авторефераты диссертаций БЕСПЛАТНАЯ БИБЛИОТЕКА РОССИИ

КОНФЕРЕНЦИИ, КНИГИ, ПОСОБИЯ, НАУЧНЫЕ ИЗДАНИЯ

<< ГЛАВНАЯ
АГРОИНЖЕНЕРИЯ
АСТРОНОМИЯ
БЕЗОПАСНОСТЬ
БИОЛОГИЯ
ЗЕМЛЯ
ИНФОРМАТИКА
ИСКУССТВОВЕДЕНИЕ
ИСТОРИЯ
КУЛЬТУРОЛОГИЯ
МАШИНОСТРОЕНИЕ
МЕДИЦИНА
МЕТАЛЛУРГИЯ
МЕХАНИКА
ПЕДАГОГИКА
ПОЛИТИКА
ПРИБОРОСТРОЕНИЕ
ПРОДОВОЛЬСТВИЕ
ПСИХОЛОГИЯ
РАДИОТЕХНИКА
СЕЛЬСКОЕ ХОЗЯЙСТВО
СОЦИОЛОГИЯ
СТРОИТЕЛЬСТВО
ТЕХНИЧЕСКИЕ НАУКИ
ТРАНСПОРТ
ФАРМАЦЕВТИКА
ФИЗИКА
ФИЗИОЛОГИЯ
ФИЛОЛОГИЯ
ФИЛОСОФИЯ
ХИМИЯ
ЭКОНОМИКА
ЭЛЕКТРОТЕХНИКА
ЭНЕРГЕТИКА
ЮРИСПРУДЕНЦИЯ
ЯЗЫКОЗНАНИЕ
РАЗНОЕ
КОНТАКТЫ


Pages:   || 2 | 3 | 4 | 5 |   ...   | 6 |
-- [ Страница 1 ] --

Министерство образования и науки Украины

Восточноукраинский национальный университет

имени Владимира Даля

Антрацитовский факультет горного дела и транспорта

ПРОБЛЕМЫ ГОРНОГО ДЕЛА

И ЭКОЛОГИИ ГОРНОГО

ПРОИЗВОДСТВА

Материалы IV международной научно-практической

конференции 14-15 мая 2009 г., Антрацит

Донецк – 2009

УДК 622.268+622.83

ББК 33.31

Проблемы горного дела и экологии горного производства: Матер. IV междунар. науч.-практ. конф. (14-15 мая 2009 г., г. Антрацит) – Донецк: Вебер (Донецкое отделение), 2009. – 236 с.

В материалах конференции изложены доклады, освещающие современные проблемы горного дела, геомеханики, шахтного и подземного строительства, уровень технологий и технических средств при сооружении горных, промышленных и гражданских объектов;

развитие способов закрепления горных пород в различных отраслях строительства;

экологические проблемы горного производства и углепромышленных регионов.

Материалы докладов представляют интерес для научных работников, производственников, проектировщиков, аспирантов и студентов, занимающихся вопросами подземной разработки полезных ископаемых, строительства горных выработок и экологических проблем горного производства.

Материалы сборника печатаются языком оригинала в авторской редакции.

Сборник печатается в соответствии с решением Ученого совета Антрацитовского факультета горного дела и транспорта Восточноукраинского национального университета имени Владимира Даля (протокол № 9 от 28 мая 2009 г.).

Редакционная коллегия:

Должиков П.Н., д.т.н., проф. (главный редактор) Рыжикова О.А. (ответственный секретарь) Рябичев В.Д., к.т.н., доц.

Кипко Э.Я., д.т.н., проф.

Гребенкин С.С., д.т.н., проф.

Борзых А.Ф., д.т.н., проф.

Смородин Г.М., к.т.н., доц.

Пронский Д.В., к.т.н., доц.

Левчинский Г.С., к.т.н., доц.

© АФГТ ВНУ им. В.Даля, © Вебер (Донецкое отделение), СОДЕРЖАНИЕ стр.

РАЗДЕЛ 1. ПРОБЛЕМЫ ПОДЗЕМНОЙ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ…………… Бондаренко В.И., Русских В.В., Медяник В.Ю.

Опыт применения программного обеспечения воздухораспределения в угольных шахтах Украины……….. Должиков П.Н., Рябичев В.Д., Кобзарь Ю.И.





Исследование устойчивости горных выработок, эксплуатируемых в обводненных породах…………………… Должиков П.Н., Должиков Ю.П.

Причины возникновения аварийных ситуаций при проведении горных выработок………………………………… Смородин Г.М., Горобцов П.С., Дудка И.В.

О повышении эффективности перехода очистными выработками внутрипластовых размывов на примере шахты «Комсомольская»………………………………………………. Кузьменко А.М., Петлеваный М.В., Усатый В.Ю.

Влияние химического состава и молотых фракций на прочность при разработке рудных месторождений………….

Варченко Ю.Э., Авершина Н.А.

Пути повышения надежности забойных скребковых конвейеров и безопасности работ при натяжении цепей электроприводом……………………………………………….. Сиидов В.Н.

Математическое моделирование напряженно деформированного состояния разрушенной и уплотненной породной среды в выработанном пространстве……………… Болотов А.П.

Поэтапная первичная посадка труднообрушаемой кровли в лаве………………………………………………………………. Наумович А.В.

Шахтные исследования состояния подготовительных выработок глубоких горизонтов………………………………. Должиков П.Н., Пронский Д.В., Кобзарь Ю.И.

Методика расчета параметров перекрепления подготовительных выработок в обводненных породах……… Костенко В.К., Завьялова Е.Л., Рябичев В.Д., Зензеров В.И., Шипунова И.В.

Профилактика самонагревания угля в зонах геологических нарушений………………………………………………………...

Должиков П.Н., Солоп П.А., Палейчук Н.Н.

О применении новых видов крепления выработок в условиях шахты «Комсомольская» ГП «Антрацит»……………………… Пронский Д.В., Горобцов П.С., Нор С.М.

О разработке критерия эффективного крепления подготовительных выработок рамноарочными крепями для условий шахты «Комсомольская» ГП «Антрацит»……………. Должиков П.Н., Сергиенко Р.Н., Дмитриева Л.Н.

Исследование зоны искусственной трещиноватости над очистными выработками………………………………………..

Величко Н.М., Левчинський Г.С.

Визначення базової стратегії підприємства у конкретному середовищі……………………………………………………….. Спичак Е.Э., Кремнева Е.А.

Who has opened Donbass?.................................................................. Должикова А.П.

Производственная функция на основе маржинального подхода – качественно новая модель на микроэкономическом уровне… Слепченко Н.Л.

Складність відображення кривих попиту і пропозиції у часі….. РАЗДЕЛ 2. ВОПРОСЫ ГЕОМЕХАНИКИ, ШАХТНОГО И ПОДЗЕМНОГО СТРОИТЕЛЬСТВА Шашенко А.Н., Солодянкин А.В.

К вопросу о максимальной величине радиуса зоны неупругих деформаций………………………………………………………. Борзых А.Ф.

Изоляция ликвидируемого вертикального ствола от земной поверхности путем сооружения заклинивающего армобутобетонного устройства…………………………………. Страданченко С.Г., Шубин А.А., Шубин М.А.

Анализ использования фибронаполнителя в процессе торкретирования…………………………………………………. Борщевський С.В., Тихонова К.В., Прокопов А.Ю., Кулініч К.В.

Дослідження теплового режиму повітряподаючих стволів шахт Донбассу…………………………………………………. Плешко М.С., Плешко М.В.

Обоснование параметров крепи глубоких вертикальных стволов………………………………………………………….. Кипко Э.Я., Пронский Д.В., Кобзарь Ю.И.

Исследование влияния обводненности горных пород на их прочностные свойства…………………………………………. Солодянкин А.В., Гапеев С.Н.

Численное моделирование влияния параметров податливой забутовки на напряженно-деформированное состояние вмещающего выработку массива……………………………… Смородин Г.М., Левчинский Г.С.

Влияние разрывных нарушений в пределах Ровенецкого поднятия на обводненность горных выработок………………. Кобзарь Ю.И., Заставной Р.Г.

Разработка конструкции компенсационного узла арочной податливой крепи………………………………………………. Страданченко С.Г., Плешко М.С.

Влияние анкеров на напряженно-деформированное состояние породного массива в окрестности ствола, закрепленного монолитной бетонной крепью……………….. Сотников М.Б.

Конструктивные и технические решения по повышению технико-экономической эффективности жесткой армировки вертикальных стволов…………………………………………. Верещагин В.С.

Исследование взаимодействия системы «крепь – массив»

при различных параметрах анкеров…………………………… Меренкова Н.В.

Анализ взаимодействия крепи, возводимой с отставанием от забоя, с породным массивом в период строительства ствола Сбитнев В.П., Кипко А.Э.

Методологические основы проектирования геофизического контроля состояния породного массива……………………… Слепчук В.Л., Хаванский И.М., Черновалов Л.А.

Разработка мероприятий по дегазации массива и локализации нефтепроявлений при проходке клетевого ствола подземного рудника «Удачный» АК «Алроса»………. Варченко Ю.Е., Тугай В.В., Іваненко О.М.

Анкерне кріплення виробок……………………………………. Чесноков А.В., Чесноков В.В., Косоногова Л.Г.

Современное состояние и перспективы применения анкерной полимерной крепи…………………………………… Налисько Н.Н.

Методика расчета параметров прямых врубов в САПР……... Дмитриенко В.А., Сущик С.А.

Технология контроля и прогнозирования свойств бетона при ресурсосберегающем креплении горных выработок………… Насонов А.А.

О влиянии деформационных свойств охранных конструкций на интенсивность напряжений в породах бермы повторно используемых выработок……………………………………… Шубин А.А., Соболев И.Б., Кучин Д.Е.

О сдвижения породных массивов при затоплении горных предприятий…………………………………………………….. Шубин А.А., Легостаев С.О.

Комплекс мероприятий по предотвращению нарушений земной поверхности от ведения горных работ на малых глубинах………………………………………………………… Должиков П.Н., Страданченко С.Г., Шубин А.А.

Исследование напряженно-деформированного состояния бетонных конструкций на основе сталефибронаполнителя… Будник А.В.

