенно при давлении 400 кПа и при максимально достигнутом давлении в моделях. Это позволяет сделать вывод о том, что продольно-балочная крепь усиления обеспечивает торможение деформационных процессов в зоне неупругих деформаций породных отдельностей непосредственной кровли и способствует перераспределению по-

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

227

вышенной и неравномерной нагрузки между комплектами крепи по длине выработки. Предлагаемый способ обеспечения устойчивости подготовительной выработки отличаются простотой конструкции, незначительными затратами на его реализацию и отсутствием загромождения поперечного сечения выработки на участке ее сопряжения с лавой. Полученные результаты подтверждают эффективность применения продольно-балочной крепи усиления для обеспечения устойчивости интенсивно деформирующихся конвейерных штреков, что предоставляет возможность дальнейшего совершенствования данного способа путем уточнения его параметров для конкретных условий применения. Библиографический список 1. Заславский, Ю. З. Исследование проявлений горного давления в капитальных выработках глубоких шахт Донецкого бассейна [Текст] / Ю. З. Заславский – М. : Недра, 1966. – 180 с. 2. Заславский, И. Ю. Повышение устойчивости подготовительных выработок угольных шахт [Текст] / И. Ю. Заславский, В. Ф. Компанец, А. Г. Файвишенко, В. М. Клещенков. – М. : Недра, 1991. – 235 с. 3. Литвинский, Г. Г. Стальные рамные крепи горных выработок [Текст] / Г. Г. Литвинский, Г. И. Гайко, М. И. Кулдыркаев. – К. : Техника, 1999. – 216 с. 4. Бабиюк, Г. В. Управление надежностью горных выработок: монография [Текст] / Г. В. Бабиюк. – Донецк: «Світ книги», 2012. – 420 с. 5. Черняк, И. Л. Повышение устойчивости подготовительных выработок [Текст] / И. Л. Черняк. – М. : Недра, 1993. – 256 с. 6. Черняк, И. Л. Управление состоянием массива горных пород [Текст] / И. Л. Черняк, С. А. Ярунин. – М. : Недра, 1995. – 395 с. 7. Якоби, О. Практика управления горным давлением [Текст] / О. Якоби. – М. : Недра, 1987. – 566 с. 8. Соловьев, Г. И. О результатах опытно-промышленной проверки эффективности способа продольно-жесткого усиления арочной крепи выемочных выработок глубоких шахт [Текст] / Г. И. Соловьев // Геотехнічна механіка: Міжвід. збірн. наук. праць. ІГТМ ім. М.С.Полякова НАН України. – Дніпропетровськ, 2005. – Вип. 61. – С. 274–284. 9. Соловьев, Г. И. Определение параметров силового взаимодействия арочной крепи и жесткой продольной балки [Текст] / Г. И. Соловьев // Вісті Донецького гірничого інституту. – Донецк, 2005. – №2. – C. 90–100.

228

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

10. Соловьев, Г. И. Особенности физической модели самоорганизации боковых пород на контуре выемочной выработки при продольножестком усилении арочной крепи [Текст] / Г. И. Соловьев // Науковий вісник НГУ. – Дніпропетровськ, 2006. – №1. – С. 11–18. 11. Соловьев, Г. И. Лабораторные исследования особенностей механизма проявления горного давления на контуре выемочных выработок глубоких шахт [Текст] / Г. И. Соловьёв, А. Л. Касьяненко [и др.] // Наукові праці ДонНТУ. Серія: «Гірничо-геологічна» – Донецьк: ДВНЗ «ДонНТУ», 2010. – вип. 11(161) – С. 100–107. 12. Кузнецов, Г. Н. Моделирование проявлений горного давления [Текст] / Г. Н. Кузнецов, М. Н. Будько, Ю. И. Васильев, М. Ф. Шклярский, Г. Г. Юревич. – Л. : Недра, 1968. – 280 с. 13. Глушихин, Ф. П. Моделирование в геомеханике [Текст] / Ф. П. Глушихин, Г. Н. Кузнецов, М. Ф. Шклярский и др. – М.: Недра, 1991. – 240 с. 14. Зоря, Н. М. Датчики давлений [Текст] / Н. М. Зоря, В. П. Стукальский. // Разработка месторождений полезных ископаемых. – М.: Недра, 1967. – №11. – С. 22–24.

Gnidash M. E., Panin F. V., Solovyev G. I. (SEI HPE «Donetsk national technical university», DPR) LABORATORY STUDIES OF THE EFFICIENCY USE OF A LONGBALTIC STRENGTH ENHANCEMENT IN A CONVEYOR ROADWAY The results of laboratory studies on structural models on the effectiveness of the use of rigid longitudinal connection of sets of main lining of the conveyor roadway to ensure its stability are presented. It has been established that longitudinal girder reinforcement without use and in combination with anchor lining provides a reduction in vertical displacements of roof rocks of the conveyor roadway, respectively, 1.25-1.66 and 1.92-2.38 times compared to regular technology. Keywords: laboratory studies, structural model, longitudinal beam, strengthening support, arch support, anchor, roof rock displacements, spring dynamometer, friction sensor, mark.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

229

УДК 622.831.31:622.833.52 ОПРЕДЕЛЕНИЕ ПАРАМЕТРОВ ПРОДОЛЬНОБАЛОЧНОЙ КРЕПИ УСИЛЕНИЯ ЭКСПЕРИМЕНТАЛЬНОАНАЛИТИЧЕСКИМ МЕТОДОМ Панин Ф. В., студент гр. РПМ-14, Бабак А. А., студент гр. РПМск-16, Соловьев Г. И., канд. техн. наук, доцент, науч. рук., Саулин В. К., ст. преп. (ГОУВПО «ДОННТУ» г. Донецк, ДНР) Представлены результаты аналитических исследований по определению параметров продольно-балочной крепи усиления с использованием метода начальных параметров. Установлено, что применение жесткой продольной связи комплектов основной крепи позволяет за счет жесткости балки перераспределить повышенную нагрузку с одного перегруженного комплекта крепи между шестью соседними комплектами. Ключевые слова: крепь усиления, продольная балка, подготовительная выработка, смещения пород кровли и почвы, метод начальных параметров, изгибающий момент, эпюра

Актуальность работы. Одним из весьма затратных звеньев в технологической схеме угольной шахты является обеспечение устойчивости подготовительных выработок, поддерживаемых в зонах повышенного горного давления. Горная наука в сотрудничестве с инженерно-техническими сотрудниками угольных шахт предложила и проверила в практических условиях большое количество технологических решений, направленных на совершенствование способов и средств поддержания и охраны подготовительных выработок. Одним из таких решений является применение крепей усиления, которые устанавливаются на локальных участках поддерживаемых выработок и позволяют снизить повышенную нагрузку на интенсивно деформирующуюся основную крепь выработок. В настоящее время для усиления основной крепи поддерживаемых в зоне влияния очистных работ подготовительных выра-

230

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

боток используются различные виды крепей усиления, которые условно можно разделить на три группы [1–7 ]. Первую группу представляют индивидуальные деревянные или металлические стойки, устанавливаемые под верхняк каждой рамы крепи, а по почве на отрезок деревянной шпалы на расстоянии 50–60 м перед лавой и извлекаемые для повторного использования на расстоянии 50 м вслед за лавой. Ко второй группе относятся инвентарные крепи многоразового использования, например, гидравлические стойки или составные стойки трения из отрезков СВП, устанавливаемые под одиночные или спаренные прогоны под верхняки основной крепи на сопряжении выработки с лавой. В третью группу входят механизированные крепи сопряжений. При использовании вышеперечисленных крепей усиления (особенно крепей третьей группы) их установка приводит к загромождению выработки и создает существенные помехи при выполнении транспортных операций и ремонте выработок. Для устранения перечисленных недостатков сотрудники кафедры РПМ ГОУ ВПО «ДонНТУ» предложена продольнобалочную крепь усиления, которая представляет собой одну или две продольные балки из отрезков спецпрофлия СВП27 (СВП-33) длиной по 4,5 м, которые соединяются между собой внахлест на 0,5 м двумя стандартными хомутами и подвешиваются к каждому верхняку основной крепи выработки на крючьях с планками, болтами и гайками [8–11]. Опыт применения данной крепи усиления на ряде глубоких шахт Донбасса, таких как «Южнодонбасская №3», им. М.И. Калинина, им. А.А. Скочинского, им. Е. Т. Абакумова, «Коммунарская» и «Щегловская-Глубокая» ПАО «Шахтоуправление «Донбасс», показал, что продольно-балочная связь комплектов крепи по длине выработки позволяет снизить величину вертикальных и горизонтальных смещений боковых пород на контуре выемочных выработок соответственно в 2,2–2,5 и в 1,6– 1,8 раза за счет перераспределения повышенной нагрузки между комплектами крепи. Цель работы заключается в определении количества комплектов основной крепи, участвующих в перераспределении повышенной нагрузки по длине выработки, при их связи жесткой продольной балкой.

231

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

Основное содержание работы. Продольно-балочную крепь усиления рассмотрим как многопролетную балку с величиной пролета равной шагу установки крепи [9]. На балку действует распределенная нагрузка на среднем пролете (рис. 1). R0

R7 7

Рис. 1. Схема нагружения многопролетной балки

Определим действующие в балке изгибающие моменты и построим их эпюры при EI = const, li = l, рассматривая поочередно 1, 3, 5 и 7 пролетов. Рассмотрим однопролетную статически определимую балку (рис. 2) под воздействием равномерной нагрузки q. б) М/ql

a) R3

+ 0,125

0 l

Рис. 2. Схема нагружения (а) и эпюра изгибающего момента (б) однопролетной балки

Реакция опор однопролетной балки (рис. 2 а) составит:

ql , 2 а величина изгибающего момента (рис. 2 б) будет равна: R3 = R4 =

(1)

232

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

qx 2 M ( x ) = R3 x . 2

(2)

Максимальный изгибающий момент будет действовать посредине балки и его величина составит:

ql 2 M( x ) = . (3) 2 Далее рассмотрим трехпролетную балку под воздействием равномерной нагрузки q (рис. 3). а)

R3 3

R4 4

l x3

R5 5

x2 x1 б) М/ q l2 0,075 +

0 – 0,05

– 0,05

Рис. 3. Схема нагружения (а) и эпюра изгибающих моментов (б) трехпролетной балки

Такая арка имеет 2 «лишних» опоры, т.е. она дважды статически неопределима. Для раскрытия статической неопределенности используем метод начальных параметров [10, 11]. Принимая начало координат в левом конце балки, учтем симметрию ее нагружения, т.е. R2 = R5 , R3 = R4 (и в дальнейшем M2 = M5 , M3 = M4). Уравнение прогибов трехпролетной балки имеет вид [1]:

233

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

x3 ( x - 1 )3 EIy( x ) = EIy0 + EIa 0 + R2 + R3 6 6 q ( x - 2l )3 4 4 - [( x - l ) - ( x - 2l ) ] + R3 24 6

(4)

На опорах прогибы равны нулю. Для определения начальных параметров и реакций опор имеем следующие начальные условия:

x = 0; y = 0; l3 x = l ; y( l ) = 0; т.е. EIa 0l + R2 = 0; 6 (5) ( 2l )3 l 3 ql 4 x = 2l ; y = ( 2l ) = 0; т.е. EIa 0 2l + R2 + R3 = 0; 6 6 24 ql å y = 0; т.е. ( учитывая симметрию) R2 + R3 = 2 Решая совместно уравнения (5) находим, что:

ql 3 EI a 0 = ; 120 ql R 2 = R5 = = - 0 ,05 ql ; 20 11 R3 = R4 = ql = 0 ,55 ql 20

(6)

Эпюра (симметричная) изгибающих моментов показана на рис. 3 б. Определим значения изгибающих моментов в трехпролетной балке: M I ( x ) = R2 x = -0,05qlx;

(7)

ì x = 0; M ( x ) = 0; при í 2 î x = l ; M ( x ) = -0 ,05ql ; (что составляет 40 % от M ( x )max = 0 ,125ql 2 в однопролетной балке).

234

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

Максимальный изгибающий момент в трехпролетной балке составляет 60 % от М max однопролетной балки.

qx 2 M ( x ) = R2 x + R3 ( x - l ) = 2 II

(8)

q( x - l ) - 0,05qxl + 0,55ql( x - l ) ; 2 2

ì x = l ; M ( l ) = -0 ,05ql 2 ; ï при í x = 1,5l ; M ( 1,5l )max = 0 ,075ql 2 ; ï 2 î x = 2l ; M ( 2l ) = -0 ,05ql ; Рассмотрим балку с пятью пролетами (рис. 4). а)

R 4

xi l

2 б) M/q l

+ 0,07237 + 0,0132 0

+0,132

– 0,0526

Pис. 4. Схема нагружения (а) и эпюра изгибающих момента (б) пятипролетной балки

Уравнение начальных параметров для прогибов балки запишется в виде:

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

x3 (x - l ) + R (x - 2l ) EIy( x ) = EIy0 + EIa 0 x + R1 + R2 3 6 6 6 3 3 ( ( q x - 3l ) x - 4l ) 4 4 ( x - l ) - (x - 3l ) + R4 + R5 . 24 6 6 3

[

]

235

(9)

Учитывая симметрию нагружения балки и из условий, что при: x = 0 , y = 0; x = l , y(l ) = l ; x = 2l , y (2l ) = 0; x = 3l , y (3l ) = 0; x = 4l , y(4l ) = 0;

å y = 0;

(10)

получим уравнения:

l2 EIa0 + R1 = 0; 6 8 1 2 EIa 0 + R1l 2 + R2l 2 = 0; 6 6 27 2 8 2 1 2 ql 3 3EIa 0 + R1l + R2l + R3l = ; 6 6 6 24 ql R1 + R2 + R3 = 2

(11) (12) (13) (14)

Решая уравнения (11 – 14) получим:

ql 2 EIa 0 = = -0 ,002193ql 2 ; 456 ql R1 = = 0,01316 ql ; 76 6 R2 = - ql = -0 ,07895 ql ; 76 43 R3 = ql = 0 ,5658ql . 76

(15) (16) (17) (18)

Эпюра изгибающих моментов для пятипролетной балки представлена на рис. 4,б.

236

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

Анализируя изменение расчетной величины изгибающих моментов при увеличении числа пролетов в балке от трех до пяти, следует отметить, что над 2-й и 5-й опорами они составляют 10,5 % от максимального значения изгибающего момента в однопролетной балке равного M ( x )max = 0 ,125ql 2 . Рассмотрим семипролетную балку (рис. 5). а)

б) M/q l2

+ 0,0141 0

+ 0,07218

+ 0,0141

– 0,0035

x – 0,0035

– 0,0528 – 0,0528 Рис. 5. Схема нагружения (а) и эпюра изгибающего момента (б) семипролетной балки

Уравнение для определения прогибов семипролетной балки можно записать в виде:

x3 ( x - 1) + R ( x - 2l ) + EIy( x ) = EIy0 + EIa 0 x + R0 + R1 2 6 6 6 (19) 3 3 ( x - 3l ) - q (x - 3l )4 - ( x - 4l )4 + R (x - 4l ) + ... + R3 4 6 24 6 Учитывая симметрию нагружения балки и из условий (20): x = 0, y = 0; x = l , y( l ) = l ; x = 2l , y(2l ) = 0; x = 3l , y(3l ) = 0; (20) x = 4l , y(4l ) = 0; x = 5l , y(5l ) = 0; 3

[

x = 6l , y(6l ) = 0;

]

å y = 0;

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

237

получим уравнения:

l2 EIa 0 + R0 = 0; 6 8 1 2 EIa 0 + R0 l 2 + R1l 2 = 0; 6 6 27 8 1 3EIa 0 + R0 l 2 + R1l 2 + R2 l 2 = 0; 6 6 6 64 27 2 8 1 ql 3 2 2 2 4 EIa 0 + R0 l + R1l + R2 l + R3l = ; 6 6 6 6 24 ql R1 + R2 + R3 + R4 = . 2 Решив систему уравнений (21 – 25), получим:

(21) (22) (23) (24) (25)

EIa 0 = 0 ,0005969ql 3 ;

(26)

R0 = -0 ,00352113ql ;

(27)

R1 = 0 ,0211268 ql ;

(28)

R2 = -

354 ql = -0,084507ql ; 4189

(29)

R3 = 0,566901ql .

(30)

Как видно из полученных значений, изгибающие моменты на опорах 1 и 6 составляют всего лишь 2,8 % от максимального изгибающего момента однопролетной балки равного M ( x )max = 0 ,125ql 2 . Изгибающие моменты на опорах 2 и 5 составляют 11,3 % от M ( x )max . Выводы. Таким образом, для расчета неразрезной многопролетной балки достаточно брать всего 5 пролетов или рассматривать 6 комплектов основной крепи, так как изгибающие моменты над более удаленными от загруженного пролета опорами весьма малы.

238

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

Полученные результаты позволяют произвести оценку напряженного состояния жесткой продольной крепи усиления в виде неразрезной многопролетной балки из шахтного спецпрофиля при равномерно распределенной нагрузке, которая обеспечивает за счет своей жесткости перераспределение повышенной и неравномерной нагрузки между перегруженными и недогруженными комплектами крепи по длине подготовительной выработки. Библиографический список 1. Каретников, В. Н. Крепление капитальных и подготовительных выработок : Справочник [Текст] / В. Н. Каретников, В. Б. Клейменов, А. Г. Нуждихин. – М.: Недра, 1989. – 571 с. 2. Заславский, Ю. З. Исследование проявлений горного давления в капитальных выработках глубоких шахт Донецкого бассейна [Текст] / Ю. З. Заславский – М. : Недра, 1966. – 180 с. 3. Заславский, И. Ю. Повышение устойчивости подготовительных выработок угольных шахт [Текст] / И. Ю. Заславский, В. Ф. Компанец, А. Г. Файвишенко, В. М. Клещенков. – М. : Недра, 1991. – 235 с. 4. Литвинский, Г. Г. Стальные рамные крепи горных выработок [Текст] / Г. Г. Литвинский, Г. И. Гайко, М. И. Кулдыркаев. – К. : Техника, 1999. – 216 с. 5. Черняк, И. Л. Повышение устойчивости подготовительных выработок [Текст] / И. Л. Черняк. – М. : Недра, 1993. – 256 с. 6. Черняк, И. Л. Управление состоянием массива горных пород [Текст] / И. Л. Черняк, С. А. Ярунин. – М. : Недра, 1995. – 395 с. 7. Якоби, О. Практика управления горным давлением [Текст] / О. Якоби. – М. : Недра, 1987. – 566 с. 8. Бондаренко, Ю. В. Изменения деформаций контура кровли выемочной выработки при использовании каркасной крепи усиления [Текст] / Ю. В. Бондаренко, Г. И. Соловьев, В. С. Захаров // Известия Донецкого горного института. – 1999. – №1. – С. 66–70. 9. Бондаренко, Ю. В. Разработка математической модели процесса деформирования контура выработки при использовании каркасной крепи усиления [Текст] / Ю. В. Бондаренко, А. Г. Татьянченко, Г. И. Соловьев, В. С. Захаров // Известия Донецкого горного института. – 1998. – №2. – С. 92–96. 10. Тимошенко, С. П. Теотия упругости [Текст] / С. П. Тимошенко, Дж. Гудьер. – М. : Наука, 1975. – 576 с. 11. Варвак, П. М. Справочник по теории упругости (для инженеров строителей) [Текст] / П. М. Варвак, А. Ф. Рябов. – К. : Будівельник, 1971. – 418 с.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

239

12. Соловьев, Г. И. О результатах опытно-промышленной проверки эффективности способа продольно-жесткого усиления арочной крепи выемочных выработок глубоких шахт [Текст] / Г. И. Соловьев // Геотехнічна механіка: Міжвід. збірн. наук. праць. ІГТМ ім. М. С. Полякова НАН України. – Дніпропетровськ, 2005. – Вип. 61. – С. 274–284. 13. Соловьев, Г. И. Особенности физической модели самоорганизации боковых пород на контуре выемочной выработки при продольножестком усилении арочной крепи [Текст] / Г. И. Соловьев // Науковий вісник НГУ. – Дніпропетровськ, 2006. – №1. – С. 11–18.

Panin F. V, Babak A. A., Solovyev G. I., Saulin V. K. (SEI HPE «Donetsk national technical university», DPR) DETERMINATION OF PARAMETERS BY A LONG-BALTIC STRAPPING STRENGTHENING BY AN EXPERIMENTAL ANALYTICAL METHOD The results of analytical studies to determine the parameters of the longitudinal-beam reinforcement using the method of initial parameters are presented. It has been established that the use of rigid longitudinal connection of sets of main supports allows, due to the rigidity of the beam, to redistribute the increased load from one overloaded set of supports between six adjacent sets. Keywords: reinforcement support, longitudinal beam, preparatory development, roof and floor rock displacements, initial parameters method, bending moment, plot.

240

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

УДК 622.281.24 РАЗВИТИЕ СДВИЖЕНИЯ ПОРОДНОГО МАССИВА В ПРОЦЕССЕ РАЗРАБОТКИ УГОЛЬНОГО ПЛАСТА Лобков Н. И., д-р техн. наук, доц., Лобков А. А., инженер (Республиканский академический научно-исследовательский и проектно-конструкторский институт горной геологии, геомеханики и маркшейдерского дела, г. Донецк, ДНР) Приведены результаты физического моделирования сдвижения пород над выработанным пространством, возникновения разрушающей слой трещины. Изложен алгоритм определения величины предельного пролёта пород кровли. Ключевые слова: горный массив, напряжения, изгиб слоев, обрушение, кровля пласта, разрушение.