Крепь вертикальных стволов на основе железобетонных тюбингов………………………………………………………… Склепчук В.Л.

Опыт использования пенной защиты при проходке вертикальных стволов по газонасыщенным породам………. РАЗДЕЛ 3. ОБЩИЕ И РЕГИОНАЛЬНЫЕ ЭКОЛОГИЧЕСКИЕ ПРОБЛЕМЫ Гребьонкін С.С., Костенко В.К., Шафоростова М.М., Зензеров В.І., Рябічев В.Д.

Підвищення екологічної безпеки на основі використання альтернативних джерел енергії……………………………….. Должиков П.Н., Рыжий М.Н., Кирияк К.К.

Об активизации оползневых процессов и способы их стабилизации…………………………………………………… Смородин Г.М., Рыжикова О.О.

Перспективы использования шахтных вод Антрацитовского региона для водоснабжения …………………………………… Кіященко В.В., Должикова Л.П.

Вплив соціальних чинників та екологічного забруднення довкілля на смертність населення Луганщини……………… Киященко В.В., Буяльская К.П.

Влияние экологического загрязнения атмосферы и гидросферы Луганщины на состояние здоровья детей……..

Кирсанов А.Н., Косоногова Л.Г.

Перспективы получения моторных топлив из каменного угля ……………………………………………………………..

Косоногова Л.Г., Старчеус Ю.В., Коноваленко А.А.

Применение газотурбинных установок с теплоаккумуляторами для горнорудных производств………. Филатова Г.А.

Опыт использования коагулянтов в быту для получения воды высокого качества……………………………………….. Кравченко А.П., Ильченко А.В., Колодницкая Р.В.

Технология ресурсосбережения на транспортных системах… Григорьева А.А, Косоногова Л.Г.

Вклад Д.И. Менделеева в становление промышленности Донецкого края…………………………………………………. Участники конференции РАЗДЕЛ 1.

ПРОБЛЕМЫ ПОДЗЕМНОЙ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ УДК 622. Бондаренко В.И., д.т.н., проф., Русских В.В., к.т.н., доц., Медяник В.Ю., к.т.н., доц., Национальный горный университет, г. Днепропетровск, Украина ОПЫТ ПРИМЕНЕНИЯ ПРОГРАММНОГО ОБЕСПЕЧЕНИЯ ВОЗДУХОРАСПРЕДЕЛЕНИЯ В УГОЛЬНЫХ ШАХТАХ УКРАИНЫ Современные горные предприятия имеют большую протяженность горных выработок и зачастую ведут эксплуатацию месторождения в сложных горно геологических условиях. С увеличением глубины разработки полезных ископаемых возрастает выделение опасных газов, повышается температура воздуха, что влечет за собой ухудшение контроля и управления распределением воздуха по горным выработкам. Это в свою очередь вызывает расход огромного количества электроэнергии, потребляемой вентиляторами главного проветривания шахт. В процентном отношении оно достигает 40% от общих издержек предприятия, что составляет 3 – 5 млн. грн. в год.

Проветривание угольных шахт осуществляется за счет искусственных и естественных источников тяги, рационального расположения горных выработок и вентиляционных сооружений различного типа. Обеспечение выработок требуемым расходом воздуха является одной из главных задач, регулярно решаемых инженерно-техниескими работниками участков вентиляции горных предприятий и депрессионными службами ГВГСС.

Сложность шахтных вентиляционных сетей, их разветвленность, нелинейность уравнений, описывающих движение воздуха в горных выработках, делают практически невозможным оптимально решать задачи воздухораспределения без применения ЭВМ.

На сегодняшний день современные языки программирования позволяют создавать имитационные модели воздухораспределения подземных горных предприятий. Одной из таких систем является программное обеспечение «MineModeler» (рис. 1), разработанное ведущими специалистами Национального горного университета и Научно-исследовательского института горных проблем Академии инженерных наук Украины для условий ОАО «Павлоградуголь».

«MineModeler» обеспечивает решение комплекса задач воздухораспределения в шахтной вентиляционной сети и ориентирована для работы специалистов участков вентиляции и депрессионных служб. Основным набором исходных данных для программы «MineModeler» являются аэродинамические сопротивления вентиляционных сооружений и ветвей, их взаимосвязи и характеристики источников тяги.

Рис. 1. Интерфейс программного обеспечения Программное обеспечение «MineModeler» разработано с целью ведения технической документации участка ВТБ, создания математических моделей вентиляционных сетей горных предприятий и решения следующих основных задач (табл. 1).

К основным достоинствам «MineModeler» можно отнести следующее:

- интуитивный интерфейс, создающий комфортные условия работы, а также простота обучения и управления программой;

- оперативность внесения изменений в схему шахтной вентиляционной сети и точность выполнения вычислений;

- наглядное отображение мест опрокидывания вентиляционной струи при моделировании аварийных ситуаций;

- обеспечение совместимости с рядом программных средств (РЕВОД 4.0, AutoCAD, Microsoft Word, Microsoft Exel);

- максимально полное использование возможностей современного компьютерного оборудования и современных операционных систем;

- возможности неограниченного наращивания функциональности;

- использование современных средств разработки программного обеспечения.

Таблица Основные задачи, решаемые в программном обеспечении «MineModeler»

Решаемые задачи Реализация в программном обеспечении 1. Оптимальное распределение воздуха по подземным горным выработкам;

2. Перспективное развитие горных работ в вопросах проветривания;

3. Устойчивость проветривания очистных и подготовительных выработок;

4. Расчет аварийных режимов проветривания;

5. Поиск оптимальных параметров работы вентиляторов главного проветривания для снижения расхода электроэнергии 6. Моделирование работы главных вентиляционных установок, как осевых, так и центробежных в режимах:

нормальный, реверсивный, остановка.

7. Моделирование проветривания тупиковых выработок при помощи вентиляторов местного проветривания.

8. Моделирование естественной тяги и тепловой депрессии.

9. Ведение отчетной документации участка вентиляции и других задач, связанных с проветриванием Реализация проекта по улучшению систем проветривания проводилась на 6 шахтах ОАО «Павлоградуголь». Для их условий были построены имитационные модели воздухораспределения, что позволило проводить моделирование системы проветривания не только в лабораторных условиях института-разработчика, но и на предприятиях ИТР и разрабатывать решения по улучшению систем проветривания.

В частности, на опытных предприятиях были смоделированы устойчивость проветривания для вновь вводимых очистных и подготовительных забоев, перспективное развитие горных работ в вопросах проветривания на 3–4 года вперед. В ходе опытной эксплуатации программного обеспечения средняя абсолютная погрешность натурного и расчетного количества воздуха не превышала 15%. На рис. 2. показан экспериментальный участок шахтной вентиляционной сети ш. Терновская с сопоставлением расчетных и натурных значений расхода воздуха.

Рис. 2. Сопоставление расчетных и натурных значений расход воздуха Одним из перспективных направлений расширения программного обеспечения «MineModeler», является моделирование плана ликвидации аварии, основой которого является схема шахтной вентиляционной сети.

В зависимости от протяженности и разветвленности горных выработок, количества вентиляторов главного проветривания, выемочных участков и горизонтов оперативная часть плана ликвидации аварии может доходить до позиций (примерно 700 - 800 листов машинописного текста).

При изменении обстановки в шахте, (в основном проходка новых и погашение старых выработок) изменяется ее схема проветривания. Это влечет за собой изменение маршрутов движения людей застигнутых аварией, находящихся в угрожаемых выработках, а также движение подразделений ГВГСС.

Согласно п.1.6 «Инструкции по составлению ПЛА» при изменении обстановки в шахте, в течении суток должны быть внесены изменения в позициях ПЛА. Их количество может доходить до 40 позиций. Изменения так же вносятся и в графические схемы ПЛА.

Выполнение вышеперечисленных объемов работ как по составлению ПЛА, так и при его пополнении указывает на актуальность создания программного обеспечения по его моделированию, что позволит:

- значительно (в 100 – 1000 раз) сократить время реагирования и принятия адекватного решения по ликвидации и/или предотвращению аварии;

- сократить объем «бумажных» носителей информации и перевести систему контроля безопасности по одной угольной шахте на уровень работы по всему объединению (при условии внедрения подобных систем на всех шахтах объединения);

- получать доступ к информации об уровне безопасности для руководителей в реальном масштабе времени;

- создать электронный архива событий на каждом угледобывающем предприятии и в объединении.

В целом по применению программного обеспечения «MineModeler» на шахтах ОАО «Павлоградугноль» можно сделать следующие выводы:

1. Создаваемое программное обеспечение позволяет существенно снизить трудоемкость работ и время проектирование технической документации в вопросах проветривания шахт. Автоматизация процессов проектирования позволяет повысить точность и надежность технологических расчетов.

2. Программное обеспечение играет роль центрального информационного ресурса для руководства, инженеров и рабочих горных предприятий.

Оперативная работа с горнотехнической документацией обеспечивает более тесную связь между всеми группами работников и подразделениями.

3. Автоматизация составления технической документации открывает новые возможности прогнозирования, проектирования и анализа, выполнения ряда новых функций. Соответственно, инженеры смогут принимать более эффективные решения, учитывающие различные тонкости конкретной ситуации.

4. Внедрение программного обеспечения способствует дальнейшему развитию и внедрению компьютерных технологий в проектирование горных работ, повышает инженерный уровень специалистов и престиж предприятия в целом.

УДК 622. Должиков П.Н. д.т.н., проф., Рябичев В.Д., к.т.н., доц., Кобзарь Ю.И., АФГТ ВНУ им. В.Даля, г. Антрацит, Украина ИССЛЕДОВАНИЕ УСТОЙЧИВОСТИ ГОРНЫХ ВЫРАБОТОК ЭКСПЛУАТИРУЕМЫХ В ОБВОДНЕННЫХ ПОРОДАХ Cтроительство и эксплуатация шахт связаны с проведением системы горных выработок через обводненные разрывание нарушения, переход выработками нарушений сопровождаются рядом осложняющих факторов, в частности повышенному горному давлению, высокой трещиноватости пород в районе сбросов, заполнению сместителей разрывов продуктами дробления боковых пород с различной степенью уплотнения, ведением буровзрывных работ, значительно ослабляющих окружающие породы, высокими и не всегда точно прогнозируемыми притоками и прорывами воды.

Наиболее ярким и характерным примером потери устойчивости является ситуация при проведении вентиляционного штрека №1 пл. h10 горизонта 930м на «Шахте им. В. В. Вахрушева» через зоны трещиноватых пород Ясеновских сбросов №1 и №2. Залегание боковых пород на участке ведения работ спокойное, угол падения пласта составляет 5 0. Ожидаемый водоприток из зон разрывных нарушений с интенсивной трещиноватостью прогнозировался 10- м 3 /ч. Несмотря на принятые специальные мероприятия укороченное бурение шпуров на глубину 1,2 м с уменьшением величины зарядов ВВ в шпурах, рамы постоянной крепи устанавливались через 0,3 м, проведение выработки остановлено из-за интенсивно развивающегося вывалообразования со значительным водопритоком – 50 м 3 /ч. Выработка оказалась в аварийном состоянии, произошло разрушение элементов арочной крепи и вывал горной массы внутрь выработки на фоне большего водопритока в 3-4 раза выше от прогнозируемого. Высота свода обрушения достигала 10-11 метров над выработкой, попытки проведения выработки закончились неудачей. В связи с этим было принято решение пройти обходную выработку для дальнейшего проведения вентиляционного штрека №1.

Для выявления взаимосвязи обводненности и факторов, снижающих устойчивость горных выработок и определяющих формирование очагов вывалообразования вблизи зон тектонических нарушений проведены исследования в 17 обводненных горных выработках шахт ГП “Антрацит” и ГП “Ровенькиантрацит”. В табл. 1 приведены результаты в исследуемых подземных обводненных горных выработках с указанием места нахождения выработки, ее полного наименования, с указанием типа пород кровли, их мощности, характеристики водопритока, объемов убранной породы при вывалообразовании, высоты свода обрушения пород и количества разрушенных рам.

Таблица Параметры вывалообразовании в исследуемых подземных обводненных горных выработках Продолжение таблицы ОП «Шахта «Комсомольская»: ОП «Шахта «им. Вахрушева»:

повышенные водопритоки в выработку деформации стоек и верхняков крепи неработоспособность узлов податливости потеря несущей способности затяжки Рис. 2. Фрагменты натурных исследований устойчивости горных выработок эксплуатируемых в обводненных породах Необходимо отметить, что породы кровли в обследуемых выработках были представлены сланцами глинистыми, песчаными, песчано-глинистыми и песчаниками.

В ходе исследования влияния обводненности пород кровли на объемы обрушений в выработки выявлено, что при водопритоке 40 м 3 /час не всегда удается пересечь сброс из-за потери устойчивости в виде развивающегося вывалообразования (вентиляционный штрек №1 пл. h 10 гор. 930 м ОП “Шахта им. В.В. Вахрушева”). При интенсивном водопритоке от 31 м 3 /час до м 3 /час проведение выработок через разрывные нарушения до границ барьерных межшахтных целиков останавливалось (конвейерный штрек №34 пл. h 8 гор.

1115 м, западный дренажный штрек пл. h 8 гор. 1115 м. ОП “Шахта им.

В.В.Вахрушева”), в связи с уменьшением сечения обводненного (Q=30 м 3 /час) восточного дренажного штрека пл. h 8 гор. 1115 м решено не перекреплять штрек, а пройти параллельно сборный штрек пл. h 8 гор. 1115 м. В связи с пересечениями выработками ОП “Шахта Комсомольская” сброса Ясиновского поступление воды в восточный дренажный штрек №1 пл. h 10 гор.930 м ОП “Шахта им. В.В. Вахрушева” за четыре последних года уменьшилось с м 3 /час до 0 м 3 /час, прорывы подземных вод при пересечении разрывных нарушений могут достигать значительных величин Q=2000 м 3 /час, а длина вывалов может достигать 27 метров сразу на всю мощность непосредственной кровли (19 западный конвейерный штрек пл. h 10 гор. 960 м ОП “Шахта Комсомольская”), за счет перераспределения воды с верхних горизонтов на нижние водоприток в выработки может значительно увеличивается с 50 м 3 /час до 200 м 3 /час и без усиления крепи в местах пересечения зон влажных трещиноватых пород происходят аварии в виде вывалов пород кровли ( восточный откаточный штрек пл. h 10 гор.960 м ОП “Шахта Комсомольская”).

Фрагменты натурных исследований устойчивости горных выработок эксплуатируемых в обводненных породах показаны на рис. 2.

Таким образом, увеличение водопритоков в горные выработки способствует снижению устойчивости выработок, разрушению элементов арочной крепи, интенсивному вывалообразованию и обрушению боковых пород в выработки и как результат увеличению в 1,1-2,2 раза затрат на проведение и поддержание выработок.

УДК 622. Должиков П.Н., д.т.н., проф., Должиков Ю.П., АФГТ ВНУ им. В. Даля, г. Антрацит, Украина ПРИЧИНЫ ВОЗНИКНОВЕНИЯ АВАРИЙНЫХ СИТУАЦИЙ ПРИ ПРОВЕДЕНИИ ВЫРАБОТОК ВБЛИЗИ ЗОН ТЕКТОНИЧЕСКИХ НАРУШЕНИЙ Подземная разработка угля в горно-геологических условиях Донбасса в современных условиях весьма осложнена. Это связано, прежде всего, с глубиной (1000 м) ведения горных работ, повышенным проявлением горного давления, увеличивающимися водопритоками в выработки, пересечение горными работами зон тектонических нарушений. В этой связи при проведении и эксплуатации горных выработок возникает множество аварийных ситуаций:

деформации и разрушения крепи, вывалы кровли, пучение почвы, прорывы воды и затопление выработок, завалы выработок. Такая ситуация требует огромных затрат на поддержание и восстановление выработок.

В современных угольных шахтах возникновение аварийных ситуаций в выработках зависит от многих горно-геологических, горно-технических, организационно-проектных и личностных факторов [1]. За последние 6 лет в шахтах Украины произошло 2739 аварий. Все аварии были проанализированы и определялись причины. При этом к наиболее опасным факторам, в результате которых происходит третья часть аварий, относятся обрушения пород, завалы выработок, повышенная обводненность, прорывы воды. Наиболее ярко это проявляется вблизи зон тектонических нарушений Центрального и Восточного Донбасса. Исходя из геологической характеристики условий залегания угольных пластов, распределения геологических нарушений по шахтным полям, сегодня нарушения классифицированы в четыре группы:

непереходимые, труднопереходимые, средней трудности перехода и легкопереходимые. Причем первые два класса составляют около 80% от общего числа нарушений. Именно в этих зонах возникают сложные аварийные ситуации при ведении горных работ [2]. Особенно таких аварий возникает много в центральной части Ровенецкого поднятия (шахты ГП «Антрацит», ГП «Ровенькиантрацит»).

С целью оценки вероятности аварийной ситуации при проведении выработок вблизи зон тектонических нарушений введен комплексный критерий аварийности kо, на основании которого возможно определить целесообразность перехода и применяемый спецспособ.

Модель оценки аварийной опасности в выработке с помощью критерия kо характеризует связь между производственными, технологическими, горно техническими факторами и объединяет их оценки в критерий kо. Средняя геометрическая величина более чувствительно оценивает критерий kо с изменением значения или весомости кого-либо единичного показателя, чем средняя арифметическая.

В общем случае комплексный критерий аварийной опасности kо с учетом весомостей показателей определяют как среднюю геометрическую величину факторов ki, по формуле [1]:

k o = М Пk iМ і, (1) l i n где Mі – весомости показателей аварийной опасности;

n – количество отдельных показателей (групп факторов), по которым оценивают аварийную опасность.

Весомости Mі всех показателей в общем случае связаны одна с другой n М = const, т.е. увеличение весомости одного из них возможно так, что і i = лишь за счет уменьшения весомости других. Методы определения значений Мi, в настоящее время достаточно развиты, среди них наиболее распространен метод экспертных оценок. Для удобства расчетов принимают 0Мi1.

Суммарное действие нескольких единичных показателей kij оценивается их средневзвешенным значением фактора ki, полученным с учетом весомости Мj каждого единичного показателя:

m М j ki = ;

k i [0 1], i = (2) m M j / k ij j = где т - количество единичных показателей в каждой группе факторов.

Для комплексной количественной оценки аварийной опасности выработок установлено три группы факторов (n=3): гидрогеологические, геомеханические и технологические. Первые – учитывают степень обводненности зон нарушений;

вторые – прочность, устойчивость пород и расстояние до нарушения;

третьи – способ разрушения пород и технические приемы при проведении выработок. Каждая из них характеризуется определенной номенклатурой единичных показателей.

Тогда критерий kо определяют по формуле k о = 3 Пki = 3 k1k 2 k3, (3) і = где k1, k 2, k 3 - количественная оценка опасных факторов.

На основании анализа многочисленных горно-геологических и технологических условий проведения выработок вблизи зон тектонических нарушений предложено все условия по аварийности классифицировать в четыре группы: особо аварийные, аварийные, средней аварийности, осложненные. Для каждого класса аварийности сделана оценка факторов kі.

Определение показателей факторов осуществлялось по обратной функции желательности [3]. Сводные данные показателей факторов по классам аварийности представлены в табл. 1.

Проведенное табулирование единичных факторов и их весомостей в соответствии с изложенной методикой позволяют оценить аварийную ситуацию при проведении выработки вблизи зон тектонических нарушений по комплексному критерию (табл. 2).

Таблица Показатели опасных факторов по классам аварийности Класс Показатели опасных факторов, ki аварийности гидрогеологические геомеханические технологические І 1 – 0,9 1 – 0,9 1 – 0, особо аварийные II 0,9 – 0,75 0,9 – 0,7 0,8 – 0, аварийные III 0,75 – 0,4 0,7 – 0,4 0,63 – 0, среднеаварийные IV 0,4 – 0,1 0,4 – 0,1 0,4 – 0, осложненные Таблица Комплексный критерий аварийности Класс аварийности Значение комплексного критерия I 1 – 0, II 0,5 – 0, III 0,3 – 0, IV 0,1 – Данный метод оценки с помощью количественного комплексного критерия kо позволяет установить степень влияния каждого единичного показателя или группы факторов на общий уровень аварийной опасности, а также с достаточной точностью сравнить аварийную опасность нескольких выработок с учетом выбранных групп факторов и разработать мероприятия по ее снижению.