В процессе подвигания лавы при выемке угля постоянно растет площадь очистной выработки, начиная с момента отхода лавы от разрезной печи (рис 1). Увеличивающаяся площадь обнажения кровли приводит к изгибу породных слоёв над выработанным пространством. Целью работы является изучение характера сдвижения пород кровли при ведении очистных работ. Метод физического моделирования [1;2] позволяет качественно и количественно устанавливать некоторые параметры сдвижения породного массива кровли пласта Моделирование поведения пород кровли при выемке пласта d4 шахты «Красноармейская-Западная №1» на модели из эквивалентных материалов показало следующее. Слой № 1 (рис. 1,а) при отходе лавы от разрезной печи не более чем на 10 м (lрп ≤ 10 м) зависает над выработанным пространством без заметных смещений. Дальнейшее подвигание лавы ведет к упругому деформированию слоя № 1. Слой № 2 при этом зависает без заметных смещений (рис. 1,б). Линии АБ и ВГ, соединяющие точки изгиба слоя №1, наклонены к горизонталь-

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

241

ной линии под углом 45°. При достижении предельного пролета слоя № 1 (lпр) перед обрушением отмечается максимальная величина его изгиба. Слой № 2 обнажился по линии БВ и завис над слоем № 1. Малейшее дальнейшее подвигание забоя привело к обрушению слоя № 1 вместе со слоем № 2 (рис. 1,в). Слой № 3 завис над слоями № 2 и № 1. Углы наклона линии обрушения к горизонтали составили ψ = 78°. Слои № 4, № 5, № 6 практически не сдвигались. а)

б)

в)

Рис. 1. Развитие длины выработанного пространства при подвигании лавы: а – до 10 м от разрезной печи; б – на величину предельного пролета слоя №1; в – на величину первичной посадки слоя №1; 1…8 – номера породных слоев

242

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

Таким образом, формирование области сдвижения пород в кровле пласта производится последовательным послойным изгибом породных слоев в пределах упругости с последующим последовательным послойным обрушением. Особенностью обрушения слоев является формирования групп слоев, в которых нижний слой, имеющий больший предельный пролет является несущим, а верхний или несколько верхних с меньшими предельными пролетами изгибаются и обрушаются вместе с несущим слоем. Такие слои с меньшими предельными пролетами являются пригрузкой несущему слою и способствуют уменьшению шага посадки. Для прогнозирования числа породных слоев, приходящих в сдвижение над выработанным пространством в процессе выемки угля, кроме углов наклона линий изгиба (φ) и обрушения (ψ) слоев над выработанным пространством, необходимо знать их предельные пролеты. Поскольку предельный пролет слоя это пролет перед обрушением, рассмотрим его обрушение как средней части тонкой плиты жестко защемленной с двух, трех и четырех сторон [3]. Среднюю часть плиты можно представить в виде единичной балки-полоски жестко защемленной с двух сторон. Распределение горизонтальных напряжение в месте заделки балки приведено на рисунке 2.

Рис. 2. Схема распределения напряжений в заделке слоя при его изгибе

Породный слой № 1 изгибаясь, формирует опорное давление на краевую часть пласта Pопmax . В результате физического моделиро-

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

243

вания установлено, что обрушение породного слоя во время первичной посадки происходит вследствие возникновения трещины на верхней его кромке и распространения ее по всей мощности до нижней кромки. На верхней кромке слоя действуют вертикальные сжимающие напряжения, s вер сж1 , вызванные опорным давлением Pопmax , а также горизонтальные растягивающие s гор р . На нижней кромке слоя действуют горизонтальные сжигор мающие напряжения s сж от изгиба слоя и sвер сж 2 , возникшие в результате действия опорного давления и изгиба слоя. Очевидно, что под действием горизонтальных растягивающих напряжений s гор и при отходе лавы на величину lпр в точке 1 начнет зарожр даться трещина. При пересечении трещиной слоя по всей мощности (достижении точки 2) произойдет обрушение слоя (рис.3). Трещины под действием растягивающих напряжений возникают и на нижней кромке изгибающегося слоя в центральной его части. Но их распространение по всей мощности слоя (до верхней кромки) сдерживается действием горизонтальных сжимающих напряжений. Развитию секущей трещины, из-за которой и происходит обрушение слоя, способствует деформирование Рис. 3. Распространение трещины в слое кровли перед обрушением угольного пласта в зоне восходящего опорного давления. Смятие пласта ведет к расхождению берегов зародившейся трещины, чего не наблюдается у трещин на нижней кромке в середине слоя. По А. Гриффитсу разрушение хрупких материалов начинается тогда, когда растягивающие напряжения на контуре концентраторов напряжений типа трещин, включений менее прочного материала и других микроскопических дефектов, достигают прочности молекулярных связей [4; 5]. Под действием максимальных горизонтальных растягивающих напряжений от верхней кромки слоя начинает развиваться трещина (рис. 4).

244

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

Рис. 4. Модель образования и развития трещины в породном слое: І, ІІ, ІІІ – нарушения в породе различных характеров и форм; а – длина трещины.

С достижением трещиной длины а, максимум растягивающих напряжений смещается вниз на такое же расстояние. При этом увеличивается максимальная величина горизонтальных напряжений. Увеличение действующих горизонтальных напряжений ведет к увеличению скорости развития трещины и ее распространению к нижней кромке слоя. Увеличение растягивающих горизонтальных напряжений с увеличением длины трещины а, обеспечивает ее практически мгновенное распространение от верхней кромки слоя к нижней. Обрушение породного слоя происходит при пересечении его трещиной по всей мощности. Величина горизонтальных напряжений в породном слое может быть определена из изгба балки при ее жестком защемлении с двух сторон на опорах [5].

sr =

qlпр2 2h 2

, МПа,

(1)

где q – распределенная нагрузка на породный слой, Мн/м2; lпр– предельный пролет слоя перед обрушением, м; h – мощность несущего породного слоя, м. Величина распределенной нагрузки, образованной весом группы слоев n

q = å g i hi , Мн/м2, i =1

(2)

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

где

245

å q – суммарная нагрузка группы слоев, Мн/м2;

n – количество слоев в группе. Условие для образования трещины по А. Гриффитсу записывается s=

2 ЕГ , МПа, pl т

(3)

где σ – действующее напряжение, МПа; lт – критическая длина трещины, м; Е – модуль упругости, МПа; Г – поверхностная энергия тела, Дж/м2. Учитывая нарушенность вмещающего массива разрушение породного слоя при изгибе начнется с роста существующей трещины, критическая длина которой определится из выражения:

l кр =

2 ЕGc , м, ps 2р

(4)

где Gc – эффективная поверхностная энергия (ЭПЭ), Дж/м2; σр – предел прочности породы на растяжение, МПа. Из выражений (1) и (4) определим: l 2пр =

2hc gс

2 EGc 2 ,м. pl кр

(5)

ЭПЭ суммарно учитывает все процессы, поглощающие энергию перед фронтом трещины. Поэтому ЭПЭ является наиболее полной характеристикой сопротивляемости горных пород разрушению. Для определения ЭПЭ в условиях ступенчатого подвигания очистного забоя (на ширину исполнительного органа выемочной машины) и увеличения напряжений соответствует метод центробежного разрыва дисков с отверстием по схеме [6]. Выводы 1. При деформировании породного слоя до первичной посадки угол изгиба φ составляет 45°. 2. Деформируемая кровля над выработанным пространством делится на группы слоев, которые состоят из несущего слоя

246

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

и слоев, изгибающихся и обрушающихся вместе с несущим, т.е. слоев пригрузки. 3. В процессе изгиба в несущем слое образовывается трещина на верхней его кромке, распространяющаяся по всей мощности, в результате чего группа слоёв обрушается. 4. Вышележащая группа слоёв изгибаются в пределах упругости без обрушения. 5. Определение разрушающих напряжений, возникающих на берегах трещины, дают возможность определить предельный пролет группы слоёв перед обрушением. Библиографический список 1. Борисов, А. А. Механика горных пород и массивов [Текст] / А. А. Борисов. – М.: Недра, 1980.– 360с. 2. Кузнецов, Г. Н. Моделирование проявлений горного давления [Текст] / Г. Н. Кузнецов. – М.: Недра, 1964. – 420 с. 3. Бубнов, И. Г. Труды по теории пластин [Текст] / И. Г. Бубнов. – М., Государственное изд-во технико-теоретической литературы, 1953. – 423 с. 4. Griffits, A. The theory of rupture. Proceedinq of 1-st International lonq. Appl. Mech., Delft, 1924, p. 55–63. 5. Партон, В. З. Механика разрушения: От теории к практике [Текст] / В. З. Партон.– М.: Наука Гл. ред. физ.–мат. лит., 1990.– 240с. 6. Пат. 39916 Україна, МПК (2009) G 01 N 3/00. Спосіб визначення тріщиностійкості гірських порід / Бачурін Л. Л., Ревва В. М., Кольчик Є. І.; заявник і патентовласник Інститут фізики гірничих процесів НАН України. – № a 2007 01888 ; заявл. 23.02.07 ; опубл. 25.03.2009, Бюл. № 6.

Lobkov N. I., Lobkov A. A. (Republican academic research and project-designer institute of mining geology, geomechanics and mine surveying, Donetsk, DPR) DEVELOPMENT OF THE MOVEMENT OF THE ROCK MASSIF IN THE COAL SEAM EXCAVATION The results of physical modeling of rock displacement over the mined-out space, the occurrence of a destruct rock sheet crack are given. The algorithm for determining the value of the limiting roof distance is described. Keywords: rock massif, tensions, bending rock sheet, rock fall, roof of seam, destruction.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

247

УДК 622.831.312:622.833.52 ВЛИЯНИЕ ПАРАМЕТРОВ БЖБТ НА НАПРЯЖЕННОЕ СОСТОЯНИЕ ПОРОД ВОКРУГ ПОДГОТОВИТЕЛЬНОЙ ВЫРАБОТКИ Коробко О. Н., студент гр. РПМз-15, Самойлов В. Л., канд. техн. наук, проф., Малышева Н. Н., асс., науч. рук., Нефёдов В. Е., асс. (ГОУВПО «ДОННТУ», г. Донецк, ДНР) Malysheva_Natala@mail.ru Выполнен анализ влияния ремонта подготовительных выработок на себестоимость угля. Проанализированы варианты составления модели и обработки результатов при численном моделировании напряженнодеформированного состояния пород вокруг подготовительной выработки. С помощью численного моделирования с использованием программы Ansys установленовлияние параметров (глубины разработки, сечения выработки в проходке, количество рядов тумб БЖБТ и расстояния от выработки до места их возведения) на напряженное состояние пород вокруг подготовительной выработки. С помощью статистической обработки результатов моделирования с использованием программы Statistica получены зависимости, позволяющие определять напряженное состояние пород вокруг подготовительной выработки в зависимости от указанных выше параметров. Ключевые слова: горная выработка, охранное сооружение, напряженное состояние, Ansys, Statistica.

Эффективность работы угольных определяется себестоимостью угля, в которой до 80 % составляют затраты на ремонт, из них 70 % приходитсянаремонтвыработок, из которых 90 % – навыработки, испытывающиевредноевлияниеочистныхработ [1]. Одним из наиболее прогрессивных способов бесцеликовой охраны выработок является их поддержание позади очистных забоев при помощи искусственных ограждений. Эффективность этого способа зависит от параметров искусственного ограждения. Основным направлением, совершенствования искусственных ограждений для большинства горно-геологических условий являет-

248

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

ся повышение их жесткости. Этому требованию отвечают БЖБТ, возводимые за очистным забоем вдоль выработки. В этой связи, изучение влияния на напряженное состояние параметров установки БЖБТ является актуальной научной задачей. Поскольку компьютерное моделирование является одним из эффективных методов изучения сложных систем в тех случаях, когда реальные эксперименты затруднены из-за финансовых или физических препятствий или могут дать непредсказуемый результат, был выбран метод численного моделирования с помощью Ansys [2]. Ansys – универсальная программная система конечно-элементного (МКЭ) анализа [3]. Анализ источников [4–13], посвященных численному моделированию с целью изучения влияния на напряженное состояние пород вокруг подготовительной выработки параметров охранных сооружений, позволил сделать следующие выводы: 1. как правило, участок массива пород определяется конкретными горно-геологическими условиями [4–7, 9–13]; 2. в большинстве случаев для охраны выработки используется одно конкретное сооружение [6, 8–10, 12–13]; 3. обычно, если целью является определение влияния параметров охранного сооружения на напряженно-деформированное состояние пород вокруг подготовительной выработки, в качестве параметров выступают: ширина охранного сооружения [5, 6, 8– 10], его жесткость [5, 8, 10, 13], расстояние от выработки до места его возведения [5, 6, 10]; 4. однако, не смотря на то, что исходными данными для расчета являются упругие свойства вмещающих пород [6] и охранного сооружения [4, 5, 11], они редко указываются в источниках; 5. кроме того, при моделировании всегда используется один из двух приемов: закладка выработанного пространства обрушенными и уплотненными породами [6–9, 13] или обрезка консоли [4, 5, 7, 10–12], которые уменьшают напряжения в массиве и искусственно повышают устойчивость выработки; 6. помимо этого только в половине случаев указывается, в какой постановке рассматривается задача (упругой [9], упругопластической [4, 11–13]), хотя она сильно влияет на результаты;

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

249

7. в большинстве источников используется плоская модель [4, 5, 7, 8, 10, 11, 13], однако использование объемной модели [12] никак не отражается на анализе результатов, т.е. напряженно-деформированное состояние массива определяется только по передней грани модели; 8. как известно задачу можно решить двумя способами. Первый способ – подобрать упругие свойства вмещающих пород и охранного сооружения таким образом, чтобы смещения пород в выработку соответствовали измеренным на шахте смещениям, тогда полученные смещения можно использовать в качестве критерия оценки устойчивости выработки. Второй – сохранить свойства, отказаться от смещений и в качестве критерия использовать размеры областей, в которых напряжения превысили допустимый уровень. Не смотря на то, что в большинстве случаев применяется второй способ [4, 7, 8, 10–13], его не всегда сводят к размерам зоны неупругих деформаций [7, 10–13], а останавливаются на поиске значения максимума растягивающих (сжимающих) напряжений и его положения в массиве [4, 8]. Приведенный анализ позволит избежать неточностей, допущенных при составлении модели и обработке результатов. В данной работе была решена нелинейная стационарная пространственная задача механики деформируемого твёрдого тела. Для решения поставленной задачи была создана модель, которая представляла собой участок массива горных пород размерами 60м×38м×10м, горно-геологические условия которого (мощности слоёв пород m, м, их прочность на сжатие s сж , МПа и растяжение s р , МПа, угол внутреннего трения φ,°, модуль упругости E × 103 , МПа, коэффициент Пуассона µ, сцепление С, МПа, удельный вес γ, т/м3 [14,15]) соответствовали условиям ш. им. Калинина (таблица 1). Внутри массива была расположена выемочная выработка, примыкающая к выработанному пространству лавы. В выработанном пространстве лавы для охраны выработки возводили тумбы БЖБТ и двойную органную крепь [16–20] (таблица 2, рисунок 1). Модель была разбита объёмными элементами без промежуточных узлов на гранях Solid45. Затем – закреплена от перемещений по нижней и боковым граням. Вес пород и охранных сооружений внутри модели учитывался с помощью объёмной нагрузки в виде

250

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

поля гравитационных сил, вес оставшихся до поверхности пород – с помощью равномерно распределённой нагрузки, прикладываемой на верхнюю грань модели. Таблица 1 Упругие свойства вмещающих пород №

s , s р , Е ×103 , Наименование m , м сж породы МПа МПа МПа 12,86 125 37,55

Песчаник Песчаноглинистый сланец Уголь Глинистый сланец Глинистый сланец Глинистый сланец Глинистый сланец Песчаноглинистый сланец Песчаник

Песчаник

1,92 101,3 21,7

1 2 3 4 5 6 7 8

т м

С, МПа

φ,°

3,12

0,141 2,56 34,25 32,55

0,7

69,5

2,78

0,235 2,63 16,14 40,16

1,31

9,5

0,95

0,42

0,08

1,36

9,9

0,54

7,35

1,03

0,277 2,66

5,25

1,34

8,92

2,512 0,163 2,66 10,97 45,76

4,29

64,5

9,69

2,911 0,133 2,66

12,5 47,63

5,52

64,1

9,75

2,896 0,134 2,66

12,5 47,39

3,75

57,6

2,447 0,253 2,65

14,7 35,93

6,17

90,2 21,89 2,354 0,183 2,69 22,22 37,55 2,636 0,167 2,62 23,44 40,33 Таблица 2

Упругие свойства охранных сооружений № 1 2 3 4 5 6 7

Наименование охранного сооружения БЖБТ 1 ряд БЖБТ 1,5 ряда БЖБТ 2 ряда БЖБТ 2,5 ряда БЖБТ 3 ряда БЖБТ Органная крепь

Е, МПа

γ, кг/м3

2994,677 2228,720 2926,097 2454,080 2902,115 1262,5

0,3 0,3 0,3 0,3 0,3 0,3

518,33 388,75 518,33 431,94 518,33 250,16

Рис. 1. Сжимающие напряжения σсж, Па: nряд = 1,5 ряда; l = 2,25 м; Н = 522 м; Sпр = 20,4 м2

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

251

252

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

Варьируемыми параметрами в модели были:

1. количество рядов тумб БЖБТ nряд = 1 ряд; 1,5 ряда; 2 ряда; 2,5 ряда; 3 ряда; 2. расстояние от выработки до места возведения тумб l = 0 м; 0,75 м; 1,5 м; 2,25 м; 3 м: кроме того 3. глубина разработки H = 21¸ 770 м (для получения необходимого количества точек, а не с целью разработки угля в наносах); 4. сечение выработки в проходке S пр = 12,7 м2; 15,1 м2; 18,3 м2; 20,4 м2; 23,67 м2. В качестве отклика моделируемой физической системы на изменения её параметров были выбраны главные максимальные max напряжения, возникшие в результате сжатия ( s сж ) и растяжения ( s max p ) и их положение в модели. Кроме того были определены элементы, в которых главные напряжения превысили предел прочности на сжатие ( s сж ), на растяжение ( s р ). Используя теорию прочности Мора s пр £ [s] [21], где s пр – предел прочности на сжатие(растяжение), [s] – максимальные напряжения от сжатия(растяжения), было сделано предположение о том, что в данных элементах модель претерпевает разрушение. Был вычислен объем разрушенных элементов V, м3. Чем больше объем разрушенных элементов V, м3, тем больше перемещения пород на контуре выработки и тем больше давление на ее крепь, тем больше деформация крепи и больше затраты на поддержание выработки. Благодаря планированию эксперимента по методу латинского куба количество экспериментов удалось сократить с 45=1024 до 10 [22, 23]. Для того чтобы сократить количество формул, которое необходимо создать для описания напряжённого состояния пород вокруг подготовительной выработки, был использован критерий. Согласно ему те изменения считаются значительными, которые превысили барьер в 20 % от рассматриваемой величины. Значительные изменения произошли в пласте и породах кровли.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

253

Для того, чтобы определить вид зависимостей объёма разрушенных элементов Vсж , м3 максимального сжимающего наmax пряжения s сж , Па в пласте и породах кровли от варьируемых параметров Н, Sпр, nряд, l, а также степень влияния каждого из них на зависимую переменную, был использован множественный регрессионный нелинейный анализ [24–28]. Для обработки полученных результатов был использован программный пакет для статистического анализа Statistica [29]. В результате анализа был получен порядок расположения независимых переменных по степени их влияния на зависимую переменную (таблица 3 и 4). В таблицах представлены значения только значимых параметров, т.е. те у которых доля объяснённой 2 дисперсии превысила 5 % барьер (Radj > 5% ). Как видно из таблиц 3 и 4, только глубина разработки Н, м оказывает значительное влияние на напряжённое состояние пород вокруг подготовительной выработки.

Таблица 3 2

Доли объяснённой дисперсии Radj , % для пласта Зависимая переменная Vсж , м3 max s сж , Па

l, м

nряд, шт.

Sпр, м2

Н, м

–

0,94

–

0,98 Таблица 4

2 adj ,

Доли объяснённой дисперсии R Зависимая переменная Vсж , м3 max s сж , Па

% для кровли

l, м

nряд, шт.

Sпр, м2

Н, м

–

0,98

–

0,96

Полученный вид зависимостей был основан на мультипликативной модели временных рядов, каждый множитель которой представлял собой параболическую зависимость. В зависимости вошли только значимые параметры (таблица 5).

254

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

Таблица 5 Формулы для расчёта Зависимая переменная

пласт

кровля

Vсж , м

0,0007 × H 2 + 0 ,5 × H - 38,84

0 ,0003 × H 2 - 0 ,0321 × H - 0 ,2083

Па

54 × H 2 - 111601 × H + + 2581991

62 × H 2 - 137762 × H + + 3045771

max сж ,

Выводы: 1. Существенные изменения (те, что превысили барьер в 20 % от рассматриваемой величины) в напряженном состоянии при изменении параметров модели с БЖБТ были выявлены только в пласте и непосредственной кровле. 2. В данных горно-геологических условиях даже 3 ряда БЖБТ не оказывают существенного влияния на изменение напряжённого состояния пород вокруг подготовительной выработки. 3. Главным влияющим фактором является глубина разработки. 4. Были получены формулы для расчета объёма разрушенных элементов Vсж , м3 и максимального сжимающего напряжеmax ния s сж , Па в пласте и породах кровли. Доля объясненной дисперсии полученных зависимостей находилась в пределах 2 Radj = 94 - 98 %.