Литература 1. Пашковский П.С. Комплексная оценка аварийной опасности шахт // Уголь Украины. –2008. – № 2. – С. 21-23.

2. Слинько И.С. Оценка горно-геологических условий центрального района Донбасса с учетом применения средств механизации очистных работ // Уголь Украины. –1968. – № 12. – С. 45-47.

3. Глиноцементні тампонажні розчини в гірничий справі: Монографія Дудля М.А., Тєльніх М.М., Попов О.В. та ін. – Дніпропетровськ: Національний гірничий університет. – 2004. – 191 с.

УДК 622. Смородин Г.М., к.т.н., доц., Горобцов П.С., Дудка И.В., АФГТ ВНУ им. В.Даля, г. Антрацит, Украина О ПОВЫШЕНИИ ЭФФЕКТИВНОСТИ ПЕРЕХОДА ОЧИСТНЫМИ ВЫРАБОТКАМИ ВНУТРИПЛАСТОВЫХ РАЗМЫВОВ НА ПРИМЕРЕ ШАХТЫ «КОМСОМОЛЬСКАЯ»

В восточной части Боково-Хрустальской синклинали, и, в частности, на поле шахты «Комсомольская», размывы угольных пластов получили весьма широкое распространение. Выполненный анализ закономерностей и особенностей распространения и строения размывов по материалам горных работ шахт района показал, что внутрипластовые размывы наиболее характерны для угольных пластов h2, h4, h6, h8, h10 свиты C 23 среднего отдела карбона. В вышележащих пластах размывы имеют эпизодическое распространение.

В Боково-Хрустальском геолого-промышленном районе при ведении очистных работ на шахтах «Комсомольская», «Партизанская», «Крепенская», им. Вахрушева, им. Фрунзе переход размывов сопровождается значительными осложнениями, прежде всего обрушениями пород кровли на высоту до метров, а, в отдельных случаях, является одной из основных причин длительной остановки забоев [1].

В пределах шахтного поля шахты «Комсомольская» размывы угольных пластов горными работами вскрыты по пластам h8 и h10. Характерная черта размывов – однородность литологического состава пород тела размыва и непосредственной кровли, что позволяет отнести их к сингенетическому типу, т.е. связанными непосредственно с процессом формирования торфяника [2].

Также это подтверждается наличием в породах размывов прожилков угля (рис.

1). Частота осложняющих угольные пласты размывов закономерно возрастает в направлении оси Главной синклинали, а также в восточном направлении по мере приближения к Ровенецкому поперечному поднятию.

Рис. 1. Пример строения зоны размывов Исследования показали, что при ведении горных работ на шахте «Комсомольская» применялась различная ориентировка линии очистного забоя относительно тела размыва. Анализ влияния ориентировки на производительность очистного забоя показал, что при расположении размыва вдоль линии очистного забоя существенно снижается нагрузка на лаву, в тоже время, при ориентировке размыва под углом наиболее близким к прямому – влияние перехода размыва на производительность очистного комплекса минимально (рис. 2).

Рис. 2. Пример влияния ориентировки очистного забоя на производительность лавы Установлено, что при малых углах падения угольного пласта на больших глубинах на поле шахты «Комсомольская» линию очистного забоя нужно ориентировать под углом, наиболее близким к прямому при встрече тела размыва угольного пласта.

При изучении технологии ведения работ по выемке угля в зонах русловых размывов на шахте «Комсомольская», было выявлено, что при применении схемы передового крепления способом химического анкерования производится бурение шпуров под углом 35 градусов со стороны закрепленного пространства на глубину 2,0 м на расстоянии 1,0 м друг от друга, при высоте нарушенной зоны пород кровли от почвы пласта 4,0 м.

Данная технология не достаточно эффективна, т. к. ослабляющей поверхностью являются прожилки угля, и породы нарушенной зоны размыва не скрепляются с ненарушенным массивом. Для повышения устойчивости зоны размыва в очистной выработке предлагается на основании прогнозов строения размывов увеличивать глубину передового до предполагаемой высоты обрушения (рис. 3).

Рис. 3. Рекомендуемая схема предового крепления Литература 1. Технология разработки нарушенных угольных пластов / Ф.М. Киржнер, В.Н. Скуба, Е.М. Козионов, П.Е. Левкович. – Якутск: изд. ЯФ СО АН СССР, 1983.

172 с.

2. Смородин Г.М., Дудка И.В. О сингенетическом заложении отдельных элементов тектонических структур при накоплении угленосных отложений в Донбассе / Совершенствование технологии строительства шах и подземных сооружений. Сб. научн. Трудов. Вып. 15. – Донецк: «Норд-Пресс», 2009. – 162 с.

УДК 622.273.217. Кузьменко А.М., д.т.н., проф., Петлеваный М.В., Усатый В.Ю., Национальный горный университет, г. Днепропетровск, Украина ВЛИЯНИЕ ХИМИЧЕСКОГО СОСТАВА И МОЛОТЫХ ФРАКЦИЙ НА ПРОЧНОСТЬ ТВЕРДЕЮЩЕЙ ЗАКЛАДКИ ПРИ РАЗРАБОТКЕ РУДНЫХ МЕСТОРОЖДЕНИЙ При разработке месторождений железных руд применяются системы с последующей твердеющей закладкой выработанного пространства очистных камер. Это объясняется большими объемами добычи железной руды.

Применение систем с твердеющей закладкой обусловлено многими факторами.

За счет частичного или полного исключения рудных целиков и замены их искусственными, отработки охранных рудных целиков системами с высокими технико-экономическими показателями, за счет создания искусственных настилов из твердеющей закладки при слоевой выемке с закладкой и восходящем порядке отработки месторождения резко сокращаются потери, снижается разубоживание отбиваемой руды.

Применению твердеющей закладки способствует использование местных материалов - вяжущих добавок (цемента, шлака, золы ТЭЦ и др.) и заполнителя (тонкозернистых кварцевых песков, суглинков, хвостов обогатительных фабрик, являющихся отходами производства).

ЗАО «Запорожский железорудный комбинат» разрабатывает Южно Белозерское месторождение богатых железных руд в сложных горно геологических условиях с применением твердеющей закладки. Горно геологические условия месторождения характеризуются исключительной сложностью, обусловленные наличием 8 водоносных пластов, залегающих над рудно-кристаллическим массивом, а также обводненностью самой рудной залежи.

В настоящее время горно-подготовительные работы ведутся на горизонте 940 м, а очистные работы уже в этаже 740-840 м. Разработка месторождения планируется до отметки 1200 м. С увеличением глубины разработки месторождения повышается интенсивность проявления горного давления.

За все время эксплуатации месторождения на комбинате в технологическом процессе применяли несколько видов закладочных смесей, например, таких как шлако-доломитная закладка (доменный граншлак, отсев доломита, цемент М-400, вода). В связи с удорожанием такого важного компонента как цемент постепенно от нее отказались, хотя иногда добавляют цемент в состав смеси для закладки днищ камер. Использование шлакопесчаной закладки (доменный граншлак, положский песок, цемент М 400, вода) привело к осыпанию ее частиц в отрабатываемую камеру второй очереди при массовой отбойке руды. Качество извлекаемой руды ухудшилось за счет ее засорения кремнеземом (SiO2 в доменных печах снижает качество стали).

В 2001г. НИГРИ было рекомендовано применять горную породу из отвала в качестве инертного заполнителя закладочной смеси. Это позволяет утилизировать до 480 тыс. тонн в год отвальных пород. В настоящее время на комбинате применяется закладочная смесь, в состав которой входят:

гранулированный шлак, отсев доломита (флюса), дробленые горные породы и вода (табл. 1).

Но в связи с постепенным удорожанием основного вяжущего компонента твердеющей закладки – доменного гранулированного шлака, остается открытым вопрос о замене, либо уменьшении количества доменного гранулированного шлака, другим более дешевым вяжущим. Возросла значительно стоимость и других компонентов для приготовления закладки. Для этих горно-геологических условий вопрос об увеличении прочности закладочного массива, путем подбора рационального состава закладочной смеси является актуальным, как в технологической постановке, так и в природоохранной и экономической целесообразности.

Таблица Компонентный состав закладочной смеси, применяемый на ЗЖРК Содержание Наименование Прочность закладки в компонентов в 1 м компонентов возрасте 1мес., МПа закладочной смеси, % Вода, л 18, Доменный гранулированный шлак, 18, 3, тонк. пом. не менее 55% част. 0,074 мм Доломит (флюс) 47, Измельченные горные породы крупностью фракций до 20 мм 16, Большое значение в приобретении прочностных свойств закладочного массива имеет химический состав компонентов, и условия их взаимодействия во времени. Распределение химический состав доменного гранулированного шлака и известняков, а также их тонкость помола.

Подбор составов твердеющей закладки и исследования ее прочностной характеристики проводился в лаборатории закладочного комплекса комбината.

Была приготовлена закладочная смесь, применяемая в настоящее время для закладки на комбинате, и ряд новых экспериментальных составов.

В качестве вяжущих компонентов закладочной смеси применялись доменный гранулированный шлак («Запорожсталь), известняк флюсовый обычный и доломитизированный, доломит флюсовый (все «Докучаевский флюсо-доломитный комбинат»), а также известняк флюсовый (Балаклавское рудоуправление). Тонкость помола всех вяжущих была не менее 55 % частиц крупностью 0,074 мм. Инертными заполнителями являлись измельченная горная порода отвала крупностью до 20 мм и доломитный отсев. Всего испытывалось 27 экспериментальных образцов закладочной смеси.

Материалы, составляющие закладочную смесь, засыпались в емкость и перемешивались с добавлением воды. При ее приготовлении использовались большие и малые весы, вибростол для рассеивания горной породы по фракциям, лабораторная шаровая мельница и печь для осушения материалов.

Приготовленные закладочные смеси исследовались на подвижность и предельное напряжение сдвига с помощью конуса СтройЦНИЛА и прибора Штернбека соответственно. Осадка конуса должна находиться в пределах 10- см, напряжение сдвига не более 20 кгс/см2.Соблюдение этих параметров обеспечит нормальный режим транспортирования. После чего производилась заливка смесей по формам и испытание образцов закладки на одноосное сжатие через 30 дней. Образцы твердеющей закладки, для имитации шахтной среды, хранились во влажных опилках, Результаты измерения параметров смесей находятся в следующих пределах: подвижность 9,5…11,5 см, предельное напряжение сдвига 7,3…23, кгс/см2. Количество воды для этих показателей является определяющим фактором. Испытание образцов закладки показали, что наибольшей прочностью в пределах 3,0…4,5 МПа (в зависимости от соотношения компонентов) обладает закладочная смесь состава: шлак - молотый флюсовый доломит – измельченная горная порода – доломитный отсев. Закладочные смеси с применением портландцемента в качестве вяжущего имеет прочность 6…8 МПа. Но последняя смесь экономически невыгодна. Ее себестоимость 1 м закладки на 40…50 % больше закладочной смеси, применяемой в технологическом процессе комбината. Закладочные смеси с использованием сухой золы и золошлака имеют очень низкую прочность в пределах 0,2-1, МПа. Причиной тому является наличие в этих материалах большого количества кремнезема (SiO2). Частицы SiO2 негативно влияют на процесс связывания компонентов закладки, а, следовательно, и на ее прочность. Прочность закладочной смеси, применяемой на ЗЖРК, составила 3,48 МПа.

Результаты прочностных характеристик экспериментальных составов закладочных смесей можно вывести закономерности, представленные на рис. и рис. 2.

4, Прчность образца закладочной смеси, МПа 3, 2, 35 37 39 41 43 45 47 Содержание СаО в изевстняке Рис. 1. Зависимость прочности закладки от содержания активизатора СаО в различных марках известняка Прочность закладки возрастает с увеличением доли кальция в закладочной смеси до определенной величины (40-43%) и снижается при увеличении содержания магния более 10%. Соединение MgO является нежелательным компонентом в составе закладки, поэтому его количество необходимо уменьшать искусственно или применять материалы с минимальным содержанием этого компонента.

На основании установленных зависимостей лучше всего использовать марку известняка – доломит флюсовый для приготовления состава закладочной смеси. В химическом составе доломита содержится большее количество CaO и меньшее количество вредного компонента MgO, чем в других видах известняка.

4, Прочность образца закладочной смеси, МПа 3, 2, 5 7 9 11 13 15 17 Содержание MgO Рис. 2. Зависимость прочности закладки от содержания MgO в различных марках известняка Соотношение СаО и MgO в составе закладочной смеси является одним из факторов, влияющим на прочность закладочного массива. Учитывая все эти особенности, был подобран состав закладочной смеси, удовлетворяющий технологическим, экономическим требованиям. Рекомендованный состав закладочной смеси приведен в табл. 2.

Таблица Рекомендуемый компонентный состав закладочной смеси для ЗАО «ЗЖРК»

Содержание Прочность компонентов в закладки в Наименование компонентов 1м3 закладки, возрасте % 1мес., МПа Доменный гранулированный шлак, тонк. пом. не менее 55% част. 0,074мм 4, Молотый доломитный отсев, тонк. пом. не 9, менее 55% част. 0,074мм Доломитный отсев 40, Измельченные горные породы крупностью 17, фракций до 20 мм Вода, л 18, Сравнение химического состава закладочной смеси применяемой на ЗЖРК и рекомендованного состава показывает, что они практически идентичны. На увеличение прочности образцов закладочного массива с 3,48 до 4,46 МПа повлияло количественное соотношение шлака и доломита флюсового тонкостью помола не менее 55 % частиц крупностью 0,074 мм в 1м3 закладки.

Твердые частицы большей крупности располагаются на определенном расстоянии друг от друга, что приводит к увеличению пористости, и как следствие к снижению прочности закладки. Размер пор в закладочном материале может быть принят равным размеру мельчайших частиц.

Закладочный материал, содержащий значительное число частиц размерами 0,074 мм содержит поры, размеры которых минимальны и способны вызвать проявление капиллярных сил. Следовательно, закладочный материал, содержащий тонкоизмельченные частицы, стремится удерживать воду, что необходимо для наилучшего схватывания материалов.

Частицы плотно прилегают друг другу, что обеспечивает достаточно высокую прочность закладки. [2]. Зависимость прочности закладки от доли молотого доломита флюсового в составе вяжущего закладки приведена на рис.

3.

закладочной смеси, МПа 4, Прочность образцов 3, 2, 1, 0 20 40 60 80 Количество молотого доломита флюсового относительно содержания доменного гранулированного шлака, % Рис. 3. Зависимость прочности закладки от доли молотого доломита флюсового в составе вяжущего закладки Исследования показали, что прочность закладки возрастает при добавлении молотого доломита флюсового в пределах 0…40%, при содержании его 40% наблюдается снижении прочности. Следовательно, соотношение шлака и известняка влияет на прочность закладки. Необходимо, чтобы количество шлака было больше, так как он содержит в своем составе большее количество активизирующих соединений CaO и Al2O3. Об этом свидетельствует низкая прочность закладки 1,7 МПа, где соотношение молотых шлака и доломита составляло 1:4. Флюсовый доломит пригоден, прежде всего, как активизирующая добавка к основному вяжущему - доменному гранулированному шлаку.

Лабораторными исследованиями подтверждено проявление вяжущих свойств молотым доломитом, что дает возможность уменьшить расход дорогостоящего гранулированного шлака с 400 до 300 кг.

При сравнении закладочной смеси, применяемой на ЗЖРК, с рекомендованной смесью наблюдается увеличение прочности закладочного массива с 3,48 до 4,46 МПа и уменьшение стоимости 1 м3 на 13,4 %.

Данное направление совершенствования состава закладочной смеси требует более детального изучения поведения монолитного закладочного массива этого состава в подземных условиях.

Выводы 1. Количество СаО и MgO в составе закладочной смеси является одним из главных факторов, влияющим на прочностные свойства закладки. Варьируя этими показателями можно получить состав закладочной смеси нормативной прочности.

2. Для закладочных работ наиболее предпочтительным видом известняка является доломит флюсовый. В составе доломита содержится большее количество CaO и меньшее количество вредного компонента MgO, чем в других видах известняка.

3. Молотый доломит проявляет вяжущие свойства,что дает возможность заменить часть дорогостоящего доменного гранулированного шлака с 400 кг до 300 кг.

4. Сравнивая закладочную смесь, применяемую на ЗЖРК, и рекомендованную смесь, очевидно, что наблюдается увеличение прочности закладочного массива с 3,48 МПа до 4,46 МПа и уменьшение стоимости 1 м закладки на 13,4 %.

5. Одним из факторов влияющим на прочность закладочного массива является соотношение вяжущих компонентов - молотых шлака и доломита в м3 закладки тонкостью помола не менее 55 % частиц крупностью 0,074 мм.

Литература 1. Типовая технологическая инструкция производства закладочных работ на горнорудных предприятиях Украины». – Кривой Рог, 1994. –62 с.

2. Хомяков В.И.Зарубежный опыт закладки на рудниках. М., Недра, 1984.- 224 с.

3.Формирование параметров закладочного массива /Алдамбергенов У.А., Прокушев Г.А., Осипова Т.А. и др. – Алма-Ата: Наука, 1984. – 192 с.

УДК 622. Варченко Ю.Э., к.т н., доц., Авершина Н.А., ГФ УИПА, г. Стаханов, Украина ПУТИ ПОВЫШЕНИЯ НАДЕЖНОСТИ ЗАБОЙНЫХ СКРЕБКОВЫХ КОНВЕЙЕРОВ И БЕЗОПАСНОСТИ РАБОТ ПРИ МОНТАЖНОМ НАТЯЖЕНИИ ЦЕПЕЙ ЭЛЕКТРОПРИВОДОМ Государственная Программа развития угольной промышленности Украины «Украинский уголь» предусматривает увеличение объёмов добычи угля к 2010 году до 110 млн. т. Выполнение поставленной задачи основано на применении высокопроизводительных механизированных комплексов, к которым предъявляются высокие требования надёжности и безопасной работы.

Конструктивную основу очистного механизированного комплекса составляет скребковый конвейер, который находится в постоянном взаимодействии с системами забойного оборудования. Остановка или выход конвейера из строя нарушает нормальную работу всего комплекса, и, как следствие, приводит к уменьшению объемов добычи угля. В связи с этим узлы и конструктивные элементы забойного конвейера должны обладать повышенной надёжностью.

Отказы скребковых конвейеров происходят при выполнении основных и вспомогательных операций из-за различного рода перегрузок силовой системы или недостаточной прочности ее конструктивных элементов.

При эксплуатации забойных скребковых конвейеров к вспомогательным операциям относят монтажное натяжение цепного тягового органа (ТО), которое производится приводом конвейера и сопутствующим оборудованием, в частности, специально изготовленным натяжным устройством (НУ).

Применение в качестве силового агрегата НУ электропривода конвейера имеет целый ряд несомненных преимуществ, но, в то же время, делает процесс монтажного натяжения опасным и малоконтролируемым, так как натяжение осуществляется серией пусков асинхронных электродвигателей конвейера в ручном режиме и сопровождается экстренными нагрузками трансмиссии и ТО.

Аварии, возникающие при этом, связаны с разрушением круглозвенной цепи или ее соединительных звеньев, смещением (срывом) концевого стопорного приспособления, отказом элементов трансмиссии конвейера или НУ. В общем числе отказов забойного скребкового конвейера наибольшая доля отказов приходится на ТО. Простои из-за его разрушения составляют 19,8% всех простоев по добычным участкам, причём на порывы соединительных звеньев приходится около 52% отказов конвейера в целом [1]. Следствием обрыва цепей в процессе монтажного натяжения, особенно на холостой ветви ТО, являются значительные потери рабочего времени и в некоторых случаях травмирование обслуживающего персонала из-за неконтролируемого перемещения стопорного приспособления и элементов ТО вдоль рештачного става под воздействием упругой вытяжки цепи и разгрузочного удара [2].