Библиографический список 1. Касьяненко, А. Л.Обеспечение устойчивости пород почвы выемочных выработок при наличии в их текстуре прочных слоев. [Текст]: дис. канд. техн. наук: 25.00.22: защищена26.11.2017 / КасьяненкоАндрейЛеонидович. – Донецк, 2017. –238 с. 2. Каплун, А. Б.Ansys в руках инженера: Практическое руководство [Текст] / А. Б. Каплун, Е. М. Морозов, М. А. Олферьева. – М.: Едиториал УРСС, 2003. – 272 с. 3. Образование: [Электронный ресурс]: Метод конечных элементов (русские субтитры). – Режим доступа: https://www.youtube.com/watch?v=Rhja2Es0ceA. – Загл. с экрана.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

255

4. Баймухаметов, С. К. Расчет ползучести горных пород вокруг выработки, поддерживаемой за лавой [Текст] / С. К. Баймухаметов, Е. П. Брагин, Ю. А. Векслер, И. Ф. Шалимов // Академия наук СССР. Ордена Ленина Сибирское отделение. Институт горного дела. Аналитические и численные исследования в механике горных пород. Сборник научных трудов. Ответственный редактор д.ф.–м.н. В. С. Никифоровский.– Новосибирск, 1986. – С. 45–49. 5. Виноградов, В. В. Математическое моделирование поведения вмещающих пород в окрестностях выемочных штреков [Текст] / В. В. Виноградов, А. В. Мухин // Уголь Украины. – 1996. – №5–6. – С. 12–14. 6. Выборнова, С. Н. Влияние параметров способа охраны на состояние пород вокруг выемочных выработок [Текст] / С. Н. Выборнова// В сб. «Научные основы управления состоянием горного массива» (научные сообщения, вып. 235). М., ИГД им. А. А. Скочинского, 1985. – С. 104–109. 7. Горовой, Е. П. Анализ напряженно–деформированного состояния пород вокруг подготовительной выработки, поддерживаемой за очистным забоем [Текст] / Е. П. Горовой, С. Н. Александров, В. П. Сажнев// Проблемы горного давления / Сб. науч. тр. – Донецк: ДонНТУ, 2004. – №11. – С. 118–127. 8. Демин, В. Ф. Исследование напряженно–деформированного состояния горных пород в приконтурной зоне выемочных выработок [Текст] / В. Ф. Демин, В. В. Яворский, С. К. Тутанов, С. Н. Попов, В. С. Попов // Известия вузов (горный журнал). – 2004. – №6. – С. 58–63. 9. Зюков, Ю. Е. Напряженно–деформированное состояние предохранительных целиков в лавах [Текст] / Ю. Е. Зюков// Геотехническая механика: Межвед. сб. науч. тр. / ИГТМ НАН Украины. – Днепропетровск, 2007. –Вып. 73. – С. 171–175. 10. Либерман, Ю. М. Исследование напряженного состояния пород вокруг выемочных выработок методом конечных элементов [Текст] / Ю. М. Либерман, С. Н. Выборнова, А. С. Диманштейн // В сб. «Совершенствование технологии добычи угля подземным способом» (научные сообщения, вып. 213). – М., ИГД им. А. А. Скочинского, 1982. – С. 72–78. 11. Сахно, И. Г. Влияние жесткости охранного сооружения на напряженно–деформированное состояние породного массива вокруг выработок, поддерживаемых за лавой [Текст] / И. Г. Сахно // Геотехническая механика: Межвед. сб. науч. тр. / ИГТМ НАН Украины. – Днепропетровск, 2014. –Вып. 115. – С. 176–187. 12. Сахно, И. Г. Управление напряженно–деформированным состоянием массива горных пород вокруг выработок, поддерживаемых за лавой [Текст] / И. Г. Сахно, Н. Н. Касьян // Геотехническая механика: Межвед. сб. науч. тр. / ИГТМ НАН Украины. – Днепропетровск, 2013. –Вып. 112. – С. 152–162.

256

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

13. Слащев, И. Н. Прогноз устойчивости систем комбинированного поддержания подготовительных выработок в сложных горно– геологических условиях глубоких шахт [Текст] / И. Н. Слащев // Збірникнауковихпраць НГУ. – Д.: Державний вищий навчальний заклад «Національний гірничий університет», 2010. – №35(1). – С. 67–77. 14. Басинский, Ю. М. Охрана капитальных выработок от влияния очистных работ [Текст] / Ю. М. Басинский, В. Ф. Водянов, В. М. Кулешов и др. – К.: Техника, 1983. – 140с. 15. Черняк, И. Л. Исследования физико–механических свойств горных пород глубоких шахт Донбасса [Текст] / И. Л. Черняк, Р. И. Григорьев, Р. А. Фрумкин, В. А. Дорыкин, Зань Фьен Нгуен // Технология добычи угля подземным способом. – 1967. – № 7. – С. 35–39. 16. Продажа плитных материалов Kronospan МДФ ДСП MDF ЛМДФ ЛДСП OSB ОСП ОСБ Кроношпан: [Электронный ресурс]: Технические характеристики плит МДФ MDF, ДСП, ЛДСП, ХДФ HDF, OSB ОСП KronospanRussiaКроношпан Россия. – Режим доступа: http://dsp– mdf.ru/index.php?show_aux_page=7. – Загл. с экрана. 17. Обработка дерева и металла: [Электронный ресурс]: Остаточные деформации, модули упругости и коэффициенты Пуассона. Категория: Производство древесных пластиков. – Режим доступа: http://pereosnastka.ru/articles/ostatochnye–deformatsii–moduli–uprugosti–i– koeffitsienty–puassona. – Загл. с экрана. 18. Mastera Betona: [Электронный ресурс]: Moдуль упpугocти бeтoнa: виды, клaccификaция. Oтчeгo зaвиcит. – Режим доступа: http://masterabetona.ru/betonirovaniye/52–modul–uprugosti–betona. – Загл. с экрана. 19. Телешев, В. И. Производство гидротехнических работ: Часть 1. Общие вопросы строительства. Земляные и бетонные работы. Учебник для вузов [Текст] / В. И. Телешев, Н. И. Ватин, А. Н. Марчук. – М.: Издательство АСВ, 2012. – 488 с. 20. Википедия: [Электронный ресурс]: Коэффициент Пуассона – Википедия. – Режим доступа: https://ru.wikipedia.org/wiki/%D0%9A%D0%BE%D1%8D%D1%84%D1%84 %D0%B8%D1%86%D0%B8%D0%B5%D0%BD%D1%82_%D0%9F%D1%8 3%D0%B0%D1%81%D1%81%D0%BE%D0%BD%D0%B0. – Загл. с экрана. 21. Изучаем сопротивление материалов: [Электронный ресурс]: Теория прочности Мора. – Режим доступа: http://sopromat.in.ua/handbook/teoriya– prochnosti–mora. – Загл. с экрана. 22. Протодьяконов, М. М. Методика рационального планирования экспериментов [Текст] / М. М. Протодьяконов, Р. И. Тедер. – М.: Наука, 1970. – 76 с. 23. Георгий Александров Идеальный совершенный магический квадрат четного порядка: [Электронный ресурс]: Хостинг от uCoz. – Режим

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

257

доступа: http://renuar911.narod.ru/ideal_sov.html. – Загл. с экрана. 24. Жуковская, В. М. Факторный анализ в социально–экономических исследованиях [Текст] / В. М. Жуковская, И. Б. Мучник. – М.: «Статистика», 1976. – 154 с. 25. Ханк, Д. Э. Бизнес–прогнозирование [Текст] / Д. Э. Ханк, Д. У. Уичерн, А. Дж. Райтс; 7-е изд.: Пер. с англ. – М.: Издательский дом «Вильямс», 2003. – 656 с.: ил. –Парал. тит. англ. 26. Электронный учебник по статистике: [Электронный ресурс]: Анализ временных рядов. – Режим доступа: http://www.statsoft.ru/home/textbook/modules/sttimser.html. – Загл. с экрана. 27. Решение задач по статистике: [Электронный ресурс]: Коэффициент корреляции. Средняя ошибка аппроксимации. – Режим доступа: http://univer–nn.ru/ekonometrika/koefficient–korrelyacii–srednyaya–oshibka– approksimacii–koefficient–elastichnosti/. – Загл. с экрана. 28. Рефераты / Экономико–математическое моделирование: [Электронный ресурс]: Прогноз годовой прибыли: http://www.refsru.com/referat– 5439–4.html. – Загл. с экрана. 29. Халафян, А. А. Statistica 6. Статистический анализ данных [Текст] / А. А. Халафян; 3–е изд. Учебник. – М.: ООО «Бином–Пресс», 2007. – 512с.: ил.

Korobko O. N., Samoylov V. L., Malysheva N. N., Nefedov V. E. (SEI HPE «Donetsk national technical university», DPR) INFLUENCE OF PARAMETERS OF PILLAR BEHIND THE LONGWALL FACE ON THE STRESSED STATE OF BREEDS AROUND THE ROADWAY The analysis of the impact of the roadway repair on the cost of coal. The variants of model compilation and processing of results in the numerical modeling of the stress-strain state of rocks around the roadway are analyzed. Using the numerical simulation using the Ansys program,the influence of parameters (mining depth, cross-section of roadway in penetration, number of rows of pillar behind the longwall face stands and distance from roadway to the place of their construction) on the stressed state of rocks around the roadway is established.With the help of statistical processing of simulation results using the Statistica program, dependencies were obtained, which allow determining the stress state of rocks around the roadwaydepending on the above parameters. Keywords: roadway, pillar behind the longwall face, stress state, Ansys, Statistica.

258

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

УДК 622.831.312:622.833.52 ВЛИЯНИЕ ПАРАМЕТРОВ КОМБИНИРОВАННОГО ОХРАННОГО СООРУЖЕНИЯ НА НАПРЯЖЕННОЕ СОСТОЯНИЕ ПОРОД ВОКРУГ ПОДГОТОВИТЕЛЬНОЙ ВЫРАБОТКИ Митин Р. В., студент гр. РПМзс-16, Самойлов В. Л., канд. техн. наук, проф., Малышева Н. Н., асс., науч. рук., Нефёдов В. Е., асс. (ГОУВПО «ДонНТУ», г. Донецк, ДНР) С помощью численного моделирования с использованием программы Ansys установлено влияние параметров (глубины разработки, сечения выработки в проходке, количество рядов тумб БЖБТ, расстояния от выработки до места их возведения, ширины бутовой полосы) на напряженное состояние пород вокруг подготовительной выработки. С помощью статистической обработки результатов моделирования с использованием программы Statistica получены зависимости, позволяющие определять напряженное состояние пород вокруг подготовительной выработки в зависимости от указанных выше параметров. С использованием программы Excel получена минимальная и максимальная разница в напряженном состоянии пород вокруг подготовительной выработки между моделью с БЖБТ и моделью с комбинированным охранным сооружением. Ключевые слова: горная выработка, охранное сооружение, напряженное состояние, Ansys, Statistica.

В предыдущей статье было установлено,что в условиях ш. им. Калинина даже 3 ряда БЖБТ не оказывают существенного влияния на изменение напряжённого состояния пород вокруг подготовительной выработки. Было принято решение использовать вместо БЖБТ комбинированное охранное сооружение [1], у которого в качестве жесткой части были использованы БЖБТ, в качестве податливой – бутовая полоса, выложенная гидравлическим способом (рисунок 1), модуль деформации которой составлял E = 62,5 МПа [2], удельный вес g = 1,695 т м 3 , а ширина изменялась в пределах В = 10 - 20 м.

Рис. 1. Сжимающие напряжения σсж, Па: nряд = 1,5 ряда; l = 1,5 м; Н = 722 м; В=20 м, Sпр = 20,4 м2

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

259

260

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

Упругие свойства вмещающих пород и охранного сооружения, порядок проведения эксперимента, варьируемые параметры и отклик моделируемой физической системы на изменения её параметров представлены в предыдущей статье. Благодаря планированию эксперимента по методу латинского куба количество экспериментов удалось сократить с 55=3125 до 20. Для того чтобы сократить количество формул, которое необходимо создать для описания напряжённого состояния пород вокруг подготовительной выработки, был использован критерий. Согласно ему те изменения считаются значительными, которые превысили барьер в 20 % от рассматриваемой величины. Значительные изменения произошли в пласте и породах кровли. Для того, чтобы определить вид зависимостей объема разрушенных элементов V, м3 и расстояние от выработки до максимума сжимающих напряжений lоп , м со стороны выработанного пространства от варьируемых параметров H , S пр , n ряд , l , B , а также степень влияния каждого из них на зависимую переменную, был использован множественный регрессионный нелинейный анализ с помощью программы Statistica. В результате анализа был получен порядок расположения независимых переменных по степени их влияния на зависимую переменную (таблица 1 и 2). Таблица 1 Доли объясненной дисперсии для зависимой переменной V, м3 2

Доли объясненной дисперсии Radj , % Место

разрушение от сжатия Sпр, nряд, Н, м l, м В, м м2 шт.

разрушение от растяжения Sпр, nряд, Н, м l, м В, м м2 шт.

Кровля 95,194 0,292 0,039 0,034 0,005 45,277 51,267 0,114 0,096 Пласт

0,23 0,016 0,001

–

Как видно из таблицы 1, на разрушение от сжатия в пласте и породах кровли по степени их влияния независимые переменные расположились в следующем порядке: глубина разработки Н, м;

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

261

расстояние от выработки до места возведения тумб l, м; ширина бутовой полосы В, м; сечение выработки в проходке S пр , м2; количество рядов тумб БЖБТ n ряд , шт. На разрушение от растяжения в породах кровли по степени их влияния независимые переменные расположились в следующем порядке: расстояние от выработки до места возведения тумб l, м; глубина разработки Н, м; ширина бутовой полосы В, м; сечение выработки в проходке S пр , м2. Таблица 2 Доли объясненной дисперсии для зависимой переменной lоп , м 2

Место Непосредственная кровля (слой 1) Непосредственная кровля (слой 2)

Доли объясненной дисперсии Radj , %

n ряд , шт

l, м

В, м

Н, м

S пр , м2

92,58

6,16

0,87

0,01

1,89

91,57

6,28

0,11

Как видно из таблицы 2, на расстояние от выработки до максимума сжимающих напряжений lоп , м со стороны выработанного пространства в первом слое непосредственной кровли по степени их влияния независимые переменные расположились в следующем порядке: количество рядов тумб БЖБТ n ряд , шт.; расстояние от выработки до места возведения тумб l, м; ширина бутовой полосы В, м; глубина разработки Н, м. Во втором слое: расстояние от выработки до места возведения тумб l, м; ширина бутовой полосы В, м; количество рядов тумб БЖБТ n ряд , шт.; глубина разработки Н, м. Сечение выработки в проходке S пр , м2 не оказывает влияние на расстояние от выработки до максимума сжимающих напряжений lоп , м со стороны выработанного пространства. Полученный вид зависимостей был основан на мультипликативной модели временных рядов, каждый множитель которой представлял собой параболическую зависимость (таблица 3 и 4). 2 В зависимости вошли только значимые параметры ( Radj > 5 %).

262

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

Таблица 3 Формулы для расчета V, м3 Объем разрушенных элементов V, м3

Место

от сжатия

от растяжения

кровля

пласт

(0,0075 × H

+ 1,7675 × H -

0,0006 × H - 0 ,0621 × H - 2 ,2155

- 262,5779) ´ (0 ,0806 × l 2 -

0,9082 × H - 0 ,0004 × H 2 - 83,3053

- 0 ,2365 × l + 0,1869)

Как видно из таблицы 3 только глубина разработки Н, м и расстояние от выработки до места возведения тумб l, м преодолели 5% барьер. Таблица 4 Формулы для расчета lоп , м Место Непосредственная кровля (слой 1) Непосредственная кровля (слой 2)

Расстояние от выработки до максимума сжимающих напряжений со стороны выработанного пространства lоп , м

(2,2118 - 1,4442 × n + 0,3801× n )´ ´ (1,2204 + 1,1813 × l - 0 ,2111 × l ) (0,0419 + 0,4354 × l - 0,1249 × l )´ ´ (34,5722 - 2 ,5161 × B + 0 ,0543 × B ) 2 ряд

ряд

Как видно из таблицы 3 только количество рядов тумб БЖБТ n ряд , шт.; расстояние от выработки до места возведения тумб l, м и ширина бутовой полосы В, м преодолели 5 % барьер. Сравнение моделей с БЖБТ и с комбинированным охранным сооружением показало, что использование в модели бутовой полосыв сочетании с БЖБТ (см. табл. 7):

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

263

· уменьшает максимальные сжимающие напряжения в непосредственной кровле со стороны выработанного пространства (слой 3); · уменьшает максимальные растягивающие напряжения в основной кровле (слой 2); · уменьшает объем разрушенных от растяжения пород в непосредственной кровле со стороны выработанного пространства (слой 1 и слой 3); · переносит со стороны массива в сторону выработанного пространства максимальные растягивающие напряжения в основной кровле (слой 3 и слой 4) и максимальные сжимающие напряжения в основной почве (слой 1) и в основной кровле (слой 1 и слой 2). Это объясняется тем, что породы непосредственной и основной кровель опираются на более длинное жесткое искусственное сооружение. Используя те же принципы, были получены зависимости для указанных выше откликов (таблица 5, 6). Поскольку положение максимальных сжимающих (растягивающих) напряжений в модели с комбинированным охранным сооружением может быть как со стороны массива, так и со стороны выработанного пространства в зависимости от изменяемых параметров модели, то было решено заменить расстояние от выработки до максимума напряжений на его координату. Так как максимум напряжений в модели это не одна точка, а ряд точек с одинаковым значением, которые располагаются на некотором участке модели, было принято решение выделить минимальную и максимальную координату данного min max участка. Например, xсж , xсж – это минимальная и максимальная координата по оси Х участка, на котором расположен максимум max сжимающих напряжений, а x min – это минимальная и максиp , xp мальная координата по оси Х участка, на котором расположен максимум растягивающих напряжений. Как видно из таблицы 5, не смотря на то, что напряженное состояние пород вокруг подготовительной выработки иногда определяется только глубиной разработки Н, м, доля объясненной дисперсии составляет от средней до высокой.

264

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

Таблица 5 Формулы для модели с БЖБТ формула

2 Radj

основная почва (слой 1)

min xсж = (45,135 - 2 ,098 × S пр + 0 ,056 × S пр2 )´

´ (0 ,995 - 0 ,037 × l + 0 ,0001 × l 2 )´

´ (0 ,911 + 0 ,158 × n ряд - 0 ,041 × n 2ряд )

0,949

max xсж = (44 ,878 - 2 ,067 × S пр + 0 ,055 × S пр2 )´

´ (1,003 - 0 ,037 × l + 0 ,00001 × l 2 )´

´ (0 ,909 + 0 ,151 × n ряд - 0 ,039 × n 2ряд )

0,953

непосредственная кровля (слой 1) max σ сж = 7058366 - 376285 × H - 41 × H 2

0,971

V p = 0 ,0002 × H 2 + 0,055 × H - 5,896

0,819

непосредственная кровля (слой 3)

V p = 0 ,00001 × H 2 + 0 ,055 × H - 4 ,004

0,874

основная кровля (слой 1)

min xсж = (327 ,59 - 0 ,0705 × H - 0 ,0001 × H 2 )´

´ (4 ,403 - 0 ,1843 × S пр + 0 ,0049 × S пр2 )´ ´ (0 ,9771 - 0 ,0449 × l - 0 ,0018 × l 2 )´

0,954

´ (0 ,0280 + 0 ,0027 × n ряд - 0 ,0008 × n 2ряд ) основная кровля (слой 2)

σ max = 13649,0 × H - 6,305 × H 2 - 216404,1 p

0,953

min xсж = (4 ,105 × H - 0 ,0052 × H 2 - 10239,7 )´

´ (78,54 - 3,732 × S пр + 0 ,0995 × S пр2 )´ ´ (0 ,0470 × l - 0,0051 × l 2 - 0,7529)´

´ (7 ,18 × e -5 + 7 ,46e -6 × n ряд - 2 ,49e -6 × n 2ряд )

0,948

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

265

Продолжение табл. 5 формула основная кровля (слой 3)

2 Radj

x min = (6514,3 + 2 ,447 × H - 0 ,0045 × H 2 )´ p ´ (40,39 + 2 ,803 × S пр - 0 ,0734 × S пр2 )´ ´ (6 ,68e -6 × l 2 - 1,20e -5 × l - 0,0014)´

0,834

´ (0 ,0750 - 0 ,0058 × n ряд + 0,0013 × n 2ряд )

x max = (9 ,262 × H - 0 ,0169 × H 2 - 20211,8)´ p ´ (19 ,602 + 0,8042 × S пр - 0,0206 × S пр2 )´

´ (6,16e -7 × n 2ряд - 3,36e -6 × n ряд + 8,34e -5 )

0,834

основная кровля (слой 4)

min p

= (0 ,9793 × H - 0,0034 × H 2 + 9924,4 )´

´ (30,409 + 3,182 × S пр - 0 ,0853 × S пр2 )´ ´ (0 ,0044 × l 2 - 0,0019 × l + 1,283)´

0,871

´ (5,92e -5 - 6 ,68e -6 × n ряд + 1,55e -6 × n 2ряд ) Таблица 6 Формулы для модели с комбинированным охранным сооружением формула основная почва (слой 1)

2 Radj

min xсж = (48,515 - 0 ,785 × S пр + 0 ,018 × S пр2 )´

´ (0,353 - 0 ,087 × l + 0 ,026 × l 2 )´

´ (0 ,168 + 0 ,283 × n ряд - 0 ,053 × n 2ряд )´

0,945

´ (19,896 - 2 ,418 × B + 0 ,079 × B 2 ) max xсж = (49 ,960 - 0,735 × S пр + 0 ,016 × S пр2 )´ ´ (0,334 - 0 ,085 × l + 0 ,026 × l 2 )´