Разрушение одного соединительного звена скребковой цепи вызывает остановку забоя в среднем на 5 часов. При средней по отрасли нагрузке на лаву 23 т/ч и себестоимости 1 т угля 88,17 грн. разрыв одного звена обходится в тыс. грн [3].

Анализ случаев травматизма, выполненный по данным отдела безопасности труда ПО «Стахановуголь», показал, что за период с 1990 по г. при выполнении операции монтажного натяжения цепи скребкового конвейера в очистных забоях погибло 6 человек и 1 был тяжело травмирован. В целом такое положение наблюдается и на шахтах других угледобывающих компаний.

Одним из эффективных путей повышения надёжности забойных скребковых конвейеров и безопасности работ при монтажном натяжении ТО электроприводом является снижение динамических и статических нагрузок в тяговых цепях.


При стандартном способе натяжения ТО его ветви нагружаются последовательно максимальным при пуске тяговым усилием привода. На возможность параллельного распределения тягового усилия привода между рабочей и холостой ветвями ТО и, таким образом, снижения уровня натяжения цепей указывают существующие способы монтажного натяжения, основанные, например, на продольном перемещении приводных или обводных звёздочек конвейера. Однако отсутствие теоретических предпосылок к обоснованию выбора рационального способа натяжения ТО и параметров оборудования НУ не позволяют создать универсальные средства натяжения, обеспечивающие высокую надёжность скребковых конвейеров и безопасность работ при монтажном натяжении ТО.

Выводы Несовершенство существующих способов и средств монтажного натяжения ТО, являющихся причиной аварийных ситуаций, и недостаточная надежность забойных скребковых конвейеров при выполнении вспомогательных операций требуют разработки новых способов натяжения и создания безопасного оборудования НУ.

Литература 1. Ефремов И. А., Филипп Г., Левин А. Г. Применение цепей фирмы «ТИЛЕ» в очистных забоях // Уголь Украины. – 2000. – №5. – С. 32-34.

2. Маркс В. Э., Кестерс Т. Развитие вспомогательных устройств для соединения цепей скребковых конвейеров. // Глюкауф. – 1980. – №19. – С. 41 48.

3. Соколинская И.Г. Эффективный метод повышения надёжности ГШО // Уголь Украины. –1999. –№5. – С. 32-34.

УДК 622.831. Сиидов В.Н., ДонГТУ, г. Алчевск, Украина МАТЕМАТИЧЕСКОЕ МОДЕЛИРОВАНИЕ НАПРЯЖЕННО ДЕФОРМИРОВАННОГО СОСТОЯНИЯ РАЗРУШЕННОЙ И УПЛОТНЕННОЙ ПОРОДНОЙ СРЕДЫ В ВЫРАБОТАННОМ ПРОСТРАНСТВЕ Одним из наиболее эффективных способов охраны подготовительных выработок на больших глубинах является их размещение в обрушенных и уплотнившихся породах. При этом необходимо обладать общей картиной напряженно-деформированного состояния (НДС). В качестве основного метода исследований НДС используется метод конечных элементов. Моделирование напряженного состояния выработанного пространства выполняем в перемещениях с использованием программного комплекса «Лира» для условий шахты им. Ф.Э. Дзержинского.

Шахта им. Ф.Э. Дзержинского ГП «Ровенькиантрацит» отрабатывает пласты h7 и h8. Расстояние между пластами составляет 157 м. Уклон № протяженностью 505 м поочередно пройден по выработанному пространству лав №№ 1 и 3 длиной соответственно 197 и 265 м пласта h7 (рис. 1). Пласт h мощностью 1,2-1,6 м залегает на глубине 700-800 м с углом падения 15°.

Моделирование задач геомеханики связанно со значительными объемами вычислений. Определяется это, в первую очередь, значительными размерами моделируемых участков, при характерном размере конечных элементов (КЭ) обычно не превышающих десятикратную мощность самого тонкого слоя (угольного пласта).

Для снижения вычислительных мощностей общепринято использование упрощенных двумерных моделей. Обоснованием такого подхода является то, что отработка лав ведется столбовым способом с длиной столбов до 3000 м, а поскольку зона моделирования удалена от концевых участков можно, использовать гипотезу о плоскодеформированном состоянии исследуемого участка [1].

Поскольку в ПК «Лира» отсутствуют элементы для моделирования плоской деформации, будем использовать один слой объемных конечных элементов типа № 236, применяемых при моделировании объемных задач с использованием нелинейных механических свойств материала [2].

Плосконапряженное состояние характеризуется отсутствием деформации вдоль оси симметрии, в нашем случае это деформации по оси y y = 0.

Поэтому для обеспечения y = 0 фронт и фасад модели закрепляются по оси y, т.е. запрещается перемещение узлов по оси y [3].

Для определения горизонтальных размеров расчетной схемы, включающей область влияния очистной выработки, используются углы сдвижения, определяющие техническую границу мульды сдвижения – участка земной поверхности, затронутого сдвижением под влиянием очистной выработки [4].

Граничные углы сдвижения в коренных породах на разрезе вкрест простирания обозначаются: со стороны падения – 0 (рис. 2, а), со стороны восстания – 0 (рис. 2, б), по простиранию – 0 (рис. 2, в). Углы полных сдвижений у границ выработки обозначаются: нижний – 1, верхний – 2, по простиранию – 3 [5].

При расчете области породного массива под действием собственного веса ее размеры должны быть не менее размеров области влияния очистных работ.

При этом форма исследуемой области породного массива может быть выбрана в виде прямоугольника, вытянутого по вертикали или горизонтали со следующими граничными условиями: на вертикальных границах исследуемой области отсутствуют горизонтальные перемещения, имеются только вертикальные;

на нижней границе отсутствуют как вертикальные, так и горизонтальные перемещения;

верхней границей исследуемой области принимаем земную поверхность.

Рис. 1. Совмещенный план горных выработок по пластам h7 и h8 (а) и вертикальный разрез вкрест линии простирания (б) а) б) в) Рис. 2. Схемы для определения минимальных размеров исследуемой области:

породного массива вокруг очистных забоев при их подвигании по падению (а), восстанию (б) и простиранию (в) при решении задач плоской деформации При решении задачи плоской деформации расстояние от забоя до левой вертикальной границы расчетной схемы должно быть не менее:

L1 = Hctg 0 + x, м, (1) где H – глубина разработки;

0 – наименьшее значение угла сдвижения со стороны падения ( 0 0 0 );

x = 50 100 м – некоторый запас расстояния, необходимый в связи с недостаточной точностью определения границы зоны сдвижения земной поверхности (рис. 2).

Расстояние от забоя до вертикальной границы расчетной области справа (рис. 2) должно быть:

L2 = Hctg ( 2 ) + x, м. (2) Расстояние от забоя до верхней границы расчетной схемы равно глубине разработки H, а до нижней должно быть не менее 300 м [5].

Полученная расчетная область моделирования представлена на рис. 3.

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

q = 0 ( L tg ), Н, qн = 0, Н, (3) qк = L tg, Н, где L – горизонтальный размер модели, м;

– угол падения пласта, град;

– объемный вес пород, т/м3.

Рис. 3. Область моделирования: 1 и 2 – угольные пласты соответственно h7 и h8 ;

3 – исследуемая область;

Б1-Б14 и Г1-Г4 – соответственно блоки и границы модели По границам Г1 и Г3 заданы условия прямой симметрии. Граница Г считается неподвижной.

Моделируемое пространство разделено на следующие области. Породы, расположенные выше пласта h8, заменяются одним породным блоком Б1, аналогично поступаем для пород междупластья (блок Б2) и почвы пласта h (блок Б3). При этом для упруго-прочностных характеристик породы используются усредненные значения E, и сж, р. Блоки Б4 и Б9 представляют выработанное пространство старых лав, для которых процесс перераспределения напряжений завершен и геостатическое давление восстановлено к исходному состоянию. Блоки Б6 и Б8 соответствуют лавам №№ 43 и 45 пласта h8. Б5 и Б7 – угольные целики, оставленные по пласту h8. Блоки Б10 и Б14 – угольный пласт h7, Б12 – целик, оставленный при его отработке лавами №№ 1 и соответственно Б11 и Б13. Характеристики угля и пород задаются согласно данным прогнозного горно-геологического отчета.

Расчет модели производится в нелинейной постановке шагово итерационным методом с разделением на n шагов. Для всех КЭ модели принимаем экспоненциальный закон деформирования материала.

Механические характеристики горных пород для блоков (Б1-Б3, Б5-Б8, Б10 Б14) взяты из отчетов геологоразведки при проведении стволов и сведены в таблицу 1. Механические характеристики разрушенных горных пород определены экспериментальным путем.

Таблица Упруго-прочностные характеристики материала в модели р, сж,, Eр, Eсж, МН/м МН/ МН/ МН/ МН/ м2 м м2 м Кровля 0,2 0,027 34000 34000 90 Междупластье 0,2 0,027 35000 35000 100 Почва 0,2 0,027 36000 36000 110 Угольный пласт h7 0,27 0,016 20000 20000 30 Угольный пласт h8 0,27 0,015 20000 20000 28 2, Разрушенные 0,47 0,0255 6500 6500 70 породы Поскольку отработка лав существенно разнесена во времени, для определения зон обрушения, образованных после отработки каждой из лав, используем поэтапное моделирование. На первом этапе определяем зону обрушения, образовавшуюся после отработки лавы № 45 пласта h8 (рис. 4).

Полученную зону обрушения заменяем элементами с механическими характеристиками эквивалентными раздробленной породе. На втором шаге моделируется отработка лавы № 43.

Аналогично первому этапу разрушенные элементы заменяем эквивалентными. На 3 и 4 этапе учитываются зоны разрушения, образовавшиеся в результате отработки лав № 1 и 43 соответственно пластов h7 и h8. Итоговая расчетная схема показана на рисунке 5. Результаты расчета (изополя напряжений по оси Z ) представлены на рис. 6.