´ (0 ,160 + 0 ,292 × n ряд + 0 ,062 × n 2ряд )´ ´ (19,963 - 2 ,436 × B + 0 ,080 × B 2 )

0,944

266

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

Продолжение табл. 6 2 Radj

формула непосредственная кровля (слой 1)

max s сж = (6491,32 - 523,68 × H + 0,114 × H 2 )´

´ (1,114 × l - 0 ,447 × l 2 - 4 ,945)´

´ (11,502 × B - 0 ,281 × B 2 - 200,61)

0,997

V p = (0 ,001 × H 2 - 0 ,012 × H - 5,562)´ ´ (0 ,004 - 0,005 × l - 0 ,002 × l 2 )´

´ (5,096 × B - 0 ,133 × B 2 - 3,379 )

0,773

непосредственная кровля (слой 3)

V p = (0 ,017 × H 2 + 5,193 × H - 624 ,117 )´ ´ (0 ,0001 - 0,0002 × l + 0 ,0001 × l 2 )´ ´ (0 ,254 × B - 0 ,022 × B 2 + 14 ,548)

0,764

основная кровля (слой 1)

min xсж = (0 ,446 - 0 ,439 × l + 0 ,175 × l 2 )´

´ (1,801 + 0 ,562 × n ряд - 0 ,216 × n 2ряд )´ ´ (0 ,171 × B 2 + 1,821 × B - 21,951)

0,735

основная кровля (слой 2)

s max = (9191,44 - 379,48 × H - 0 ,002 × H 2 )´ p ´ (0 ,679 × l - 0 ,566 × l 2 - 0 ,623)´

´ (1,159 - 1,192 × n ряд - 0 ,135 × n

)´ ´ (0 ,121 × B - 0,247 × B - 22,211) x = (0,188 × l - 0,449 × l + 0,525)´ ´ (2,269 - 0 ,070 × n - 0 ,096 × n )´ ´ (0 ,151 × B + 0 ,922 × B - 14,532) 2 ряд

0,989

min сж

ряд

2 ряд

0,849

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

267

Продолжение табл. 6 2 Radj

формула основная кровля (слой 3)

x min = (19453,6 - 0 ,006 × H 2 + 7 ,725 × H )´ p ´ (23,253 + 0 ,952 × S пр - 0 ,018 × S пр2 )´ ´ (1,49e × l - 3,66e × l + 8,63e -7

-7

´ (0 ,052 × B 2 + 3,83 × B + 13,326 )

)´

0,901

x max = (0 ,152 + 7 ,4e -5 × H - 7 ,04e -8 × H 2 )´ p ´ (0 ,002 × S пр2 - 0 ,109 × S пр - 2 ,598)´ ´ (0 ,289 × l - 0 ,116 × l - 0 ,564)´ 2

0,881

´ (0,165 × B 2 + 6 ,218 × B + 21,631) основная кровля (слой 4)

x min = (1,632 + 0,069 × S пр - 0 ,001 × S пр2 )´ p ´ (0 ,029 × l 2 - 0 ,067 × l + 0 ,287 )´

´ (18,615 + 3,429 × B - 0,026 × B 2 )

0,930

Как видно из таблицы 6, в отличие от модели с БЖБТ в модели с комбинированным охранным сооружением максимальные сжимающие напряжения в первом слое непосредственной кровли и во втором слое основной кровли, а также объем элементов разрушенных от растяжения элементов в первом и третьем слое непосредственной кровли зависят от параметров охранного сооружения. C помощью надстройки Excel «Поиск решения» [3] была определена минимальная и максимальная разницу между указанными выше откликами, а также значения параметров, которые соответствовали этой разнице (таблица 7). Как видно из таблицы 7 максимальное различие по модулю между моделями, как правило, соответствует большей ширине бутовой полосы.

268

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

Таблица 7 Различия между моделью с БЖБТ и с комбинированным охранным сооружением Минимальная разница Максимальная разница основная почва (слой 1)

H = -м

l =3 м n ряд = 3 шт. В = 10,75 м min для комб. охр. соор. xсж = 60 м

H = -м * S пр = 12,7 м2 l = 0,96 м n ряд = 1 шт. В = 15,31 м min для комб. охр. соор. xсж = 8,55 м

для БЖБТ xсж = 22,90 м

для БЖБТ xсж = 27,17 м

разница xсж = -37,10 м

разница xсж = 18,62 м

* 2

S пр = 18,68 м

min

H = -м * 2 S пр = 18,51 м l = 0,59 м n ряд = 3 шт. В = 20 м max для комб. охр. соор. xсж = 60 м

H = -м * S пр = 23,67 м2 l = 0,92 м n ряд = 1 шт. В = 15,30 м max для комб. охр. соор. xсж = 7,84 м

для БЖБТ xсж = 25,24 м

для БЖБТ xсж = 26,63 м

max

разница xсж = -34,76 м разница xсж = 18,79 м непосредственная кровля (слой 1) max

max

H = 770 м 2 S пр = - м * l = 1,25 м n ряд = - шт. * В = 20 м max комб. охр.соор. s сж = -1,16e8 Па max для БЖБТ s сж = -3,07e8 Па

H = 21 м 2 S пр = - м * l =3 м n ряд = - шт * В = 10 м max комб. охр.соор. s сж = -2 ,85e 6 Па max для БЖБТ s сж = -8,62e 5 Па

max разница s сж = -1,91e8 Па

max разница s сж = 1,99e 6 Па

H = 675,7 м 2 S пр = - м *

H = 108,6 м 2 S пр = - м *

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

269

Продолжение табл. 7 Минимальная разница

Максимальная разница

l = 1,44 м n ряд = - шт. * В = 20 м

l = 1,44 м n ряд = - шт * В = 10 м

для комб. охр. соор. V p = 4,2 %

для комб. охр. соор. V p = 0 %

для БЖБТ V p = 100 %

для БЖБТ V p = 1,88 %

разница V p = 95,8 % разница V p = 1,88 % непосредственная кровля (слой 3)

H = 92,2 м 2 S пр = - м *

H = 770 м 2 S пр = - м *

l = 1,11 м n ряд = - шт. *

l =3 м n ряд = - шт * В = 10 м для комб. охр. соор. V p = 26,04 % для БЖБТ V p = 26,64 % разница V p = 0,60 %

В = 20 м

для комб. охр. соор. V p = 0 % для БЖБТ V p = 26,64 % разница V p = 26,64 %

основная кровля (слой 1)

H = 21 м 2 S пр = 18,85 м l =3 м n ряд = 1 шт. В = 14,41 м min для комб. охр. соор. xсж = 60 м

min для комб. охр. соор. xсж = 3,59 м

для БЖБТ xсж = 22,39 м

для БЖБТ xсж = 23,66 м

разница xсж = -37,61м

разница xсж = 20,07 м

min

H = 21 м 2 S пр = 18,85 м l = 1,11 м n ряд = 3 шт. В = 10 м min

min

основная кровля (слой 2)

H = 770 м 2 S пр = - м *

l=0 м n ряд = 1 шт.

l=0 м n ряд = 3 шт.

В = 14,6 м

В = 10 м

270

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

Продолжение табл. 7 Минимальная разница

Максимальная разница

для комб. охр. соор. s max = 0 Па p

для комб.охр.соор. s max = 8,09 Па p

для БЖБТ s max = 6 ,56e 6 Па p

разница s max = 6 ,56e 6 Па p

разница s max = -1,54e 6 Па p

H = 21 м 2 S пр = 18,84 м l =3 м n ряд = 1 шт. В = 14,94 м min для комб. охр. соор. xсж = 60 м

H = 21 м 2 S пр = 18,84 м l = 1,0 м n ряд = 2 шт. В = 10 м min для комб. охр. соор. xсж = 4,48 м

для БЖБТ xсж = 22,35 м

min для БЖБТ xсж = 24,16 м

разница xсж = -37,65 м

min разница xсж = 19,68 м

min

основная кровля (слой 3)

H = 141,7 м 2 S пр = 16,27 м

H = 770 м 2 S пр = 23,67 м

l = 1,24 м n ряд = 3 шт.

l = 1,89 м n ряд = 2 шт.

В = 10 м для комб. охр. соор. x min = 25,11м p

В = 20 м для комб. охр. соор. x min = 60 м p

для БЖБТ x min = 42,60 м p

для БЖБТ x min = 35,22 м p

разница x min = -17,49 м p

разница x min = 24,78 м p

H = 176,8 м 2 S пр = 14,92 м

H = 176,0 м 2 S пр = 12,7 м

l = 1,24 м n ряд = 1 шт.

l = 2,12 м n ряд = 3 шт.

В = 10 м для комб. охр. соор. x max = 23,86 м p

В = 20 м для комб. охр. соор. x max = 60 м p

для БЖБТ x max = 46,47 м p

для БЖБТ x max = 44,55 м p

разница x max = -22,61 м p

разница x max = 15,45 м p

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

271

Продолжение табл. 7 Минимальная разница

Максимальная разница

основная кровля (слой 4)

H = 176,0 м 2 S пр = 16,0 м

H = 177 м 2 S пр = 12,7 м

l = 1,18 м n ряд = 3 шт.

l = 2,91 м n ряд = 2 шт.

В = 10 м для комб. охр. соор. x min = 29,87 м p

В = 20 м для комб. охр. соор. x max = 60 м p

для БЖБТ x max = 40,68 м p

для БЖБТ x max = 33,78 м p

разница x max = -10,81м p

разница x max = 26,22 м p

*Примечание: это параметр, не оказывающий существенного влияния на зависимую переменную.

Выводы: 1. Существенные изменения в напряженном состоянии при изменении параметров модели с комбинированным охранным сооружением были также выявлены только в пласте и непосредственной кровле. 2. Установлено, что в отличие от модели с БЖБТ параметры комбинированного охранного сооружения оказывают существенное влияние на напряжённое состояние пород вокруг подготовительной выработки. 3. Сравнение модели с БЖБТ и модели с комбинированным охранным сооружением показало, что использование в модели бутовой полосыв сочетании с БЖБТ(см. табл. 7): · уменьшает максимальные сжимающие напряжения в непосредственной кровле со стороны выработанного пространства (слой 3); · уменьшает максимальные растягивающие напряжения в основной кровле (слой 2); · уменьшает объем разрушенных от растяжения пород в непосредственной кровле со стороны выработанного пространства (слой 1 и слой 3);

272

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

· переносит со стороны массива в сторону выработанного пространства максимальные растягивающие напряжения в основной кровле (слой 3 и слой 4) и максимальные сжимающие напряжения в основной почве (слой 1) и в основной кровле (слой 1 и слой 2). Библиографический список 1. Стулишенко, А. Ю. Прогнозирование сближений пород контура проводимых вслед за лавой подготовительных выработок на пологих пластах. [Текст]: дис. канд. техн. наук: 05.15.02: защищена 17.05.2002 / Стулишенко Алексей Юрьевич. – Донецк, 2002. – 170 с. 2. Рябцев, О. В. Обгрунтування технологічних параметрів колоштрекових бутових смуг, що зводяться вібро пневмотранспортними машинами: Автореф. дис... канд. техн. наук: 05.15.11 / Рябцев Олег Вікторович; НАН України, Ін–т геотехн. механікиім. М. С. Полякова. – Дніпропетровськ, 2005. – 19с. 3. Блог Эксель Практика: [Электронный ресурс]: Поиск решения в Excel. – Режим доступа: https://www.youtube.com/watch?v=Fec7h829sws. – Загл. с экрана.

Mitin R. V., Samoylov V. L., Malysheva N. N., Nefedov V.E. (SEI HPE «Donetsk national technical university», DPR) INFLUENCE OF PARAMETERS OF COMBINEDPILLAR BEHIND THE LONGWALL FACE ON THE STRESSED STATE OF BREEDS AROUND THE ROADWAY Using the numerical simulation using the Ansys program,the influence of parameters (mining depth, cross-section of roadway in penetration, number of rows of pillar behind the longwall face stands and distance from roadway to the place of their construction, width of pack) on the stressed state of rocks around the roadway is established.With the help of statistical processing of simulation results using the Statistica program, dependencies were obtained, which allow determining the stress state of rocks around the roadwaydepending on the above parameters.Using Excel, the minimum and maximum difference in the stress state of rocks around the roadwaybetween the model with pillar and the model with a combined pillar behind the longwall face was obtained. Keywords: roadway, combinedpillar behind the longwall face, stress state, Ansys, Statistica.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

273

УДК 622.268.6:622.023.68 ОБ ЭФФЕКТИВНОСТИ ПРИМЕНЕНИЯ СПОСОБОВ ОБЕСПЕЧЕНИЯ УСТОЙЧИВОСТИ ПОРОД ПОЧВЫ ГОРНЫХ ВЫРАБОТОК ПРИ НАЛИЧИИ В ЕЁ ТЕКСТУРЕ ПРОЧНОГО СЛОЯ Вербицкая Н. М., студент гр. ВД-17, Касьяненко А. Л., канд. техн. наук, доц., науч. рук. (ГОУВПО «ДонНТУ», г. Донецк, ДНР) KasyanenkoAL@aol.com Проведен анализ способов обеспечения устойчивости пород почвы горных выработок и рассмотрены особенности их применения (достоинства и недостатки) при наличии в текстуре почвы прочного слоя пород. Анализ показал, что эффективность рассматриваемых способов с точки зрения особенности их применения при наличии в текстуре почвы прочного слоя пород, будут эффективны за счет использования его несущей способности, а сам прочный слой будет выполнять функцию как элемента обратного свода крепи, тем самым обеспечивая устойчивость почвы горной выработки. Ключевые слова: горная выработка, устойчивость почвы, прочный слой пород, эффективность.

Опыт отработки угольных пластов Донецко-Макеевского района Донбасса показывает, что на сегодняшний день из-за деформирования пород почвы около 65 % горных выработок находятся в неудовлетворительном состоянии. При наличии в текстуре пород почвы прочного слоя происходит его разрушение с образованием крупных породных блоков, при поддирке которых необходимо применять буровзрывные работы, что увеличивает энергозатраты на разрушение пород и снижает темпы работ более чем в 5 раз. Анализ состава углевмещающих пород ДонецкоМакеевского района, что 26,3 % случаев в непосредственной близости от почвы угольного пласта встречается прочный слой, что осложняет ремонтные работы и повышает их стоимость [1]. Исходя из вышеизложенного, задачей данной статьи является анализ способов обеспечения устойчивости пород почвы

274

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

горных выработок с точки зрения особенности их применения при наличии в текстуре почвы прочного слоя пород. Для анализа известных способов обеспечения устойчивости пород почвы, воспользуемся предложенной классификацией [2], приведенной на рисунке 1, в которой рассматриваемые способы делятся на пассивные и активные.

Рис. 1. Классификация способов обеспечения устойчивости пород почвы горных выработок

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

275

К пассивным способам относятся: ремонт выработки и применение конструкций крепей с обратным сводом или пологого лежня с возможностью его усиления. К активным относятся способы, влияющие на процесс напряженно-деформированного состояния пород почвы. Они подразделяются на способы управляющие напряжениями и устойчивостью пород, а также комбинации этих способов. Причем эффективность применения каждого способа будет зависеть от узкого круга горно-геологических условий, для которого он разработан. При этом, в одних случаях эффект будет положительным, в других – отрицательным. Так, практика показывает, что применения конструкций замкнутых крепей на больших глубинах, стоимость проведения и поддержания выемочных выработок значительно увеличивается, при этом в случае разрушения элементов этих крепей, усложняет и удорожает ремонтные работы. Подрывка пород является самым распространённым и наименее эффективным способом борьбы с пучением, приводящим еще к большим последующим смещениям пород почвы [3]. Практика ведения горных работ показывает, что при наличии разнопрочных слоёв в текстуре пород меняется характер их деформирования [4], что не учитывается в известных методиках оценки устойчивости и предложенных способах её обеспечения. Исходя из этого, анализ исследований по первой группе активных способов (рис. 1), управляющих напряженным состоянием пород, показал, что их применение существенно осложняется высокой трудоёмкостью и большими затратами на реализацию, сложностью соблюдения особого режима при организации и ведении взрывных работ, узкой областью применения. При этом, менее затратным способам обеспечения устойчивости почвы при наличии в её текстуре прочного слоя, не уделено достаточного внимания. Так анализ второго направления активных способов, обеспечивающих устойчивость, показал, что физико-химическое упрочнение пород, целесообразно применять в слабых трещиноватых породах почвы [2], где имеется необходимость повышения их устойчивости. Применение данного способа в прочных породах не целесообразно. Анализ механического упрочнения пород почвы, основанного на сохранении их прочности путем изменения напряжено деформированного состояния пород, за счет приложения различных ви-

276

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

дов воздействия, показал, что сохранение прочности пород почвы взрывным способом можно обеспечить только лишь в условиях глин, что не приемлемо для прочных пород. Анкерное крепление пород почвы обеспечивает устойчивость выработок за счет того, что: слои малоустойчивых пород «пришивают» анкерами к устойчивым нижележащим прочным породным слоям; несколько слоев пород, скрепленных между собой, противодействуют изгибающему моменту сил, как единая составная балка, которая имеет значительно большее предельное сопротивление на изгиб, чем сумма сопротивлений отдельных слоев; «сшитая» анкерами толща пород (рис. 2а) лучше противодействует напряжениям, возникающим в породах почвы, или дополнительно обеспечивают устойчивость химическим анкерованием [5], которое препятствует их расслоению (рис. 2б). а)

б)

Рис. 2. Механические способы упрочнения, с помощью анкерования почвы, путем: а – «сшивки» прочных слоёв; б – химическим закреплением

Однако, с точки зрения особенностей применения анкерной крепи при наличии в текстуре почвы прочного слоя пород, может иметь отрицательный эффект при интенсивных деформациях, породы разрушаются, происходит выдавливание слоев пород почвы в полость выработки, в которой остались анкеры, что затрудняет производить подрывку почвы. Наиболее перспективным направлением обеспечения устойчивости почвы горных выработок является механические способы

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

277

повышения несущей способности пород за счет силового отпора, имеющие ряд преимуществ: простота реализации, локальное воздействие, возможность демонтажа и экономия материальных и трудовых затрат. Рассмотрим основные виды этих способов. На рисунке 3, показаны два способа механического предотвращения выдавливания пород почвы [6], основанных на применении гибкой поперечной связи ножек арочной крепи спаренными канатами (см. рис. 3а) и укладке между рамами арочной крепи поперечных лежней с 2-мя упорными стойками по его концам (см. рис. 3б).

а)

б)

Рис. 3. Способы упрочнения почвы, путем повышения несущей способности пород за счет силового отпора: а) спаренными канатами; б) лежнем с упорами

Первый вариант отпора выдавливанию пород почвы имеет существенный недостаток, заключающийся в том, что при смещении пород почвы в полость выработки происходит натяжение канатов, и выдавливание ножек крепи в выработку. Второй вариант отпора осуществляется за счет создания по контуру почвы выработки достаточно жесткой конструкции, которая эффективно работает в прочных породах почвы. В условиях слабых пород почвы будет происходить обыгрывание лежней, а вопрос об использовании данной конструкции при наличии прочного слоя породах почвы нуждается в дополнительных исследованиях. В способах, представленных на рисунке 4, эффективность работы крепи усиления достигается за счет совместного её примене-

278

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

нием с компенсационной щелью [7] (см. рис. 4а) и с разгрузочной полостью по центру выработки [8] (см. рис. 4б), что обеспечивает устойчивое состояние почвы, за счет выравнивания напряженного состояния горного массива.

а)

б)

Рис. 4. Способы силового воздействия на породы почвы с помощью: а) крепи усиления с компенсационной щелью; б) парных стоек с разгрузочной полостью

Особенностью способов, представленных на рисунке 5, является применение воздействия геомеханической системы «крепь усиления – массив пород». Так в техническом решении [9], реализация геомеханической системы, обеспечивается индивидуальной крепью усиления наличием опорной плиты в нижней части крепи и использовании опорного «башмака» для соединения верхней части крепи с ее верхняком (см. рис. 5а), что обеспечивает стабильность конструкции. Отличие же способа [10], заключается в установке крепи усиления с опорным элементом, подпирающим основную кровлю (см. рис. 5б), тем самым создается распор и обеспечивается лучшее взаимодействие с породами кровли. Общим недостатком рассмотренных способов обеспечения устойчивости пород почвы за счет силового отпора их выдавливанию является то, что силовое воздействие производится без учета слоистой текстуры пород почвы. В случае же, разнопрочных слоёв в текстуре почвы, силовое усилие передается лишь на её верхний слой и, тем самым создается силовое воздействие лишь на локальный участок почвы. При этом прочный слой, имеющий большую

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

279

несущую способность, не может выступать в качестве породного моста, и воспринимать силовое воздействие смещающихся пород кровли и почвы.

а)

б)

Рис. 5. Способы обеспечения устойчивости пород почвы за счет воздействия геомеханической системы «крепь усиления – массив пород»: а) податливая крепь усиления с поддерживающим элементом верхняка основной крепи и опорной плитой; б) крепь усиления с подпором основной кровли

В целом, прочный слой, находящийся в почве горной выработки, может выступать в качестве элемента крепи, как обратный свод, при условии сохранения его целостности, путем повышения его несущей способности за счет силового отпора. Исходя из выше сказанного, был предложен способ [11], заключающийся в создании системы «прочный слой – крепь усиления – рама основной крепи» с помощью упорно-лежневой крепи усиления. Сущность предложенного способа показана на рисунке 6. В предложенном способе жесткая связь верхняка крепи и нижнего лежня с крепью усиления, контактирующей непосредственно с прочным слоем, позволяет обеспечить взаимопередачу силового воздействия от смещающихся пород кровли и почвы для противодействия этим смещениям. Эффект от применения этого способа будет достигаться за счет использования на определённом участке по длине выработки с регламентируемыми параметрами в зависимости от напряженно-деформированного состояния, прочностных и литологических характеристик вмещающих пород.