Анализируя результаты моделирования видно, что концентратором сжимающих напряжений является угольный целик пласта h7 со стороны выработанного пространства лавы № 1.

Повышенные вертикальные сжимающие напряжения распространяются от краевой части угольного целика в его глубь на расстояние 10 м, максимальное значение которых составляет 56 МПа (см. рис. 9, в), что составляет около 3,5 H.


В зоне выработанного пространства лавы № 1 на участке длиной 39 м также наблюдается формирование зоны повышенного горного давления.

Рис. 4. Область моделирования первого этапа расчета Рис. 5. Расчетная схема при отработке лавы № 3 пласта h Б5 Б Б12 Б Б а) Б Б Б б) в) Рис. 6. Изополя вертикальных напряжений после отработки лавы № 3 пласта h7 : а – общий вид;

б и в – фрагментация в зоне влияния целиков а) б) Рис. 10. Фотофрагменты состояния уклона в зонах: а – 5-ти метровой краевой части целика;

б – целике;

в – выработанного пространства 43-х метрового участка лавы № в) Полученные результаты подтверждаются продолжительными шахтными инструментальными наблюдениями, на основании которых установлено, по истечению 8 месяцев после отхода лавы № 3 от вентиляционного уклона № 3 на его участке в целике потери сечения в свету составили 6,6 м2, что привело к повышенной деформации крепи и его перекреплению. Остаточные ширина и высота выработки составили соответственно 1,5 и 1,5 м. При перекреплении из кровли происходили вывалообразования на высоту до 3 м. После этого контурные смещения выработки не прекратились. Через 3 месяца после перекрепления ширина и высота выработки на краевом участке целика длиной 5 м со стороны выработанного пространства лавы № 1 составили соответственно 2,1-2,75 и 1,6 1,9 м (рис. 10, а). В остальном участке уклона, расположенном в целике, преобладают боковые смещения, величина которых составила 1,3-2,2 м (рис. 10, б).

На участке уклона, расположенном в выработанном пространстве лавы № длиной 43 м от целика по восстанию, наблюдались выдавливание почвы на величину 0,2-0,3 м (рис. 10, в), боковые смещения уплотненных пород, которые приводят к разрыву планок в замковых соединениях арочной крепи и высыпанию кровли на высоту 0,2-1,5 м. На оставшейся большей части уклона по длине в выработанном пространстве лавы № 1 контурные смещения пород не зафиксированы.

Литература Шашенко О.Н. Механика горных пород: Підручник для ВУЗів / О.Н. Шашенко, В.П. Пустовойтенко К.: Новий друк, 2004. – 400 с.

2 Руководство пользователя программным комплексом "ЛИРА-Windows" в 8 т. / А.С. Городецкий, И.Д. Евзеров, С.Л. Мельников, В.П.Максименко и др.

– К.: Госкомградостроительство Украины 1997 г.

3 Городецкий А.С. Информационные технологии расчета и проектирования строительных конструкций. Учебное пособие. / А.С.

Городецкий, В.С. Шмуклер, А.В. Бондарев – Х.: НТУ «ХПИ», 2003. – 889 с.

4 Правила підрбки будівель, споруд і природних об'єктів при видобуванні вугілля підземним способом: ГСТУ 101.00159226.001-2003. – [Чинний від 2004 01-01]. – К.: Мінпаливенерго України, 2004. – 127 с.

5 Комиссаров С.Н. Управление массивом горных пород вокруг очистных выработок / Комиссаров С.Н. – М.: Недра, 1983. – 237 с.

УДК 622.273. Болотов А.П., ДонГТУ, г. Алчевск, Украина ПОЭТАПНАЯ ПЕРВИЧНАЯ ПОСАДКА ТРУДНООБРУШАЕМОЙ КРОВЛИ В ЛАВЕ Динамические проявления горного давления, связанные с первичными обрушениями массива труднообрушаемой кровли, сопровождающиеся повышением интенсивности смещений пород, приводят в отдельных случаях к деформации секций механизированной крепи, их посадке на жесткую базу, воздушным ударам, завалам лав даже с применением очистных комплексов с повышенным сопротивлением крепи. На практике для локализации данных проявлений горного давления используются искусственные опоры в выработанном пространстве (костры, бутокостры, породные полосы, полная закладка) или осуществляется предварительное разупрочнение труднообрушаемых слоев кровли (передовое торпедирование, гидрообработка и гидромикроторпедирование). Однако указанные мероприятия трудоемки, небезопасны и не всегда эффективны.

Типовыми «Паспортами выемки, крепления и управления кровлей в лаве»

предусматривается подвигание линий очистного забоя параллельно кромке оставляемого в монтажной камере угольного массива. При этом за счет повышения напряжений в слоях труднообрушаемых пород до критической величины происходит разрушение массива одновременно по всей площади, что способствует интенсивным проявлениям горного давления в лаве.

С целью снижения интенсивности проявлений горного давления, особенно в длинных лавах (более 200 м), при первичной посадке труднообрушаемой кровли предлагается способ управления, обеспечивающий обрушение массива на отдельных участках его обнажения путем разворота линии очистного забоя. Настоящий способ прошел апробацию в условиях шахты им. Ф.Э. Дзержинского ГП «Ровенькиантрацит». Так, с целью локализации вредных проявлений горного давления, связанных с первичной посадкой кровли при выходе механизированных комплексов 2МКД-90Т и КМТ-1,5 из монтажных ходков лав №№ 6 и 716 длиной 230 и 280 м пластов соответственно h7 и h8, осуществлялся разворот линии очистного забоя. Схемы расположения примыкающих к лавам подготовительных выработок представлены на рис. 1, а и 2, а.

Рис. 1. Очередность первичной посадки массива кровли в выработанном пространстве лавы № 6 пласта h7: а – выкопировка с плана горных выработок;

б – схема последовательности посадки по участкам 1, 2, 3 и По категориям устойчивости нижнего и верхнего слоев соответственно кровли и почвы указанные пласты относятся к малоустойчивым (Б3) и устойчивым (П3), по обрушаемости массива кровли - к труднообрушаемым (А3). Структура боковых пород пласта представлена на рис. 3.

Очистные забои от монтажной камеры разворачивали последовательными заходками различной длины. При этом полные углы разворота лав №№ 6 и составили соответственно 19 и 180. Подвигания лавы № 6 со сторон прилегающих к ней штреков вентиляционного № 4 и конвейерного № 6 составили соответственно 32 и 125 м, а лавы № 716 со сторон бремсбергов вентиляционного № 1 и конвейерного № 1 – 65 и 130 м.

Рис. 2. Очередность первичной посадки массива кровли в выработанном пространстве лавы № 716 пласта h8: а – выкопировка с плана горных выработок;

б – схема последовательности посадки по участкам 1, 2, 3 и Рис. 3. Структура боковых пород пласта: а – h7 и б – h8: т – мощность пласта;

f – коэффициент крепости пород На основании наблюдений по средним величинам потери раздвижностей секций механизированной крепи первичная посадка кровли в лавах после разворота линий очистного забоя происходила поэтапно на 4 участках (рис.1, б и 2, б). Эти участки по длине лавы № 6 от конвейерного штрека № составили: первого – 74, второго – 63, третьего – 56 и четвертого – 37 м при среднем отходе от монтажной камеры соответственно 96, 70, 46 и 32 м.

Аналогично в лаве № 716 длина этих участков от конвейерного бремсберга № 1 составила 86, 73, 70 и 51 м при среднем отходе очистного забоя соответственно 110, 80, 70 и 50 м. Интенсивности обрушений кровли в лавах и просадки стоек секций механизированной крепи в пределах этих участков не наблюдалось.

В результате внедрения проекта разворота линии очистного забоя до первичной посадки кровли в лаве № 716 пласта h8, при её отходе от монтажного ходка, получен экономический эффект в размере 14,6 тыс. грн, связанный с устранением ручных работ по ликвидации последствий аварий.

Разворот линии очистного забоя при отходе механизированного комплекса от монтажной камеры обеспечивает первичную посадку труднообрушаемой кровли поэтапно участками различной длины, сокращающимися по мере обрушения массива. Это исключает вредные проявления горного давления, которые приводят к посадке крепи на жесткую базу, воздушным ударам и завалам лав. Способ управления кровлей до первичной посадки с разворотом линии очистного забоя рекомендуется применять в аналогичных условиях отработки угольных пластов.

УДК 622.261. Наумович А.В., Национальный горный университет, г. Днепропетровск, Украина ШАХТНЫЕ ИССЛЕДОВАНИЯ СОСТОЯНИЯ ПОДГОТОВИТЕЛЬНЫХ ВЫРАБОТОК ГЛУБОКИХ ГОРИЗОНТОВ Увеличение глубины разработки пластовых полезных ископаемых и соответственно рост горного давления ставит под сомнение существующие теории напряженно-деформированного состояния вмещающего горного массива, рассчитанные для небольших глубин, и требует разработки принципиально новых подходов к обеспечению устойчивого состояния подготовительных выработок.

Многочисленными наблюдениями за изменением состояния подготовительных штреков шахты «Шахтерская-Глубокая» во время эксплуатации установлена неадекватность проявления горного давления при различных видах крепи и способах их поддержания.

В связи с этим более детальные натурные исследования вышеуказанного факта и обоснование способа повышения устойчивости подготовительных выработок за счет выбора рационального вида крепи и способов их поддержания является актуальной задачей.

Анализ результатов изучения горно-геологических и горнотехнических условий разработки на шахтах ГП «Шахтерскантрацит» позволил выбрать базовое предприятие – шахту «Шахтерская-Глубокая».

Как объект исследований принята зона отработки шахтного поля вокруг 1-й западной лавы УП ЦБ пласта h8 и 1-й восточной лавы УП ЦБ пласта h8.

Сечение подготовительной выработки – 13,8 м2. Прохождение выработки выполняется проходческим комбайном КСП-32. Для крепления принята металлическая крепь КМП-А3. Затяжка боков и кровли – сплошная. Расстояние между рамами – 0,8 м.

Экспериментальный участок №1 заложен в 1-м западном конвейерном штреке УП ЦБ пласта h8, вне зоны влияния очистных работ. На арках крепи были заложены комплексные наблюдательные станции, предназначенные для измерения вертикальных и горизонтальных составляющих смещений контура крепи выработки, а также изменения кривизны арок крепи в насеченных на них характерных точках. Экспериментальный участок №2 заложен в 1-м восточном конвейерном штреке УП ЦБ пласта h8, в зоне влияния очистных работ.

С целью установления характерных видов проявлений горного давления в подготовительных выработках было проведено визуальное их обследование, в ходе которого установлено, что наиболее характерными видами проявлений горного давления в протяженных выработках являются деформации и повреждения крепи (разрыв хомутов при просадке арок крепи в замках, деформации тела арок (с их разрывом в зоне влияния лавы, повреждение и разрушение затяжки) и пучение пород почвы. Указанные виды проявлений горного давления становятся более интенсивными при влиянии очистных работ. Показатель устойчивости для подготовительных выработок составляет вне зоны влияния очистных работ = 0,5…0,6, в зоне влияния очистных работ = 0,2…0,3.

В качестве основного метода исследований приняты инструментальные наблюдения за смещениями пород и крепи на контуре сечения выработок.

Методика шахтных наблюдений включает количественные критерии состояния крепи, обоснование плана контроля (выбор представительного участка и необходимого числа контрольных рам), а также анкету по обследованию выработки. Важным элементом методики было исследование действующих усилий в элементах рамной крепи при помощи кривизномера, который представляет собой платформу с базой 100 мм с укрепленным индикатором часового типа с ценой деления 0,001.

Анализ данных о горно-геологических условиях разработки и свойствах вмещающих пород показывает, что исследуемые выработки находятся в достаточно сложных условиях эксплуатации. Большие глубины ведения работ, слабые вмещающие породы, наличие развитой сети мелких тектонических нарушений и тектонических зон отрицательно сказываются на состоянии выработок. К этому следует добавить влияние очистных работ, что существенно увеличивает сложность поддержания выработок в эксплуатационном состоянии.

Анализируя данные о состоянии горных выработок и результаты выполненных визуальных обследований, можно отметить, что значительная часть осмотренных выработок находится в неудовлетворительном состоянии, мешает ритмичной работе шахты, ухудшает проветривание и транспорт. Таким образом, методика натурных наблюдений предусматривает оценку работоспособности крепей по величине и интенсивности процессов смещения пород на контуре выработки, деформации сечения и элементов крепи и измерения величин относительных смещений верхняков и стоек в узлах податливости. Результаты измерений приведены на рис. 1 и 2.

Анализ результатов шахтных исследований показывает следующее:

– шахтные способы крепления и охраны выработок неэффективны;

– значительная часть выработок находится в неудовлетворительном состоянии, наиболее характерными видами проявлений горного давления в подготовительных выработках являются деформации и повреждения крепи и незначительное пучение пород почвы;

U, мм 0 сутки 0 20 40 60 80 100 120 140 160 Рис. 1. Изменение величины вертикальной 1 и горизонтальной 2 конвергенции и замков податливости (восстание 3 и падение 4) в зависимости от времени U, мм 100 метр 0 50 100 150 200 250 300 Рис. 2. Изменение величины вертикальной 1 и горизонтальной 2 конвергенции и замков податливости (восстание 3 и падение 4) в зависимости от расстояния до лавы – в выработке вне зоны влияния лавы можно выделить три зоны поведения окружающего массива: первая – обжатие выработки и незначительные смещения контура (до 75 сут), вторая – интенсивные смещения контура (75-120 сут), третья – затухание процессов смещения контура (после 120 сут) (рис. 1);

– величина относительных смещений верхняков и стоек в узлах податливости со стороны восстания в 2 раза больше, чем со стороны падения (рис. 1);

– пучение пород почвы практически не наблюдается (смещения почвы составляют до 15% от вертикальной конвергенции);

– в выработке в зоне влияния лавы – две зоны поведения окружающего массива: первая – незначительные смещения контура выработки (расстояние до лавы более 70 м), вторая – интенсивные смещения контура выработки (расстояние до лавы менее 70 м) (рис. 2);

– величина относительных смещений верхняков и стоек в узлах податливости со стороны восстания также в 2 раза больше, чем со стороны падения в первой зоне, а во второй – в 3,5 раза (рис. 2);

– при приближении лавы на расстояние до 30 м активизируется процесс пучения (смещения почвы составляют до 30% от вертикальной конвергенции);

– на момент ввода подготовительной выработки в эксплуатацию, вертикальная конвергенция составила 51 см.

Таким образом, шахтные исследования показывают, что значительная часть подготовительных выработок находится в неудовлетворительном состоянии, наиболее характерными видами проявлений горного давления в протяженных выработках являются деформации и повреждения крепи и незначительное пучение пород почвы. Результаты натурных исследований являются исходными данными для разработки методов и средств обеспечения устойчивости подготовительных выработок шахты «Шахтерская-Глубокая», которые будут использованы при создании лабораторных и математических моделей.

УДК 622.268. Должиков П.Н., д.т.н., проф., Пронский Д.В., к.т.н., доц., Кобзарь Ю.И., АФГТ ВНУ им. В.Даля, г. Антрацит, Украина МЕТОДИКА РАСЧЕТА ПАРАМЕТРОВ ПЕРЕКРЕПЛЕНИЯ ПОДГОТОВИТЕЛЬНЫХ ВЫРАБОТОК В ОБВОДНЕННЫХ ПОРОДАХ Как показывают исследования, основным осложняющим фактором, влияющим на устойчивость выработки, является ее обводненность. В эксплуатируемых выработках, на участках с развивающимся водопритоком процесс формирования зоны неупругих деформаций (ЗНД) не стабилизируется, а продолжает активно развиваться. При этом незапроектированное увеличение нагрузки на крепь приводит к значительным деформациям элементов крепи, выходу из строя узлов податливости, отказам межрамных ограждений и вывалообразованиям. Следует отметить, что эти явления имеют локальный характер и, как правило, приурочены к структурно-неустойчивым обводненным зонам породного массива [1]. Таким образом, этот вопрос является весьма актуальным, и требующим детального изучения.

Целью исследования является разработка методики проектирования технологических параметров перекрепления подготовительных выработок в обводненных условиях, позволяющей более точно спрогнозировать величину ЗНД над эксплуатируемой подготовительной выработкой и запроектировать рациональные параметры ее перекрепления.

Проведенные на шахтах ГП «Антрацит» и ГП «Ровенькиантрацит»

инструментальные и визуальные исследования позволили установить основные причины аварийно-неустойчивого состояния подготовительных выработок и доказать экспоненциальную закономерность дополнительного развития ЗНД под действием притоков шахтных вод. Предлагаемая геомеханическая модель процесса приращения ЗНД во времени учитывает интенсивность трещинообразования и горно-геологические условия заложения и эксплуатации подготовительной выработки:

RLt = A ( RL R0 ) (1 e t ), м где А – коэффициент, характеризующий интенсивность развития ЗНД под влиянием водопритока;

RL – установившийся средний радиус ЗНД вокруг выработки вне зоны влияния водопритока, м;

R0 – радиус контура горной выработки, м;

t – приращение ко времени с начала фиксации повышенного водопритока в выработку, мес.;

– показатель горно-геологических условий заложения и эксплуатации выработки, мес.-1.

Расчет комплексного показателя горно-геологических условий заложения и эксплуатации выработки осуществляется по формуле:

Н k s k в kt =, мес.- кр k w k k c – средневзвешенный удельный вес пород над выработкой, МН/м3;

где Н – глубина заложения выработки, м;

k s – коэффициент влияния площади поперечного сечения выработки;

k в – коэффициент воздействия других выработок;

kt – коэффициент, характеризующий скорость проявлений деформаций крепи в выработке, мес.-1;

кр – предел прочности пород кровли выработки на одноосное сжатие, МПа;

k w – коэффициент, учитывающий характер водопроявления в выработке;

k – коэффициент влияния угла падения пород и направления выработки относительно простирания пород;

k c – коэффициент структурного ослабления.

Тогда относительный радиус ЗНД с учетом его развития под влиянием водопритока определяется уравнением следующего вида:

RL + RLt * rLt =, R RLt – приращение к установившемуся среднему радиусу ЗНД после где влияния повышенного водопритока в течение времени t, м.

Исходя из расчета веса свода расслоившихся, разупрочненных и разбитых на блоки пород над выработкой, удельная нагрузка на крепь равна:

4 10 R02 (rLt 1), кН/м P= * * rLt – относительный радиус ЗНД с учетом влияния на породы где водопритока.

Тогда необходимая плотность установки рамной крепи расчитывается исходя из соотношения:

P n=, рам/м Pкр где Р – удельная нагрузка на рамную крепь, кН/м;

Pкр – рабочее сопротивление рамной крепи, кН.

С 2007 года в угольной промышленности Украины действует отраслевой стандарт [2] для расчета технолологических параметров крепления и охраны подготовительных выработок. Согласно этого нормативного документа мощность установившейся зоны раздробленных пород над выработкой, не подверженной влиянию притока шахтных вод расчитывается по формуле:

Uк ( RL R0 ) =,м р U к – величина смещений пород кровли в процессе ее эксплуатации, м;

где р – эмпирический коэффициент, зависящий от условий поддержания выработки.

При этом, изложенная в отраслевом стандарте методика расчета параметров крепления горных выработок не принимает во внимание дополнительное разупрочнение пород и развитие ЗНД под влиянием притока подземных вод, как в радиальном направлении, так и вдоль выработки. В этой связи, наиболее целесообразным будет применение комбинированной усовершенствованной методики проектирования параметров перекрепления, в соответствии с предлагаемой геомеханической моделью. Общий предлагаемый порядок расчета технологических параметров перекрепления приведен в табл. 1.



Pages:   || 2 | 3 | 4 | 5 |   ...   | 6 |
 



Похожие работы:





 
© 2013 www.libed.ru - «Бесплатная библиотека научно-практических конференций»

Материалы этого сайта размещены для ознакомления, все права принадлежат их авторам.
Если Вы не согласны с тем, что Ваш материал размещён на этом сайте, пожалуйста, напишите нам, мы в течении 1-2 рабочих дней удалим его.