280

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

а)

б)

Рис. 6. Общий вид предлагаемого способа: по длине выработки (а) и в её поперечном сечении (б): 1 – крепь выработки; 2 – верхняя часть стойки крепи усиления; 3 – замок крепи усиления; 4 – нижняя часть стойки крепи усиления; 5 – продольная канавка; 6 – продольный лежень в канавке; 7 – замок для соединения отрезков продольного лежня; 8 – деревянные стойки; 9 – жесткое охранное сооружение; 10, 11 – соответственно слабый и прочный слои пород почвы

Выводы. Приведенный анализ показал многообразие известных способов обеспечения устойчивости пород почвы и всю сложность их применения и реализации для всевозможных горногеологических условий. Проанализированные способы с точки зрения особенности их применения при наличии в текстуре почвы прочного слоя пород, будут эффективны за счет использование его несущей способности, а сам прочный слой будет нести функцию как элемента обратного свода крепи, тем самым обеспечивая устойчивость почвы горной выработки. Таким образом, для разработки более эффективных и совершенных способов обеспечения устойчивости пород почвы возникает необходимость комплексного изучения и учета всего многообразия горно-геологических и горнотехнических факторов.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

281

Библиографический список 1. Касьяненко, А. Л. Анализ текстуры углевмещающих пород на шахтах Донбасса / А. Л. Касьяненко, В. В. Донских // Современные проблемы охраны труда и аэрологии горных предприятий [Электронный ресурс] : IV научно-техническая конференция молодых ученых, студентов и аспирантов, 24 ноября 2016 г., г. Донецк : сборник научных трудов / ГВУЗ «ДонНТУ», Ин-т горн. дела и геологии, Каф. охраны труда и аэрологии ; редкол.: Ю. Ф. Булгаков и др. – Донецк : ГВУЗ «ДонНТУ», 2016. – С. 33–39. 2. Литвинский, Г. Г. Эффективные способы предотвращения пучения пород в шахтах [Текст] / Г. Г. Литвинский, Г. В. Бабиюк, А. В. Бы-ков– Обзорная информация / ЦНИЭИуголь ЦБНТИ Минуглепрома УССР, М.,1985 – 48 с. 3. Развитие теоретических основ управления геомеханическим состоянием дискретного породного массива для обеспечения устойчивости подготовительных выработок глубоких шахт: отчет о НИР (заключ.) / ГВУЗ ДонНТУ; рук. С. В. Подкопаев; исполн.: Г. И. Соловьёв, А. Л. Касьяненко [и др.]. – Донецк, 2012. – 322 с. – Госрег. № 0111U002118. 4. Касьяненко, А. Л. Исследование особенностей деформирования пород почвы выработки, вмещающих прочный слой [Текст] / А. Л. Касьяненко, Г. И. Соловьёв, Н. Н. Малышева // Инновационные перспективы Донбасса: материалы междунар. науч.-практ. конф., г. Донецк, 27 мая 2016 г. Т. 1: Проблемы и перспективы в горном деле и строительстве. – Донецк: ДонНТУ, 2016. – С. 63–70. 5. Касьян, Н. Н. Влияние анкерной крепи на геомеханические процессы в массиве пород вокруг поддерживаемых выработок [Текст] / Н. Н. Касьян, А. П. Клюев, В. И. Лысенко // Донецкий горный институт. – 1996. – №1(3). – С.57–60. 6. Негрей, С. Г. Обоснование параметров механического отпора породам почвы выемочных выработок при отработке лав обратным ходом: автореф. дис. ... канд. техн. наук : 05.15.02. / С. Г. Негрей ; Негрей Сергей Григорьевич ; ГВУЗ ДонНТУ. – Донецк, 2007. – 23 с. 7. Пат. 2103514 РФ МПК6 E21D 11/14. Способ поддержания горной выработки при разработке пластовых месторождений / Жихарев С. Я., Габов В. В. [и др.] – № 95107617/03, заявл. 12.05.1995, опубл. 27.01.1998 – 3 с. : ил. 8. Пат. 1567786 СССР МПК6 E21D 11/14. Способ поддержания горной выработки / Вайгандт А. А., Беликов А. К. – № 4474003/23-03, заявл. 15.08.1988, опубл. 30.05.1990, Бюл. №20. – 3 с. : ил. 9. Пат. 2078932 РФ МПК6 E21D 11/14. Штрековая усиливающая крепь / Касьянов В. В., Чиненов В. М. – № 92007399/03, заявл. 18.11.1992, опубл. 10.05.1997. – 3 с. : ил.

282

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

10. Пат. 1559175 СССР МПК6 E21D 11/00, 13.02. Способ крепления горной выработки / Касьян Н. Н., Клюев А. П. [и др.] – № 4454398/23-03, заявл. 05.07.1988, опубл. 23.04.1990, Бюл. №15. – 2 с.: ил. 11. Касьяненко, А. Л. Обеспечение устойчивости пород почвы выемочных выработок при наличии в их текстуре прочных слоев : дис. ... канд. техн. наук : 25.00.22 : защищена 26.10.17 / А. Л. Касьяненко ; Касьяненко Андрей Леонидович ; ГОУ ВПО «ДОННТУ». – Донецк, 2017. – 237 с.

Verbitskaya N. M., Kasyanenko A. L. (SEI HPE «Donetsk national technical university», DPR) ABOUT THE EFFICIENCY OF USE OF METHODS FOR ENSURING THE STABILITY OF ROCKS OF THE MINING TUNNEL IN THE PRESENCE OF HARD ROCK LAYER IN THE FLOOR STRUCTURE The analysis of ways to ensure the stability of floor rocks of mining tunnel has been carried out and the peculiarities of their use (advantages and disadvantages) in the presence of hard rock layer in the floor structure have been considered. The analysis showed that the effectiveness of the known methods from the point of view of the features of their use in the presence of a hard rock layer in the floor structure will be effective by using its bearing capacity, and the hard layer itself will function as an element of the back arch support, thereby ensuring the stability of the rock floor mining tunnel. Keywords: mining tunnel, floor rock stability, hard rock layer, efficiency.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

283

УДК 654.1:622 ОСОБЕННОСТИ ИСПОЛЬЗОВАНИЯ БЕСПРОВОДНОЙ СЕНСОРНОЙ СЕТИ И ИХ ПРИМЕНЕНИЕ В ГОРНЫХ ВЫРАБОТКАХ УГОЛЬНЫХ ШАХТ Касьяненко Д. Л., магистрант, гр. ТКС17зм, Молоковский И. А., канд. техн. наук, доц., науч. рук. (ГОУВПО «ДОННТУ», г. Донецк, ДНР) ukrdmitry@gmail.com В статье рассмотрены особенности использования беспроводной сенсорной сети на угольных шахтах. Указаны проблемы реализации беспроводной сенсорной сети в условиях подземных выработках угольных шахт. Решение таких вопросов позволит эффективно использовать беспроводные сенсорные сети для распределенного мониторинга и удаленного управления различными объектами и физическими процессами на угольных шахтах. Ключевые слова: горная выработка, передача информации, беспроводная сенсорная связь, WSN.

Беспроводные сенсорные сети (WSN – wireless sensor networks) используются в различных отраслях [1] благодаря постоянному совершенствованию сенсорных технологий, беспроводной связи, современной сетевой архитектуры и электроники стало возможным и их использование в горных выработках угольных шахт. Современные средства WSN не только значительно повышают безопасность труда, но и способствуют оптимизации рабочего процесса, снижению затрат человеческих ресурсов, а также увеличивают коэффициент полезного действия горно-шахтного оборудования за счет сокращения простоев. Подземная радиосвязь контролирует и управляет производственными и технологическими процессами в шахте, обеспечивает нормальное функционирование горного оборудования. Сущность WSN заключается в особом классе сетей, состоящих из большого числа распределенных в пространстве миниатюрных устройств (узлов) с автономным питанием, объединенных

284

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

между собой в единую сеть посредством беспроводного канала связи. Внедрение в данное устройство измерительных функций или функций взаимодействия со сторонним оборудованием делает возможным использование беспроводных сенсорных сетей для решения задачи распределенного мониторинга и удаленного управления различными объектами и физическими процессами [2]. Рассмотрим требования в организации подземной связи на горнодобывающих предприятиях [3]: 1) оперативным извещением о ЧС, возникновении опасных ситуаций, координацией поисково-спасательных групп; 2) длительным эксплуатационным сроком, и большим отрезком времени автономной работы от одного заряда аккумулятора; 3) простотой в монтаже дополнительных устройств, замене комплектующих, оперативном ремонте; 4) должным уровнем сигнала и безотказностью оборудования, стабильной передачей голосовых сообщений, анализом и сбором телеметрических данных; 5) простота в установке и обслуживании; 6) длительный срок эксплуатации и ремонтопригодность в местных условиях. Возможность оперативно получать информацию о ходе выполнении работ значительно снижает вероятность возможных производственных ошибок и нарушения технологии производства работ, а также позволяет оптимизировать координацию проведения спасательных операций. Повышение эффективности функционирования производства и снижение аварийности на горных предприятиях во многом определяются возможностями и состоянием используемых систем беспроводной связи с WSN. Таким образом, цель данной статьи рассмотреть возможность использование беспроводных сенсорных сетей и их применение в подземных выработках угольных шахт. В настоящее время за рубежом на некоторых угольных шахтах предпринимаются попытки внедрения технологии WSN [4]. WSN состоит из плотно расположенных узлов-сенсоров, обладающих возможностями измерения, обработки и передачи физической информации. Физическая информация может представлять собой данные любого типа, такие как температура, влаж-

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

285

ность, концентрация метана, или может представлять собой просто передаваемые данные передатчиком. При использовании WSN в угольных шахтах имеется следующие отличительные характеристики по сравнению с обычными наземными предприятиями WSN [5]: 1) структура топологии сети определяется на основе горногеологических условий; 2) узлы сети сильно ограничены в ресурсах, таких как, хранение и обработки информации, а также электропитания; 3) в шахте электромагнитные помехи больше чем на поверхности. Упрощенная структура топологии сети WSN приведена на рисунке 1.

Рис. 1. Упрощенная структура топологии сети WSN

Общая надежность и эффективность WSN очень важны при использовании на шахтах, так как сеть состоит из нескольких плотно развернутых сенсорных узлов, которые оснащены собственными возможностями обработки данных и связи. Благодаря этому стало возможно использовать WSN для мониторинга шахтной обстановки в подземных выработках, а также для обнаружения и отслеживания местоположения шахтеров [6,7]. В общем случае применение WSN на шахтах можно классифицировать (рис. 2) на основе таких технологических функций контроля, как трекинг, мониторинг и вентиляция: 1) трекинг служит для определения: дислокации шахтеров в выработках, работы горно-шахтного оборудования и передвижения шахтного подземного транспорта;

286

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

2) мониторинг шахтной обстановки в выработках помогает определить концентрацию метана, концентрации вредных газов, влажности, пыли и температуры и т.д.; 3) вентиляция применяется для контроля проветривания горных выработок и измерения количества воздуха.

Рис. 2. Классификация применения WSN по технологическим функциям контроля на шахтах

Существуют несколько факторов, которые влияют на область применения WSN для выбора оптимальной частоты их работы в условиях шахты, прежде всего геометрия выработок и горно-геологические условия, также горношахтное оборудование создают электрические помехи. Поэтому правильный выбор частоты оказывает большое влияние на распространение сигналов. В таблице 1 перечислены некоторые диапазоны радиоволн частот, используемые для связи на горнодобывающих предприятиях. Так, например, электрические помехи не создают высокого затухания для КНЧ, ОНЧ, НЧ. Построение систем, основанных на СЧ, требует антенн большего размера, чем системы с ОВЧ или УВЧ, а также отсутствует высокочастотный шум [8]. На УВЧ и ОВЧ горные выработки действуют как волновод для распространения сигнала. Диапазон СЧ имеет лучшую площадь покрытия по

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

287

сравнению с диапазоном УВЧ с меньшим затуханием сигнала. Системы связи, основанные на разных частотах, имеют различную применимость и ограничения в шахтах. Хотя системы связи на основе УВЧ более привлекательны из-за стоимости, размера и простоты использования, их производительность зависит исключительно от линии прямой видимости между передатчиком и приемником. Таблица 1 Общепринятые обозначения диапазонов радиоволн и их частоты Название частоты

Диапазон частоты

Обозначение МСЭ

Крайне низкие частоты 3–30 Гц (КНЧ) Очень низкие частоты 3–30 кГц (ОНЧ) Низкие частоты (НЧ) 30–300 кГц

Extremely low frequency(ELF)

Средние частоты (СЧ) 300–3000 кГц Очень высокие частоты 30–300 МГц (ОВЧ) Ультравысокие частоты 300 МГц–3 ГГц (УВЧ)

Medium frequency (MF)

Very low frequency(VLF) Low frequency (LF)

Very high frequency (VHF) Ultra-high frequency (UHF)

Авторы [9] отмечают, что УВЧ или более высокие частоты обеспечивают большую площадь покрытия в ровном и без препятствий на пути по выработке. Тем не менее, они также предположили, что лучшая площадь покрытия может быть достигнута на частоте между СЧ-ОВЧ, где неоднородность, углы и сечение выработки более производительны для систем связи. Согласно [10], электрические свойства выработки варьируются от выработки к выработке, что приводит к колебаниям и ослаблениям рабочих частот. Таким образом, каждая горная выработка имеет свои параметры, которые влияют на производительность систем связи, поэтому необходимо определится с частотами, поскольку мощность, необходимая для работы, и доступная полоса пропускания прямо пропорциональна рабочей частоте [11]. Таким образом, на производительность систем связи сильно влияют следующие па-

288

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

раметры горных выработок: наклон боковых стенок, сечения, кривизны и постоянные изменения горно-геологических и горнотехнических условий. Изменение в распространении сигнала равно изменению размера поперечного сечения выработки, что приводит к затуханию сигнала [10]. Продольное затухание увеличивается из-за неравномерного сечения и неоднородности боков выработки. Кривизна выработки вносит некоторые дополнительные потери, которые сильно зависят от используемой частоты и некоторых других геометрических параметров, таких как ширина выработки, поляризация волны и радиус кривизны [8]. Свойства породы и металлов, а также частота сигнала распространяемой волны были использованы для определения потери мощности сигнала. Содержание воды, доступное из-за просачивания из толщи выработки, также является одним из факторов, который влияет на путь прохождения сигнала [11]. Так авторы [12] исследовали влияние неоднородности боковых стенок выработки и того, как она влияет на характеристики распространения беспроводного сигнала в шахте. Эксперимент проводился на частоте 900 МГц в реальных подземных условиях, и результаты моделирования были проверены и сравнены с методом импедансных каскадов. Полученные результаты показали, что распространение, отражение и дифракция являются основными вопросами, которые необходимо решать. Горная выработка состоит из множества элементов, таких как железнодорожные пути, силовые кабели, водопроводные трубы, горношахтное оборудование, системы вентиляции и т.д. которые существенно изменяют электромагнитные свойства выработки [13]. Наличие объектов в среде и мобильность узлов связи дают сравнительное преимущество в условиях распространения беспроводной и проводной связи. Движущиеся объекты, такие как шахтеры, транспортные средства и горная техника, создают проблемы, приводящие к увеличению потерь и распространения сигнала по выработке. Из-за вышеперечисленных проблем мощность сигнала значительно снижается. Было замечено, что что задержка распространения в безлюдной выработке составляла менее 25 нс и 103 нс, когда в выработке находились шахтеры, оборудование и транспортные средства. Задержка и потери мощности сигнала снижают скорость передачи данных в выработке [14].

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

289

Все электронные устройства, в том числе и WSN, должны соответствовать правилам безопасности для использования их в угольных шахтах [3]. Основные требования для подземных систем связи на угольных шахтах приведены в таблице 2. Таблица 2 Основные требования подземных систем связи на угольных шахтах Характеристики Размер Конструкция Безопасность Защита Надежность и отказоустойчивость

Требования Система должна быть небольшого размера и быть легкой, чтобы ее можно было проще переносить Прочность должна быть достаточной, чтобы противостоять ударам. Система должна быть искробезопасна и с защитой от короткого замыкания Пыле- и влагозащищенная, устойчива к коррозии, использование при высоких температурах Должна всегда поддерживаться

Также представляет проблему распространения сигналов в условиях ведения горных работ, которые изменяются в связи с производственными процессами в горнодобывающей отрасли. Обеспечение такого полного охвата шахтного поля – сложная задача для исследователей. Топология сети WSN для развертывания может серьезно повлиять на проблему покрытия в подземных шахтах. Авторы [15] отмечали различные проблемы с топологией в WSN под землей и пришли к следующему выводу: 1) на этапе размещения сенсорных узлов сети, каждый узел может быть установлен/убран либо по одному, либо в произвольном порядке; 2) после размещения узла сенсорной сети производятся наблюдения и сразу же возникают вопросы, связанные с топологией: инфраструктура как препятствие распространения сигнала, движущиеся объекты в выработке, помехи, изменение положения узла сети и воздействие окружающей обстановки на него. Для получения желаемых функциональных возможностей сети используется от нескольких до тысячи узлов. Узлы сети могут размещаться на расстоянии нескольких метров друг от друга.

290

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

Такое большое количество узлов требует особой архитектуры размещения датчиков при проектировании системы мониторинга шахтной обстановки. Поскольку выработки в шахте постоянно меняются, узел связи и мониторинга должен поддерживать такую динамическую топологию для обеспечения надежного покрытия всех горных выработок [16]. Пример архитектуры системы мониторинга шахтной обстановки приведен на рисунке 3.

Рис. 3. Архитектура системы мониторинга шахтной обстановки

Синхронизация между узлами связи очень важна в подземной выработке. Неправильная временная метка среди узлов связи может привести к серьезной ошибке в оценке местоположения и отслеживании в чрезвычайных ситуациях. Это может быть вызвано такими характеристиками как, колебания температуры,

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

291

электромагнитные эффекты, задержка передачи и дисперсия, влияющая на скорость передачи данных. Это может значительно снизить согласованность между устройствами связи. Есть разные производители, которые занимаются системами связи для шахт. Конструкция и их устройство различны, а также обладают различными стандартами с точки зрения условий труда. Это приводит к сбоям в работе коммуникационной системы, поскольку пользователь вынужден использовать одну собственную систему, которая не может взаимодействовать с другим пользователем, имеющим другую систему [4]. Выводы. В связи с особенностями распространения радиоволн современные системы подвижной радиосвязи до недавнего времени под землей практически не использовались. Но в настоящее время, благодаря техническому прогрессу, построение системы подземной радиосвязи стало возможным. Для обеспечения решения всех современных задач по организации связи перечисленных выше требований недостаточно. Хотя исследования по WSN активно изучались и продолжают проводиться, чтобы сделать систему более эффективной с точки зрения надежности, энергопотребления, функциональной совместимости и масштабируемости, но внедрение их на шахтах все еще являются сложной задачей. Тематика сенсорных беспроводных сетей еще недостаточно изучена, имеются на данный момент ряд нерешенных проблем и ограничений, но преимущества реализуемые одной сетью такие как передача речевого трафика и информации, циркулирующей в автоматизированных системах дистанционного контроля и управления. Это обусловливает необходимость внедрения в подземном пространстве шахт и рудников самых современных технологий беспроводной связи, характеризующихся возможностью высококачественной передачи значительных объемов оперативной информации при высокой надежности системы и самое главное – при необходимости, координирует спасателей и оповещает шахтеров об авариях.

292

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

Библиографический список 1. Сергиевский, М. В. Использование беспроводных сенсорных сетей для сбора, передачи и обработки информации в системах мониторинга состояния объектов [Текст] / М. В. Сергиевский, С. Н. Сыроежкин // Cloud of Science. – 2016. – T. 3. – №1. – С. 125–136. 2. Сидоренко, А. В. Использование беспроводных сенсорных сетей в задачах мониторинга техногенных объектов [Текст] / А. В. Сидоренко, К. С. Мулярчик // Доклады БГУИР. – 2015. – №7(93). – С. 83–86. 3. Правила безопасности в угольных шахтах (НПАОТ 10.0-1.01-16 опубликовано 20.05.2016 года, с изменениями от 07.07.2016) [Электронный ресурс]: Официальный сайт государственного комитета горного и технического надзора Донецкой Народной Республики – Режим доступа: http://gkgtn.ru/images/ПРАВИЛА%20БЕЗОПАСНОСТИ%20НА%20УГОЛЬ НЫХ%20ШАХТАХ.pdf – Загл. с экрана. – 08.04.2019. 4. Ranjan, A. Performance evaluation of underground mine communication and monitoring devices: case studies. In information systems design and intelligent applications / A. Ranjan, H. B. Sahu, P. Misra // Springer, 2015. – pp. 685–694. 5. Niu, X. The design and evaluation of a wireless sensor network for mine safety monitoring / X. Niu, X. Huang, Z. Zhao // Proceedings of the global telecommunications conference GLOBECOM.– 2007. – pp. 1291–1295. 6. Chen, C. W. A chain-type wireless sensor network for monitoring long range infrastructures. In Defense and Security / C. W. Chen, Y. Wang, I. Kostanic // International Society for Optics and Photonics. – 2005. – pp. 444–455. 7. Stolkin, R. Using environmental models to optimize sensor placement / R. Stolkin, L. Vickers, J. V. Nickerson // Sens. J. IEEE. – №7(3) . – 2007. – pp. 319–320. 8. Bandyopadhyay, L. K. Studies on radio frequency propagation characteristics for underground coalmine communications. / L. K. Bandyopadhyay, P. K. Mishra, S. Kumar // Indian Journal of Radio & Space Physics. – 2007. – 418 p. 9. Delogne, P. Leaky feeders and subsurface radio communication. – Peregrinus : London, 1982. – 283 p. 10. Schiffbauer, W. H. Coal mine communications / W. H. Schiffbauer, J. F. Brune // American Long wall Mag. – Aug, 2006 – pp. 24–25. 11. Griffin, K. R. Designing and modeling wireless mesh communications in underground coal mines // K. R. Griffin, S. J. Schafrik, M. Karmis / Proceedings of the SME Annual Meeting. – Feb. 28-Mar. 03. – 2010. – pp. 1–4. 11. Peplinski, N. R. Dielectric properties of soils in the 0.31.3-GHz range. // N. R. Peplinski, F. T. Ulaby, M. C. Dobson / Geosci Remote Sens IEEE Trans On. – №33(3) . – 1995. – pp. 803–807.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

293

12. Ndoh, M. A novel approach to propagation prediction in confined and diffracting rough surfaces / M. Ndoh,, G. Y. Delisle, R. Le // Int. J. Numer. Model Electron Netw. Devices Fields. – №16(6). – 2003. – pp. 535–555. 13. Chen, G. Design and performance analysis of wireless sensor network location node system for underground mine / G. Chen, C. Shen, L. Zhou // Min. Sci. Technol. China. – №19. – 2009. – pp. 813–818. 14. Hamalainen, M. Wideband radio channel measurement in a mine / M. Hamalainen, J. Talvitie, V. Hovinen, P. Leppanen // Proceedings of the 1998 5th International Symposium on Spread Spectrum Techniques and Applications. – 1998. – pp. 522–526. 15. Akyildiz, I. F. Wireless sensor networks: A survey // I F. Akyildiz, W. Su, Y. Sankarasubramaniam, E. Cayirci / Computer Networks. – №38(4). – 2002. – pp. 393–422. 16. Zhang, Y. An integrated environment monitoring system for underground coal mines – wireless sensor network subsystem with multi-parameter monitoring / Y. Zhang, W. Yang, D. Han, YI. Kim // Sensors (Basel). – №14(7). – 2014 – pp. 13149–70

Kasyanenko D. L., Molokovsky I. A. (SEI HPE «Donetsk national technical university», DPR) FEATURES OF THE USE OF THE WIRELESS SENSOR NETWORKS AND THEIR EXPLOITATION IN THE UNDERGROUND TUNNELS OF COAL MINES The article consider the possibility of using a wireless sensor network and their exploitation in underground tunnels of coal mines. The problems of implementing a wireless sensor network in underground tunnels of coal mines are indicated. The solution of such issues will allow the effective use of wireless sensor networks for distributed monitoring and remote control of various facilities and physical processes in coal mines. Keywords: underground tunnel, information transfer, wireless sensory communication, WSN

294

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

УДК 622.867:[622.411.3:543.27.05] ОБ АВАРИЙНОСТИ В УГОЛЬНЫХ ШАХТАХ И ПРИМЕНЕНИИ СИСТЕМЫ ДИСТАНЦИОННОГО КОНТРОЛЯ СОСТАВА ШАХТНОЙ СРЕДЫ ПРИ ПРОВЕДЕНИИ ГОРНОСПАСАТЕЛЬНЫХ РАБОТ Агарков А. В., инженер 1 категории, аспирант (Государственный научно-исследовательский институт горноспасательного дела, пожарной безопасности и гражданской защиты «Респиратор» МЧС ДНР, г. Донецк) aleksander_agarkov@mail.ru Выполнен комплексный анализ аварийности, в том числе подземных пожаров, взрывов газа и угольной пыли, на предприятиях угольной промышленности, анализ частоты и конкретных случаев применения дистанционного контроля состава шахтной среды в аварийных участках в ходе ликвидации аварий на горных предприятиях. Приведены примеры из практики ликвидации пожаров и других аварий, при которых имели место взрывы газовоздушных смесей, в то время как по результатам анализа дистанционно отобранных проб воздуха смесь была не взрывчатой, а также обратная ситуация, когда по результатам дистанционного контроля шахтной среды в аварийных участках наблюдалась взрывоопасная ситуация, а взрывов не было. Ключевые слова: горная промышленность, угольная шахта, горноспасательная служба, аварийный участок, анализ аварийности, подземные пожары, взрывы газа и угольной пыли, газовая обстановка, дистанционный контроль состава шахтной среды.

Приоритетными направлениями экономического и социального развития Донецкой Народной Республики, Российской Федерации и ряда других стран на период до 2030 года предусматривается дальнейшее развитие угольной промышленности, которая является одной из ключевых отраслей народного хозяйства, залогом энергетической и государственной безопасности, гарантом бесперебойной и эффективной работы металлургической, коксохимической и других отраслей промышленности [1–9]. Основными требованиями со стороны органов государственной и исполнительной власти к горным предприятиям и подразделениям горноспасательной службы являются гарантирован-

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

295

ное обеспечение безопасности работ, улучшение уровня охраны труда, пожарной и промышленной безопасности, а также повышение эффективности и безопасности ведения горноспасательных работ [10–12]. Последнее во многом зависит от качества и действенности применяемых технологий ликвидации аварий, методов организации и управления горноспасательными работами, а также уровня подготовленности подразделений горноспасательной службы и обслуживаемых ими шахт к оперативным действиям в аварийных ситуациях. Разнообразность и сложность процессов возникновения и развития аварий, большой объем управляющей информации, высокая ответственность за принимаемые решения, необходимость гарантии того, что эти решения в любом случае будут правильными и эффективными – вот те условия, которые определяют деятельность руководителей ликвидации аварии и горноспасательных работ на угольных шахтах. Горная промышленность Донбасса характеризуется сложностью горно-геологических условий и технологических процессов, добыча угля производится подземным способом, характеризующимся высокой трудоемкостью и большими эксплуатационными издержками. Функционирование угольных предприятий постоянно подвержено угрозам срыва или ухудшения работы из-за объективного и субъективного влияния внутренних и внешних факторов. Такими факторами являются изменчивость и непредсказуемость горно-геологических условий, сложные и опасные условия труда, высокая степень изношенности оборудования и прочее [13–14]. Несмотря на принимаемые меры по совершенствованию техники безопасности, угольная промышленность остается потенциально опасной по возникновению чрезвычайных ситуаций отраслью народного хозяйства. Согласно статистическому материалу, предоставленному Департаментом Государственной военизированной горноспасательной службы Министерства по делам гражданской обороны, чрезвычайным ситуациям и ликвидации последствий стихийных бедствий Донецкой Народной Республики (далее – ГВГСС МЧС ДНР), на объектах, обслуживаемых ГВГСС МЧС ДНР (в прошлом – ГВГСС Министерства энергетики и угольной промышленности Украины), за период с 2000 по 2018 гг. произошло 2068 аварий и

296

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

аварийных ситуаций (в среднем – 109 аварий и аварийных ситуаций в год), в ликвидации которых принимали участие подразделения горноспасательной службы. Среди них 331 подземный пожар (в среднем – 18 подземных пожаров в год), 54 взрыва газа и угольной пыли (в среднем – три взрыва газа и угольной пыли в год), 46 внезапных выбросов угля и газа (в среднем – три внезапных выброса угля и газа в год), 288 обрушений горных выработок (в среднем – 15 обрушений горных выработок в год), 15 затоплений горных выработок (в среднем – одно затопление горных выработок в год), 186 аварий на поверхности (в среднем – 10 аварий на поверхности в год), 1148 аварийных ситуаций (в среднем – 60 аварийных ситуаций в год). Общий ущерб от происшедших за данный период аварий составил порядка 2454768 тыс. руб. (в среднем – 129198 тыс. руб. в год). Статистика аварийности на угольных шахтах за период с 2000 по 2018 гг. представлена в табл. 1. Таблица 1 Статистика аварийности на угольных шахтах за период с 2000 по 2018 гг. Наименование показателя Всего аварий и аварийных ситуаций в том числе подземных пожаров, всего взрывов газа и угольной пыли внезапных выбросов угля и газа обрушений горных выработок затоплений горных выработок аварий на поверхности аварийных ситуаций Общий ущерб от аварий, тыс. руб.

2000

2001

2002

2003

2004

2005

2006

2007

2008

159

150

190

184

143

144

130

113

105

169487 400124 105586 20267,6 261689 63868,7 100887 92432,4 356447

297

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

Продолжение табл.1 Наименование показателя

2009

2010

2011

2012

2013

2014

2015

2016

2017

2018

112

111

взрывов газа и угольной пыли

внезапных выбросов угля и газа

обрушений горных выработок

затоплений горных выработок

аварий на поверхности

аварийных ситуаций

4258

179

1705

Всего аварий и аварийных ситуаций в том числе подземных пожаров, всего

Общий ущерб от аварий, тыс. руб.

126914 62608,3 142894 239890 155324 106614 43591

Весомую опасность для угольных шахт представляют подземные пожары, а также взрывы газа и угольной пыли. Согласно статистическим данным количества аварий и аварийных ситуаций за период с 2000 по 2018 гг., подземные пожары на угольных шахтах, обслуживаемых ГВГСС МЧС ДНР (в прошлом – ГВГСС Министерства энергетики и угольной промышленности Украины), по частоте возникновения составляют порядка 16 % аварий и аварийных ситуаций из общего количества и 45 % подземных аварий, встречающихся на предприятиях угольной промышленности. Взрывы газа и угольной пыли составляют порядка 2,6 % аварий и аварийных ситуаций из общего количества и 7,4 % подземных аварий. На рис. 1, 2 представлены динамика и распределение аварий и аварийных ситуаций (в т.ч. подземных аварий) по видам.

298

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

Рис. 1. Динамика аварий и аварийных ситуаций по видам

Рис. 2. Распределение подземных аварий по видам

Неудовлетворительное состояние пожарной безопасности не может объясняться только безответственностью руководителей и исполнителей работ. Оно связано с тенденцией развития горнодобывающей отрасли, с широким применением в подземных условиях шахт резинотехнических и синтетических материалов и

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

299

изделий: минерального масла, конвейерных лент, оболочек гибких электрических кабелей и других горючих материалов, которые в сочетании с углем и метаном создают горючую среду, способную воспламениться даже от кратковременного действия маломощных тепловых источников. Помимо наличия в горных выработках горючих материалов (деревянной крепи, резинокабельных изделий, масла и пр.), высокая пожароопасность угольных шахт также обусловлена насыщенностью очистных и подготовительных забоев электрическим и механическим оборудованием, нарушение правил эксплуатации которого может вызвать воспламенение горючих материалов, газообильностью угольных пластов и большим содержанием летучих веществ в угольной пыли, а также оставлением в выработанном пространстве целиков и отбитого угля, склонного к самовозгоранию [15, 16]. Особенно опасны пожары в газообильных шахтах, так как их тушение сопряжено с возможностью взрыва газовоздушной смеси из-за возможных ее скоплений в районе действующего пожара до взрывоопасных концентраций [15, 16]. Согласно предоставленным Департаментом горнотехнического надзора Государственного Комитета горного и технического надзора Донецкой Народной Республики сведениям о категорийности шахт на 2019 год, из общего числа угольных шахт Донбасса (в т.ч. входящих в структуру Министерства угля и энергетики Донецкой Народной Республики, карта расположения которых представлена на рис. 3), которое составляет: 19 шахт (входящих в состав государственных предприятий как обособленные подразделения), семь шахт (крупных самостоятельных), 29 шахт (малых частных), шесть шахт (входящих в состав ГП «Донбас-суглереструктуризация); семь шахт отнесены к сверхкатегорным, одна шахта к третьей категории по метану, семь шахт ко второй категории, 28 шахт к первой категории по метану, три шахты не газовые, 15 шахт являются опасными по внезапным выбросам угля и газа, 14 шахт отнесены к опасным по взрывчатости угольной пыли. На рис. 4 представлена диаграмма распределения шахт, подконтрольных Государственному Комитету горного и технического надзора Донецкой Народной Республики, на 2019 год по категориям (по метанообильности).

300

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

Рис. 3. Карта расположения предприятий, находящихся в сфере управления Министерства угля и энергетики Донецкой Народной Республики

Рис. 4. Распределение шахт, подконтрольных Государственному Комитету горного и технического надзора Донецкой Народной Республики, на 2019 год по категориям (по метанообильности)

Из общего числа подземных аварий наибольший удельный вес занимают пожары. Следует отметить, что среднегодовое количество пожаров за период с 2000 по 2018 гг. имеет тенденцию к снижению. Связано это с масштабной реструктуризацией уголь-

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

301

ных шахт Донбасса, начатой в 2014 г. Однако доля этого вида подземных аварий в процентном соотношении все так же занимает лидирующую позицию с показателем – 45 %. Взрывы газа и угольной пыли в шахтах являются одним из самых опасных видов аварий. Взрывная волна, распространяясь по выработкам, разрушает крепь, в результате чего образуются завалы, в ряде случаев преграждающие выход пострадавших из охваченных взрывом участков и проход к ним вспомогательных горноспасательных команд. Застигнутые аварией люди подвергаются угрозе поражения взрывной волной, а также опасности отравления ядовитыми продуктами взрыва [17]. Взрывы газа и угольной пыли в шахтах Донбасса в среднем случаются 2…3 раза в год и составляют 7,4 % подземных аварий. При ликвидации пожаров и последствий взрывов газа и угольной пыли нередко возникают условия, опасные для жизни горноспасателей. Соответственно, подразделениям горноспасательной службы нередко приходится использовать, имеющуюся в настоящее время на оснащении, систему дистанционного контроля состава шахтной среды с целью получения данных о газовой обстановке (содержание горючих и взрывоопасных газов) в аварийных участках (выработках) угольных шахт. Применение данной системы регламентировано нормативными правовыми и ведомственными документами [18–22]. Согласно Уставу [18], на протяжении всего времени выполнения работ по тушению подземного пожара необходимо осуществлять проверку состава шахтного воздуха и контролировать его температуру. Памятка руководителю горноспасательных работ [18] гласит о том, что на аварийном участке необходимо организовывать контроль газовой обстановки путем дистанционного отбора проб шахтного воздуха. Периодический контроль шахтной среды следует производить путем отбора и анализа проб шахтного воздуха в специализированной газоаналитической лаборатории. При этом следует определять концентрацию метана, оксида углерода, диоксида углерода, кислорода, водорода, а при необходимости – других газов. Места, количество и периодичность отбора проб шахтного воздуха определяются ответственным руководителем работ по ликвидации аварии и руководителем горноспасательных работ [18].

302

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

На сегодняшний день дистанционный контроль состава шахтной среды заключается в дистанционного отборе проб газовоздушной смеси по специально проложенному трубопроводу с последующим их анализом в специализированной газоаналитической лаборатории. Система дистанционного отбора проб состоит из побудителя расхода (установки эжекторной или вакуум-насоса), пробоотборного трубопровода (газовой магистрали), а также вспомогательных приспособлений и инструментов (штуцеров для соединения труб, влагоотделителей, фильтров и т.п.). Принцип используемого способа дистанционного отбора проб основан на непрерывном прокачивании газовоздушной смеси через пробоотборный трубопровод благодаря разрежению, создаваемому установкой эжекторной или вакуумнасосом. За время прокачивания пробы происходит продувка линии дистанционного отбора проб, достаточная для получения пробы. Перечень оборудования для дистанционного отбора проб шахтного воздуха приведен во Временных нормах [23]. Способ и технические средства для дистанционного отбора проб шахтного воздуха были разработаны в результате выполнения научно-исследовательских и опытно-конструкторских работ, проводимых в 70…80-е годы прошлого столетия научными сотрудниками и инженерами Всесоюзного научно-исследовательского института горноспасательного дела, а также других научноисследовательских организаций и горноспасательных подразделений. Согласно предоставленному Департаментом ГВГСС МЧС ДНР материалу об аварийности, анализе аварий и проведении горноспасательных работ на предприятиях, обслуживаемых подразделениями ГВГСС МЧС ДНР (в прошлом – ГВГСС Министерства энергетики и угольной промышленности Украины) за период с 2000 по 2018 гг., был выполнен анализ частоты и приведены конкретные случаи применения дистанционного контроля состава шахтной среды при авариях в угольных шахтах. Статистика применения дистанционного контроля состава шахтной среды на горных предприятиях за период с 2000 по 2018 гг. приведена в табл. 2.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

303

Таблица 2 Статистика применения дистанционного контроля состава шахтной среды на горных предприятиях за период с 2000 по 2018 гг. Дата 07.02.2003 11.05.2003 04.12.2003 20.04.2004

Шахта (шахтоуправление, подразделение), государственное предприятие Шахта «Вергелевская» ГП «Луганскуголь» Шахта «СамсоновскаяЗападная» ГП «Краснодонуголь» Шахта им. Ф.Э. Дзержинского ГП «Ровенькиантрацит» Шахта им. 50-летия СССР ГП «Краснодонуголь»

Аварийный участок (аварийная выработка) 4-я восточная лава пл. L6

Пожар

3 восточная лава пл. К2Н

Пожар

Обходная откаточного Пожар штрека № 41 пл. Н8 Сопряжение главного венти- Пожар ляционного ходка и западного конвейерного ходка 3 западная лава пл. К2Н Пожар

04.07.2004 Шахта «СамсоновскаяЗападная» ГП «Краснодонуголь» 19.07.2004 ГП «УК «Краснолиманская» 11 южная лава центрального уклона пл. l3 16.08.2004 Шахта им. 60-летия ВОСР Сопряжение 11 восточного ГП «Шахтерскантрацит» вентиляционного штрека и 11 восточной лавы пл. m3 15.11.2004 Шахта им. В.И. Ленина Выемочный участок № 84-бис ГП «Артемуголь» 18.11.2004 Шахта «Перевальская» 20 западный откаточный ГП «ЛУР» штрек пл. К5 04.12.2004 Шахта им. Н.П. Баракова 8-й южная лава пл. К5Н ОАО «Краснодонуголь» 27.03.2005 Шахта «Самсоновская-Западная» Забой тупиковой части людОАО «Краснодонуголь» ского уклона пл. К2 28.05.2005 Шахта № 5 Конвейерный наклонный АО «Ждановкауголь» ствол 17.08.2005 Шахта им. А.Ф. Засядько 12 западный вентиляционный штрек пл. l1 03.07.2006 Шахта «Юбилейная» 578 сборный штрек пл. С6 ОАО «Павлоградуголь» 01.02.2007 Шахта «СамсоновскаяСопряжение восточного ярусЗападная» ного конвейерного штрека с ОАО «Краснодонуголь» монтажной камерой 4 восточной лавы пл. К2Н 26.02.2007 Шахта «Дуванная» 4 западная лава пл. К2 ОАО «Краснодонуголь» 18.11.2007 Шахта им. А.Ф. Засядько 13 восточная лава пл. l1 14.12.2007 ГП «УК «Краснолиманская»

Вид аварии

Конвейерный ходок западной лавы пл. l3

Взрыв газа Пожар Пожар Пожар Пожар Пожар Пожар Пожар Пожар Пожар

Пожар Взрыв газа Пожар

304

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

Продолжение табл. 2 Дата 17.10.2008

17.03.2009

27.05.2009 17.03.2010 23.09.2010 18.07.2011 22.10.2011 02.02.2012

Шахта (шахтоуправление, подразделение), государственное предприятие ОАО «Угольная компания «Шахта КрасноармейскаяЗападная № 1» Шахта «Щегловская-Глубокая» ПАО «Шахтоуправление «Донбасс» Шахта «Западно-Донбасская» ОАО «Павлоградуголь» Шахта им. А.Г. Стаханова ГП «Красноармейскуголь» Шахта «Пионер» ГП «Добропольеуголь» Шахта им. А.И. Гаевого ГП «Артемуголь» Шахта «Днепровская» ПАО «ДТЭК Павлоградуголь» ОП «Шахта им. М.И. Калинина» ГП «ДУЭК»

30.03.2012 Шахта «Степная» ГП «Львовуголь» 19.04.2012 Шахта «Западно-Донбасская» ПАО «ДТЭК Павлоградуголь» 27.07.2012 Шахта «Северная» ГП «Дзержинскуголь» 16.09.2012 Шахта «СамсоновскаяЗападная» ОАО «Краснодонуголь» 14.04.2013 Шахта «Южная» ГП «Дзержинскуголь» 11.09.2013 Шахта им. Артема ГП «Луганскуголь» 19.09.2013 Шахта № 22 «Коммунарская» ПАО «Шахтоуправление «Донбасс» 05.08.2014 Шахта «Пионер» ГП «Добропольеуголь»

Аварийный участок (аварийная выработка)

Вид аварии

1 северная лава блока № 2

Пожар

4 западная лава пл. l1

Пожар

1021 лава пл. С10В 1 северная лава группового уклона пластов ℓ1-ℓ3 блока 2 2 северная лава пл. m42

Пожар

Участок № 114

Пожар

1086 бортовой штрек выемочного участка пл. С10 2 восточная лава центрального панельного уклона (ЦПУ) пл. h10 120 конвейерный штрек лавы № 1190 1010 сборный штрек выемочного участка пл. С10 Выемочный участок № 71 пл. l5 6 восточный конвейерный уклон пл. k2Н

Взрыв газа Пожар

Откаточный штрек участка № 123 пл. k4 4 восточный штрек пл. k6

Пожар

12 западный вентиляционный штрек пл. k5 Вентиляционный штрек 3 северной лавы пл. m42

Пожар

Пожар Взрыв газа Пожар Пожар

Взрыв газа Пожар Пожар

На основании предоставленного Департаментом ГВГСС МЧС ДНР материала об аварийности в угольных шахтах, анализе аварий и горноспасательных работ на предприятиях, обслуживаемых подразделениями горноспасательной службы, карт учета ава-

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

305

рий, сведений о результатах работы горноспасательной службы, а также на основании анализа отчетов, научной литературы и специальных литературных источников, установлено, что недостатком существующего способа и применяемых технических средств является невысокая достоверность отобранных проб, так как в практике ликвидации пожаров, последствий взрывов газа и угольной пыли, а также других аварий имеют место случаи взрывов газовоздушных смесей, в то время как по результатам анализа дистанционно отобранных проб шахтного воздуха смесь была не взрывчатой, а также обратная ситуация, когда по результатам дистанционного контроля состава шахтной среды в аварийном участке наблюдалась взрывоопасная ситуация, а взрывов не было. Так, в ходе оценки ведения горноспасательных работ и ликвидации ряда аварий (например, на шахте «Вергелевская» ГП «Луганскуголь» вследствие происшедшего пожара 07.02.2003 г.) установлено, что смесь горючих газов на аварийных участках являлась взрывоопасной, в то время как результаты дистанционно отобранных проб указывали на отсутствие угрозы взрыва из-за крайне неудовлетворительной организации дистанционного контроля состава шахтной среды, а также неудовлетворительной организации работы специализированной газоаналитической лаборатории в период ликвидации аварии. На шахте им. А.Ф. Засядько 01.12.2007 г. в аварийном участке 13 восточной лавы пласта l1 произошел взрыв газовоздушной смеси, в то время как результаты анализа проб шахтного воздуха в контролируемых местах, отобранные до взрыва, составляли: метан (СН4) – 2,7 %; окись углерода (СО) – 0,2 %; углекислый газ (СО2) – 0,7 %; кислород (О2) – 18,5 %; водород (Н2) – 0 %. Следовательно взрывоопасного содержания горючих газов в контролируемых местах не было. Это же повторилось на следующий день. 02.12.2017 г. в аварийном участке 13 восточной лавы пласта l1 снова произошел взрыв газовоздушной смеси. При этом результаты анализа отобранных проб шахтного воздуха указывали на отсутствие взрывоопасного содержания горючих газов в контролируемых местах: метан (СН4) – 2,4 %; окись углерода (СО) – 0,008 %; углекислый газ (СО2) – 1,0 %; кислород (О2) – 19,7 %; водород (Н2) – 0 %.

306

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

Также в ряде случаев наблюдалась обратная ситуация. Так, например, при ликвидации пожара в 120 конвейерном штреке лавы № 1190 на шахте «Степная» ГП «Львовуголь» наблюдалась взрывоопасная концентрация газовоздушной смеси: метан (СН4) – 9,84 %; окись углерода (СО) – 0,3 %; кислород (О2) – 15,6 %; водород (Н2) – 0,26 %, однако взрыва не произошло. Определение взрываемости смеси горючих газов при подземных пожарах и других авариях производится с помощью треугольника взрываемости. Методика расчета изложена в Уставе [18]. Для упрощения расчета треугольника взрываемости смеси горючих газов подразделениями горноспасательной службы используются различные программные системы и комплексы, например, «РЕВОД» (разработчики – В. И. Назаренко, В. В. Лукин, А. Ю. Иванов, Н. С. Почтаренко, И. А. Турута, Д. А. Охрименко, О. В. Жебелев) [24, 25], «Вентиляция шахт» (разработчики – Н. М. Кравченко, М. В. Кравченко) [26 – 28] и прочие. Внешний вид программы для расчета треугольника взрываемости смеси горючих газов представлен на рис. 5.

Рис. 5. Внешний вид программы для расчета треугольника взрываемости смеси горючих газов

Данные программные системы и комплексы позволяют рассчитывать координаты треугольника взрываемости и точки газо-

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

307

вой смеси. Результаты решения графически представляются на экране дисплея. Изображение на экране сопровождают текстовые сообщения с описанием газовой ситуации на участке и перечнем возможных мероприятий для ее изменения. Для дальнейшего прогноза корректируется исходная информация и с новыми данными повторяется расчет. Исходными данными являются объемные содержания, %: метана СН4, оксида углерода CO, водорода H2, кислорода O2. Допустимый диапазон изменения концентраций СН4, CO и H2 принят от 0 до 20 %, O2 – от 0 до 21 %. По корректным значениям исходных данных программа вычисляет общее содержание горючих газов

С Г = ССН 4 + ССО + С Н 2 , и относительные доли каждого газа

РСН 4 =

ССН 4 СГ

; РСО =

СН ССО ; РН 2 = 2 . СГ СГ

Все эти значения округляются до 0,1 таким образом, чтобы при этом выполнялось равенство

РСН 4 + РСО + РН 2 = 1. После этого определяется взрываемость заданной смеси горючих газов и результаты расчета выдаются на экран. Анализируя материал прошлого периода [29], следует отметить, что в практике тушения пожаров и ликвидации других аварий с применением такого же или аналогичного оборудования для дистанционного отбора проб шахтного воздуха, которое состоит и сейчас на оснащении подразделений ГВГСС МЧС ДНР, ранее также имели место случаи взрывов газовоздушных смесей, в то время, как по результатам анализа дистанционно отобранных проб шахтного воздуха смесь была не взрывчатой. Так, на шахте № 43 ГП «Торезантрацит» в 70-е годы прошлого столетия в аварийном пожарном участке два взрыва газовоздушной смеси произошли при содержании метана (СН4) – 0,3 % и 39,0 %, кислорода (О2) – 20,4 % и 5,4 % и окиси углерода (СО) –

308

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

0,007 % и 0,009 % соответственно. В 1975 г. на шахте им. Румянцева ГП «Артемуголь» при тушении эндогенного пожара на пласте К 41 «Андреевский» выемочный участок был изолирован и после этого произведен запуск расчетного количества углекислоты. В результате этого за перемычками, установленными на вентиляционном штреке, содержание кислорода (О2) снизилось до 11,0 %, а метана (СН4) возросло до 23,0 %. Однако, спустя некоторое время, в изолированном пространстве произошло несколько взрывов. Аналогичный случай имел место и на шахте им. Бажанова ГП «Макеевуголь» в августе 1972 г. В процессе тушения пожара изолированные горные выработки аварийного участка заполнялись парогазовой смесью при помощи генератора инертных газов ГИГ4. После остановки генератора у перемычки на вентиляционном штреке состав шахтного воздуха (газовоздушной смеси) был не взрывчатым: углекислый газ (СО2) – 8,2 %; кислород (О2) – 9,7 %; окись углерода (СО) – 0,9 % и метан (СН4) – 3,2 %, но в изолированном пространстве произошел взрыв. Приведенные примеры говорят о том, что отобранные пробы не достаточно полно характеризовали газовую обстановку аварийных участков. На это указывает также случай взрыва газовоздушной смеси, происшедший 10.11.1981 г. на шахте им. Димитрова ГП «Южкузбассуголь». По данным анализа проб газовоздушной смеси, отобранным дистанционно на исходящей струе изолированного аварийного участка, содержание метана (СН4) в 2,5 раза превышало значение нижнего предела, а кислорода (О2) – ниже критического. При проведении разведки на вентиляционном горизонте газовоздушная смесь была не взрывчата, а на основном штреке – взрывоопасна. Руководствуясь данными анализа проб, отобранных на вентиляционном горизонте, было принято решение о сокращении объема изолированного участка. При выполнении этих работ произошел взрыв метановоздушной смеси. Причиной взрыва явилось наличие утечек через изолированной участок, способствовавших образованию в зоне пожара взрывоопасных концентраций метана [29]. Известны также случаи, когда по результатам дистанционного контроля в изолированном пространстве аварийного участка наблюдалась взрывоопасная концентрация, а взрывов не было.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

309

Так, на шахте «Ясиновская-Глубокая» ГП «Макеевуголь» в августе 1973 г. через двое суток после закрытия проемов образовался следующий состав шахтной среды: углекислый газ (СО2) – 1,7 %; кислород (О2) – 15,0 %; окись углерода (СО) – 0,02 % и метан (СН4) – 7,5 %, но взрыв не произошел [29]. Изучая материалы об авариях в угольных шахтах за рубежом [30], следует отметить, что применяемые способ и технические средства дистанционного контроля состава шахтной среды в аварийных участках также не лишены недостатков и имеют место взрывы газовоздушных смесей, в то время как по результатам анализа дистанционно отобранных проб воздуха смесь была не взрывчатой, а также обратная ситуация, когда по результатам дистанционного контроля аварийного участка наблюдалась взрывоопасная ситуация, а взрывов не было. Одним из ярких примеров может служить случай ликвидации пожара на шахте «Thurcroft Main» [30], при котором применялся способ дистанционного контроля состава шахтной среды в аварийном участке, аналогичный применяемому подразделениями ГВГСС МЧС ДНР в настоящий период. Пробы шахтного воздуха для анализа отбирались через каждые 30 мин. Содержание горючих в смеси все это время было слишком малым (метан (СН4) – 2,0 %; окись углерода (СО) – 0,6 %; водород (Н2) – 0,2 %; кислород (О2) – 4,4 %), чтобы быть взрывоопасным, но в то же время в аварийном участке несколько раз наблюдались ясно выраженные признаки взрывов, сопровождающиеся крупными выбросами в исходящую струю продуктов взрыва. Из вышеизложенного следует, что существующие на сегодняшний день техника и технологии дистанционного контроля состава шахтной среды в аварийных участках не лишены недостатков, которые влияют на получение достоверных данных и не позволяют объективно оценить газовую обстановку аварийного участка. Применяемые подразделениями горноспасательной службы способ и технические средства дистанционного отбора проб шахтного воздуха при выполнении аварийно-спасательных работ, особенно на большом расстоянии, также часто оказываются малоэффективными, и не отвечают условиям безопасности. Таким образом, изучение и разработка новых, или совершенствование существующих способа и технических средств дистанционного контроля состава шахтной среды при выполне-

310

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

нии аварийно-спасательных работ является актуальной научнотехнической задачей, решение которой позволит повысить эффективность горноспасательных работ, сократить время ликвидации аварий и уменьшить экономический ущерб от них. Задачами дальнейших исследований являются: изучение и анализ отечественных и зарубежных технологий и оборудования для дистанционного контроля состава шахтной среды, определение основных факторов, влияющих на достоверность оценки газовой обстановки аварийных участков дистанционным способом, поиск перспективных решений по разработке новых или совершенствованию применяемых способов и технических средств дистанционного контроля состава шахтной среды в аварийных участках. Библиографический список 1. Экономика Донецкой Народной Республики: состояние, проблемы, пути решения: научный доклад / коллектив авторов ГУ «Институт экономических исследований» в рамках сотрудничества с Институтом народнохозяйственного прогнозирования Российской академии наук; под науч. ред. А. В. Половяна, Р. Н. Лепы; Министерство образования и науки Донецкой Народной Республики. ГУ «Институт экономических исследований». − Донецк, 2017. – 84 с. 2. Экономика Донецкой Народной Республики: состояние, проблемы, пути решения: научный доклад / коллектив авторов ГУ «Институт экономических исследований»; под науч. ред. А. В. Половяна, Р. Н. Лепы; ГУ «Институт экономических исследований». – Донецк, 2018. – 260 с. 3. Приоритетные направления развития Донецкой Народной Республики. [Электронный ресурс]. URL: https://dnr-online.ru/denis-pushilin-nazvaltri-prioritetnyh-napravleniya-razvitiya-respubliki/ (дата обращения: 23.04.2019). 4. Погоржельская, Н. В. Тенденции развития угольной промышленности / Б. Г. Шелегеда, Н. В. Погоржельская // «Вести Автомобильнодорожного института». – 2017. – № 1 (20). – С. 77 – 84. 5. Яновский, А. Б. Основные тенденции и перспективы развития угольной промышленности России // Уголь. – 2017. – № 8. – С. 10 – 14. – URL: http://www.ugolinfo.ru/Free/082017.pdf (дата обращения: 23.04.2019). 6. Иванченко, А. Д. Направления развития угольной промышленности в России // Молодой ученый. – 2017. – № 32. – С. 50 – 53. – URL: https://moluch.ru/archive/166/45362/ (дата обращения: 23.04.2019).

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

311

7. Распоряжение Правительства Российской Федерации от 21.06.2014 № 1099-Р «Программа развития угольной промышленности России на период до 2030 года». 8. Перспективы развития угольной отрасли в мире. [Электронный ресурс]. URL: https://www.metalbulletin.ru/publications/2992/ (дата обращения: 23.04.2019). 9. Мировые тенденции развития угольной отрасли. [Электронный ресурс]. URL: https://mining-media.ru/ru/article/ekonomic/14525-mirovyetendentsii-razvitiya-ugolnoj-otrasli (дата обращения: 23.04.2019). 10. Меры по повышению уровня промышленной безопасности на предприятиях ТЭК. [Электронный ресурс]. URL: http://smdnr.ru/v-doneckeobsudili-mery-po-povysheniyu-urovnya-promyshlennoj-bezopasnosti-napredpriyatiyax-tek-respubliki/ (дата обращения: 24.04.2019). 11. Уровень промбезопасности на предприятиях ТЭК. [Электронный ресурс]. URL: https://dnr-online.ru/2019/02/18/postoyanno-dejstvuyushhayakomissiya-minuglya-rassmotrela-uroven-prombezopasnosti-na-predpriyatiyahtek/ (дата обращения: 24.04.2019). 12. Горноспасательная служба и её организация. [Электронный ресурс]. URL: http://coalguide.ru/podzemnye-pozhary-i-gornospasatelnoe-delo/406gornospasatelnaya-sluzhba-i-ejo-organizatsiya / (дата обращения: 24.04.2019). 13. Ткачева, А. А. Анализ состояния развития угольной промышленности и направления преодоления кризисных тенденций / А. А. Ткачева, И. В. Кочура // Проблемы управления производственно-экономической деятельностью субъектов хозяйствования: сборник научных работ VI Международной научной конференции молодых ученых и студентов, 19 апреля 2012 г., г. Донецк, ДонНТУ. – Т. 2. – Донецк: ДонНТУ, 2012. – 274 с. 14. Мартякова, Е. В. Хозяйственные риски: оценка и прогнозирование: монография / Е. В. Мартякова, И. В. Кочура; ГОУ ВПО «ДонНТУ». – Донецк, 2008. – 220 c. 15. Гладков, Ю. А. Справочник горноспасателя [Текст] / Ю. А. Гладков, А. И. Козлюк, Н. И. Привалов, А. Е. Ильин. – Донецк: Донбасс, 1988. – 247 с. 16. Соболев, Г. Г. Организация и ведение горноспасательных работ в шахтах. 3-е изд., перераб. и доп. [Текст] / Г. Г. Соболев. – М: Недра, 1988. – 280 с. 17. Соболев, Г. Г. Горноспасательное дело [Текст] / Г. Г. Соболев. – М: Недра, 1972. – 360 с. 18. Устав по организации и ведению горноспасательных работ Государственной военизированной горноспасательной службой Министерства по делам гражданской обороны, чрезвычайным ситуациям и ликвидации последствий стихийных бедствий Донецкой Народной Республики: утв. МЧС ДНР 09.12.2015 № 965. – Донецк, 2015. – 331 с.

312

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

19. Наставление по тактической подготовке основного личного состава подразделений Государственной военизированной горноспасательной службы Министерства по делам гражданской обороны, чрезвычайным ситуациям и ликвидации последствий стихийных бедствий Донецкой Народной Республики: утв. МЧС ДНР 05.12.2017 № 417. – Донецк, 2017. – 324 с. 20. Методические рекомендации по отбору проб рудничного воздуха дистанционным способом: утв. начальником ВГСЧ Донбасса 30.05.1990. – Донецк, 1990. – 22 с. 21. Методические рекомендации по контролю шахтной атмосферы при ведении горноспасательных работ в угольных шахтах: утв. начальником ВГСЧ Донбасса 18.07.1988. – Донецк, 1988. – 28 с. 22. Система дистанционного отбора газовых проб в выработках шахт «Дистоп»: инструкция / Центральный штаб ВГСЧ Донбасса. – Донецк, 1971. – 24 с. 23. Временные нормы табельной положенности горноспасательного оборудования, медицинского оснащения, имущества и транспортных средств Государственных военизированных горноспасательных подразделений Министерства по делам гражданской обороны, чрезвычайным ситуациям и ликвидации последствий стихийных бедствий Донецкой Народной Республики: утв. МЧС ДНР 02.08.2017 № 281. – Донецк, 2017. – 66 с. 24. Программная система «РЕВОД» (руководство по эксплуатации). [Электронный ресурс]. URL: http://revod.com.ua/doc/rev/doc1.pdf (дата обращения: 22.05.2019). 25. Программная система «РЕВОД». [Электронный ресурс]. URL: http://ea.donntu.edu.ua/bitstream/123456789/2664/1/REVOD.pdf (дата обращения: 22.05.2019). 26. Кравченко, М. В. Решение задач вентиляции шахт на ПЭВМ / М. В. Кравченко, Н. М. Кравченко // Состояние и перспективы развития Восточного Донбасса: Сб. научных трудов. – Новочеркасск: ЮРГТУ, 2001. – С. 70 – 72. 27. Пашковский, П. С. Комплекс программ для решения задач проветривания шахт в нормальных и аварийных условиях / П. С. Пашковский, М. В. Кравченко, Н. М. Кравченко, Б. В. Бокий // 10-я сессия Международного Бюро по Горной Теплофизике (14 – 18 февраля 2005 г.). – Гливице, Польша, 2005. – С. 565 – 574. 28. Кравченко, М. В. Опыт внедрения программного комплекса «Вентиляция шахт» / М. В. Кравченко, Н. М. Кравченко // Уголь Украины. – 2003. – № 2. – С. 26 – 28. 29. Разработать Руководство по определению мест отбора проб воздуха в пожарных участках с целью получения достоверных данных о газовой обстановке [Текст]: отчет о НИР (заключ.): утв. директором ВНИИГД; рук. В.Н. Орлов, В.С. Сергеев; исполн.: И.Н. Зинченко, А.В. Ревякин,

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

313

Ю.А. Жирный. – Донецк, 1983. – 95 с. – Библиогр.: с. 75 – 79. № ГР 01827043533. – Инв. № 02830084802. 30. Chapman D., Hartley A. Sealing, remote sampling and reopening following an ignition and fire at Thurcroft Main Colliery. «Mining Eng.» (Gr. Brit.), 1972, № 141, 431 – 443, Discuss., 443 – 445 (англ.).

Agarkov Aleksandr, engineer of the first category, post-graduate student (The «Respirator» State Scientific Research Institute of Mine-Rescue Work, Fire Safety and Civil Protection of the Ministry of the Donetsk People’s Republic for Civil Defense Affairs, Emergencies, and Liquidation of Consequences of Natural Disasters, Donetsk) ANALYSIS OF EMERGENCY IN COAL MINE AND ANALYSIS OF THE SYSTEM OF REMOTE CONTROL OF THE COMPOSITION OF THE MINE ENVIRONMENT WHEN CARRYING OUT A MINING RESCUE A comprehensive analysis of accidents, including underground fires, gas and coal dust explosions, at coal industry enterprises, analysis of the frequency and specific cases of remote monitoring of the composition of the mine environment in emergency areas during the liquidation of accidents at mining enterprises was performed. Examples are given from the practice of extinguishing fires and other accidents in which gas-air mixtures exploded, while the analysis of remotely sampled air resulted in a mixture that was not explosive, as well as the reverse situation where explosive situation, and there were no explosions. Keywords: mining industry, coal mine, mountain rescue service, emergency site, accident analysis, underground fires, gas and coal dust explosions, gas situation, remote control of the composition of the mine environment.

314

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

УДК 622.27 ПРИМЕНЕНИЕ СОТРЯСАТЕЛЬНОГО ВЗРЫВАНИЯ С ОПЕРЕЖАЮЩЕЙ ГИДРОВЗРЫВНОЙ РАЗРАБОТКОЙ ПЛАСТА ПРИ ПРОВЕДЕНИИ ПЛАСТОВЫХ ВЫРАБОТОК В УСЛОВИЯХ ОП «ШАХТА ИМ. А.А. СКОЧИНСКОГО» ГП «ДУЭК» Лиманский А. В., студент гр. РПМ-14а, Дрипан П. С., ст. преп., науч. рук. (ГОУВПО «ДОННТУ», г. Донецк, ДНР) Обоснована необходимость совершенствования ведения взрывных работ по выбросоопасным пластам с применением сотрясательного взрывания. Предложен способ с гидровзрывной обработкой пласта. Ключевые слова: сотрясательное взрывание, шпур, внезапный выброс, гидровзрывная обработка.

Одним из основных показателей производства на угольных шахтах является добыча угля. При этом сохранение запланированного уровня добычи возможно только путём своевременного возобновления фронта очистных забоев. Что требует сохранения, а в некоторых случаях и увеличения темпов проведения подготовительных выработок, а также увеличения числа подготовительных забоев. При разработке пластов опасных по внезапным выбросам угля и газа (ВВУГ) обеспечить высокие темпы проведения выработок сложно из-за необходимости выполнения и осуществления контроля эффективности мероприятий по борьбе с ВВУГ. Возникающие при проведении пластовых выработок выбросы угля приводят аварийным ситуациям, которые часто сопровождаются травмами рабочих и нередко смертельным исходом. Проблемой безопасного ведения работ на пластах опасных по ВВУГ с большим успехом занимались такие видные учёные как Николин В. И., Александров С. Н., Булгаков Ю. Ф. и Яйло В. В. Под их руководством были разработаны и внедрены эффективные способы и меры, позволяющие безопасно вести горные работы по выбросооопасным пластам [1].

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

315

Сейчас практически в 90 % всех подготовительных забоев на пластах опасных по ВВУГ применяется буровзрывная технология с применением сотрясательного взрывания. Недостатками сотрясательного взрывания являются большое число и сила выбросов угля и газа в подготовительных выработках. Сдерживают темпы подготовки выемочных участков, но также влияют на безопасность и технико-экономических показатели очистной выемки при переходе полостей выбросов. Наличие воздушного зазора между зарядом взрывчатого вещества (ВВ) и стенками скважины (шпура) приводит к непроизводительным затратам энергии ВВ: давление продуктов взрыва в скважине (шпуре) резко падает; расширение ВВ в зоне реакции детонационной волны вызывает появление химических потерь; большая энергия взрыва затрачивается на переизмельчение угля в зоне пластических деформаций. Поэтому разработка способа, позволяющего снизить негативное влияние газодинамических явлений с использованием сотрясательного взрывания, является актуальной задачей. Целью данной работы является разработка экспериментального паспорта ведения буровзрывных работ (БВР) с применением новой технологи для условий подготовительного забоя одной из шахт ГП «Донецкая угольная энергетическая компания» При отработке запасов угля в условиях ОП «Шахта им. А.А. Скочинского» ГП «ДУЭК» происходили ВВУГ и более 200 выбросов при сотрясательном взрывании. Для снижения вероятности возникновения выбросов угля и газа при сотрясательном взрывании предлагается разработанный сотрудниками кафедры ОТиА ДОННТУ способ опережающей гидровзрывной обработки пласта при каждом очередном цикле сотрясательного взрывания. Схема способа приведена на (рисунке 1). Под гидровзрывной обработкой пласта понимается взрывание патронов ВВ в окружении воды. При взрывании патронов ВВ в окружении воды перечисленные недостатки устраняются. Плотность воды, сжатой ударной волной, приближается к плотности угля, что создает благоприятные условия для передачи энергии продуктов детонации угольному массиву по всей длине шпура в виде волны сжатия. Возникающий при взрыве импульс вследствие несжимаемости жидкости мгновенно передается на поверхность

316

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

всех прилегающих к шпуру трещин, заполненных водой . При взрыве заряда ВВ в жидкости детонационная волна на границе заряд-жидкость преобразуется в гидравлическую ударную волну, в которую переходит большая часть энергии взрыва. При этом начальное давление во фронте ударной волны примерно в 200 раз выше, а скорость потока в 1,5–2,0 раз меньше чем в воздухе.

А-А

5-7

LГ 2LГ

1 – шпуры для сотрясательного взрывания с опережающей гидровзрывной обработкой пласта; 2 – граница отбойки (выемки) пласта; 3 – патроны ВВ; 4 – шпуры от предыдущего цикла сотрясательного взрывания; LГ LГ – глубина досылки патронов; LШ – длина шпуров

Рис. 1. Схема сотрясательного взрывания с опережающей гидровзрывной обработкой пласта

Наличие воды вокруг заряда обеспечивает высокую безопасность взрывания, так как слой воды вокруг заряда толщиной более 5 мм полностью флегматизирует продукты взрыва. Даже 62 % динамит в этих условиях не взрывает метано-воздушную смесь. Шпуры для сотрясательного взрывания с опережающей гидровзрывной обработкой пласта располагают по схеме для производства обычного сотрясательного взрывания. Отличием является удвоенная длина шпуров и расположение шпуров под углом 5–70 к горизонтальной плоскости для удержания воды. В остальном параметры БВР, по крайней мере, на проведение опытного взрывания, не отличаются от паспортных. Патроны ВВ досылают на глубину отбойки (выемки) угля. Шпуры перед производством взрывания заливают водой. В качестве забойки используют гидрозабойку в сочетании с затвором из смеси глины с песком. Применение забойки необходимо для исключения выполнения требования §269 ЕПБ при ВР [2–5],

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

317

согласно которому при гидровзрывной обработке пласта необходима непрерывная подпитка наклонных скважин водой. При взрывании зарядов в результате гидроудара в концевой части удлиненных шпуров происходит гидровзрывная обработка пласта, т.е. его частичное разрушение (трещинообразование) и дегазация и, как следствие, устранение выбросоопасности. Последующее взрывание зарядов в этой обработанной зоне не должно спровоцировать выброс угля и газа или существенно снизить вероятность его возникновения. Предлагаемый способ не противоречит требованиям ЕПБ при ВР [6,7], а его применение не встретит технологических и технических трудностей. Для реализации способа разработан опытный паспорт БВР на производство сотрясательного взрывания с опережающей гидровзрывной обработкой пласта в конвейерном штреке лавы (рисунок 2).

15 3 4 3 7 10

8 5 1 2 6 9

18 17 16 21 20 19

1,5

0,60 0,60

1,0

1400

3970

25 1,5

1,5

3110

14 13 12 11

0,60

0,35 0,60

15 14

Схема расположения полиэтиленовых сосудов с водой

0,35

Схема расположения шпуров

1,0

1400

11 6

10 9

2800

19 12

3 2

18 13 16

3 14

8 15

1,5

2800

Конструкция шпурового заряда для сотрясательного взрывания с гидровзрывной обработкой пласта Глина

Патроны ВВ - скальный аммонит №1

Вода

1400 2800

0,25

0,5

0,5 0,5 0,5 0,5 0,5

0,25

Рис. 2. Основное содержание паспорта БВР для сотрясательного взрывания с опережающей гидровзрывной обработкой пласта в конвейерном штреке пласта

Выводы. В результате проделанной работы рассмотрена одна из актуальных проблем добычи угля подземным способом – внезапные выбросы угля и газа. Изучены существующие способы предотвращения ВВУГ при проведении подготовительных выработок с использованием буровзрывной технологии в режиме сотрясательного взрывания

318

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

Анализ случаев позволил выявить недостатки существующего способа и предложить использование гидровзрывной разработки для усиления эффекта защиты. Для условий ОП «Шахта им. А. А. Скочинского» ГП «ДУЭК» предложен экспериментальный паспорт ведения взрывных работ в режиме сотрясательного взрывания с применим гидровзрывной разработкой пласта. Библиографический список 1. Александров, С. Н. Охрана труда в угольной промышленности [Текст] : учебное пособие для студентов горных специальностей высших учебных заведений / С. Н. Александров, Ю. Ф. Булгаков, В. В. Яйло; под общей ред. Ю. Ф. Булгакова – Донецк: РИА ДонНТУ, 2012. – 480 с. 2. НПАОП 10.0-1.01.-10 Правила безпеки у вугільних шахтах – Киев, 2010 – 430 с. 3. Сборник инструкций к Правилам безопасности в угольных шахтах. – Т. 1. – К., 1996. – 425 с. 4. Сборник инструкций к Правилам безопасности в угольных шахтах. – Т. 2. – К., 1996. – 410 с. 5. Единые правила безопасности при взрывных работах. – К.: Норматив, 1992. – 171 с. 6. Инструкция по применению сотрясательного взрывания в угольных шахтах Украины. – Макеевка – Донбасс: МакНИИ, 1994. – 46 с. 7. СОУ 10.1.00174088.011-2005 Правила ведения горных работ на пластах, склонных к газодинамическим явлениям. – Киев: Минуглепром Украины, 2005. – 225 с.

Limansky A. V., Dripan P. S. (SEI HPE «Donetsk national technical university», DPR) APPLICATION OF SHAKING BLASTING WITH THE ADVANCE HUDRAULIC BLASTING EXPLOITATION OF THE SEAM DURING THE CARRYING OF THE SEAM WORKING IN THE CONDITIONS OF THE MINE NAMED A. A. SKOCHINSKIY The necessity of the improvement of the prone to outburst seam managing with the shock blasting application is validated. The method of the hydraulic blasting processing of the seam is provided. Keywords: shock blasting, blasthole, sudden gas outburst, hydraulic processing.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

319

УДК 622.27 СПОСОБ УСТАНОВКИ АНКЕРОВ С ИСПОЛЬЗОВАНИЕМ СТАТИЧЕСКОЙ НАГРУЗКИ Николаев И. А., студент гр. РПМ-15, Дрипан П. С., ст. преп., науч. рук. (ГОУВПО «ДОННТУ», г. Донецк, ДНР) Произведен краткий анализ способов анкерного крепления породного массива горных выработок. Предложен способ установки анкера большего диаметра, чем диаметр шпура. Ключевые слова: анкер, шпур, породный массив, статическая нагрузка, глубина закрепления

Анализ литературных источников показывает, что общая протяженность подземных горных выработок на шахтах Донбасса составляет более 2 тыс. км. Они, как правило, крепятся металлической арочной крепью из взаимозаменяемого профиля. При этом, до 25 % от их общей протяженности ежегодно перекрепляется. Основной причиной неудовлетворительного состояния выработок является низкая несущая способность арочной крепи, а также несоответствие ее технических характеристик горногеологическим и горнотехническим условиям применения. Вместе с тем, металлическая арочная крепь имеет ряд недостатков: низкая скорость крепления вследствие недостаточной механизации при возведении крепи, высокая металлоемкость, что приводит к существенному увеличению затрат на выполнение работ. Анализ известных разработок и внедрений по креплению и поддержанию выработок в отечественной и зарубежной практике показал, что одним из перспективных направлений, позволяющих устранить эти недостатки, является применение анкерных крепей и систем. Несмотря на известные преимущества крепи данного типа и широкое ее распространение на шахтах Европы, объем использования анкеров отечественных шахтах сократился более чем в 5 раз [1].

320

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

Конструктивно, анкерную крепь изготавливается в виде металлических стержней с гладкой или рифленой поверхностью; металлических труб цельных или с разрезом вдоль оси. Несущую способность анкера, которая является одной из важнейших его характеристик, определяют способом и условиями закрепления в шпуре. Существующие способы закрепления анкерной крепи условно можно разделить на три группы. К первой относятся способы, основанные на использовании замков различной конструкции, которые распираются в шпуре при вращении анкера. Несущая способность таких анкеров составляет (20…60) кН, а временя установки одного анкера (2…5) мин. Этот тип анкеров является возможным для повторного использования, но относительная сложным в изготовлении. Ко второй группе относятся способы, предусматривающие использование вяжущих материалов. При этом анкер закрепляется на некотором участке или по всей длине. Усилие закрепления анкера таким способом составляет (50…130) кН [2]. Установку анкера производят за 3–5 мин. Однако, включение в работу происходит через более длительный период, связанный со временем схватывания связующего состава. До 50 % от стоимости анкера составляют затраты на вяжущие материалы. Третью группу составляют способы, в которых закрепление анкера производят без связующих составов и механических замков – беззамковые способы закрепления. При этом, закрепление анкеров в массиве происходит либо за счет естественного деформирования стенок шпура, либо за счет выпрямления тела анкера в шпуре (анкера типа «Свеллекс» и «Сплит-Сет» [3, 4]). Также известен способ, при котором сплошной металлический анкер устанавливаются вдавливанием в статическом режиме во породный массив [5]. Третья группа способов, на наш взгляд, является наиболее перспективной с точки зрения уменьшения затрат на установку анкерной крепи. Вместе с тем, этой группе присущ ряд недостатков: – сложность конструкции анкера, и, как следствие – сравнительно высокая стоимость; – необходимость наличия дополнительного оборудования для установке;

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

321

– при установке анкеров необходима дополнительная квалифицированная подготовка рабочих. Проблемой сохранения горных выработок с использованием анкерных крепей и систем большим успехом занимались такие видные учёные как Касьян Н. Н., Новиков А. О. и Петренко Ю. А. Под их руководством были разработаны и внедрены эффективные конструктивнее решения, позволяющие создать условия для сохранения выработок в соответствии с требованиями правил безопасности. В результате проведенного анализа на кафедре «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДОННТУ предложен новый безклеевой способ установки анкера [6,7], удовлетворяющий основным требованиям совершенствования крепей горных выработок, таким как снижение затрат и количества операций на установку. Схема данного способа приведена на рисунке 1. Сущность способа заключается в запрессовке статической или забивании динамической нагрузкой сплошного анкера в предварительно пробуренный шпур диаметром меньшим, чем его диаметр [7]. При установке анкера в импульсном режиме уменьшается необходимое давление на торец анкера по сравнению со статическим режимом и затраты времени установку на проектную длину. Для подтверждения возможности использования данного способа проведены лабораторные исследования установки модели анкера в образцах породы с использованием статической нагрузки. На рисунке 2 приведены средние значения изменения нагрузки при установке (1,2,3) и извлечения (4) анкера в зависимости от соотношения диаметров шпура и анкера. Анализ представленных результатов свидетельствует о возможности закрепления анкера за счет упругого деформирования горной породы при соотношении диаметров анкера и шпура d ам d шм = 1,02 и усилиях установки и извлечения, равных 24 кН. Результаты моделирования подтвердили техническую возможность установки анкеров предложенным способом, а также помогли обосновать геометрические размеры анкера и шпура с учетом физико-механических свойств горных пород.

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

Рис. 1. Схема способа установки анкера

322

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

323

Pвд, кH 27 24 21 18

2 15 12

3 6 3

lвд, мм

0 0

Рис. 2. Усилия вдавливания (1, 2, 3) и извлечения (4) анкера для образцов песчаника в зависимости от d ам d шм : 1 – 1,04; 2 – 1,03; 3 – 1,02; 4 – 1,02

Выводы 1. Перспективным направлением совершенствования технологии установки анкеров является применение беззамковых способов их закрепления; 2. Предложен новый способ установки анкера, заключающийся в использовании анкера диаметром большим, чем диаметр шпура. 3. Полученные результаты физического моделирования установки анкера в шпуре, а также разработанная ранее его математическая модель подтверждают техническую возможность реализации предложенного способа. Библиографический список 1. О применении анкерных крепей и систем для поддержания выработок глубоких шахт [Текст] / М. П. Зборщик и др. // Уголь Украины, 1999. – №10. – С. 24–27. 2. Анкерная крепь [Текст] : справочник / А. П. Широков и др. – М: Недра 1990.– 205с.

324

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

3. Юхимов, Я. И. Анкерные крепи и средства контроля за состоянием кровли (зарубежная информация) / Я. И. Юхимов, В. Г. Гальперин // Уголь Украины, 1983.– №10. – С.44–46. 4. Скотт, Д. Новая анкерная крепь [Текст] / Д. Скотт // Глюкауф, 198.0 – №3. – С. 6–10. 5. Харрелл, М. В. Новый гидравлический способ установки анкерных болтов [Текст] / М. В. Харрелл // Mining Congress Journal. – 1971.– №6. 6. Дрипан, П. С. Результаты лабораторных испытаний способов закрепления анкеров, основанных на использовании прессовой посадки [Текст] / П. С. Дрипан // Труды Международной научно-практической конференции «Перспективы развития горных технологий в начале третьего тысячелетия».– Алчевск: ДГМИ, 1999. – С. 131–135. 7. Патент на корисну модель №55763 Україна. МКИ Е21D 20/00. Спосіб встановлення анкера / М. М. Касьян., О. О. Новіков, Ю. А. Петренко, П. С. Дрипан, І. М. Шестопалов, С. Ю. Гладкий, Д. Д. Виговський – Заявл. 04.06.2010 ; опубл. 27.12.2010 ; бюл. № 24. – 6 с.

Nikolaev I. A., Dripan P. S. (SEI HPE «Donetsk national technical university», DPR) THE METHOD OF THE INSTALLATION OF ANCHORS WITH THE PROPORTIONAL LOAD USAGE. The brief analysis of the methods of the rock mass workings anchorage supporting is done. The method of the installation of the anchor of a larger diameter than the diameter of the hole is proposed. Keywords: anchor, blasthole, rock mass, proportional load, depth of fixing.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

325

СОДЕРЖАНИЕ Сергеев Е. В. Гойхман Герц Израилевич — выдающийся горный инженер и известный ученый............................................................................ 5 Antypov I. V. Mining research and modeling geomechanical processes.................... 9 Чуванов А. С., Сиидов В. Н. Исследование напряженно-деформированного состояния массива пород вокруг демонтажных камер в условиях неустойчивых кровель...................................................................... 18 Домарев В. И. Геомеханические процессы в горном массиве на сопряжениях лава-штрек ......................................................................................... 31 Бельш Т. А., Немова Н. А. Мероприятия по охране окружающей среды при разработке каменноугольного месторождения ................................................. 38 Хусан Б., Немова Н. А. Особенности разработки нерудных месторождений на примере Мочищенского месторождения гранитов....................... 49 Атагелдиев К. Т., Баизбаев М. Б. Многрядное короткозамедленное взрывание скважинных зарядов в условиях уступной отбойки ........................................... 57 Бабак Б. Н., Касьян Н. Н., Касьяненко А. Л. Исследования эффективности способа охраны участковых выработок оболочками, заполненными дробленой породой....... 65 Иванюгин А. А., Касьян Н. Н., Касьяненко А. Л. Исследования способа охраны участковых выработок искусственными конструкциями из рядовой породы с ограничивающими элементами....................................................... 72 Русаков В. О., Касьян Н. Н., Касьяненко А. Л. Конструкции крепи горной выработки на основе анкеров, закрепляемых в горном массиве без связующих составов .......... 78

326

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

Рудской Д. П., Новиков А. О., Шестопалов И. Н. Влияние анкерования кровли на устойчивость выработок в зависимости от угла залегания пород и длины анкера.............. 87 Штекель С. В., Новиков А. О. Влияние анкерования пород кровли и боков выработки на ее устойчивость................................................................................. 99 Ярошенко В. Э., Новиков А. О. Обоснование схем расположения анкеров и их длины при наличии вокруг выработки зоны разрушенных пород ................ 103 Костюк И. С. Инструменты реинжиниринга набора бизнеспроцессов в шахте (на примере внедрения современной автоматизированной системы табельного учета)......................... 107 Кукота М. В., Гомаль И. И. Выбор рациональных методов борьбы с внезапными выбросами в ОП «Шахта «Холодная балка» ............................... 122 Золотухин Д. Е., Стрельников В. И. Использование программы STREK-513.xls для оценки экономической эффективности способов охраны участковой выработки..................................................................... 132 Bukovansky S., Moroz O. K., Agarkov A. V. Behavior of the hanging wall - coal seam arrangement using the impact theory and resonance system in the rock burst control in conditions of Ostrava – Karvina coalfield ........................ 139 Бузановский Д. С., Выговский Д. Д., Выговская Д. Д. Основные решения экологических и социальноэкономических последствий закрытия (ликвидации) угольных шахт.................................................................................. 159 Зуйков Д. А., Выговская Д. Д., Выговский Д. Д. Определение эксплуатационной надежности в очистных процессах при многозабойной отработке угольного пласта....... 167 Хрипач П. И., Выговский Д. Д., Выговская Д. Д. Подходы и принципы принятия проектных решений о возможности и эффективности реконструкции угольных шахт ................................................................................................... 174

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

327

Павленко Ю. В., Галиулин Э. А., Соловьев Г. И., Голембиевский П. П. Лабораторные исследования эффективности применения анкерной крепи для обеспечения устойчивости конвейерного штрека ............................................................................................... 181 Иващенко Д. С., Панин А. В., Соловьев Г. И., Касьяненко А. Л. Лабораторные исследования эффективности применения опор переменной жесткости для охраны конвейерного штрека ............................................................................................... 197 Гнидаш М. Е., Панин Ф. В., Соловьев Г. И. Лабораторные исследования эффективности применения продольно-балочной крепи усиления в конвейерном штреке.... 213 Панин Ф. В., Бабак А. А., Соловьев Г. И., Саулин В. К. Определение параметров продольно-балочной крепи усиления экспериментально-аналитическим методом................ 229 Лобков Н. И., Лобков А. А. Развитие сдвижения породного массива в процессе разработки угольного пласта.......................................................... 240 Коробко О. Н., Самойлов В. Л., Малышева Н. Н., Нефёдов В. Е. Влияние параметров БЖБТ на напряженное состояние пород вокруг подготовительной выработки................................. 247 Митин Р. В., Самойлов В. Л., Малышева Н. Н., Нефёдов В. Е. Влияние параметров комбинированного охранного сооружения на напряженное состояние пород вокруг подготовительной выработки......................................................... 258 Касьяненко А. Л., Вербицкая Н. М. Об эффективности применения способов обеспечения устойчивости пород почвы горных выработок при наличии в её текстуре прочного слоя ........................................................... 273 Касьяненко Д. Л., Молоковский И. А. Особенности использования беспроводной сенсорной сети и их применение в горных выработках угольных шахт.............. 283

328

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2019

Агарков А. В. Об аварийности в угольных шахтах и применении системы дистанционного контроля состава шахтной среды при проведении горноспасательных работ .......................................... 294 Лиманский А. В., Дрипан П. С. Применение сотрясательного взрывания с опережающей гидровзрывной разработкой пласта при проведении пластовых выработок в условиях ОП «Шахта им. А.А. Скочинского» ГП «ДУЭК» ...................................................................................... 314 Николаев И. А., Дрипан П. С. Способ установки анкеров с использованием статической нагрузки ............................................................................................ 319 Содержание .............................................................................................. 325

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

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

329

krmpi.gf.donntu.org