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 |
-- [ Страница 1 ] --

МИНИСТЕРСТВО ОБРАЗОВАНИЯ И НАУКИ УКРАИНЫ

Донецкий Национальный технический университет

Донецкий горный институт

Академия строительства Украины

СОВЕРШЕНСТВОВАНИЕ

ТЕХНОЛОГИИ CТРОИТЕЛЬСТВА

ШАХТ И ПОДЗЕМНЫХ СООРУЖЕНИЙ

Материалы международной научно-технической

конференции молодых ученых, аспирантов и студентов,

организованной кафедрой «Строительство шахт

и подземных сооружений» ДонНТУ Посвящается 85-летию ДонНТУ Выпуск №12 Донецк - 2006 УДК 622.235.012 Совершенствование технологии строительства шахт и подземных сооружений. Сб. научн. тру дов. – Донецк: «Норд – Пресс», Вып №12, 2006. – 135 с.

В сборнике приведены результаты научных разработок молодых ученых, аспирантов и студентов, которые были представлены на ежегодную международную конференцию, органи зованную кафедрой «Строительство шахт и подземных сооружений» Донецкого национального технического университета.

Сборник предназначен для специалистов шахтостроителей, строителей подземных сооружений и студентов вузов горных специальностей.

Редакционная коллегия докт. техн. наук, проф., директор Донецкого горного института Александров С.Н.

докт. техн. наук, проф., действительный член Академии строительства Украины Шевцов Н.Р.

докт. техн. наук, проф., действительный член АГН Левит В.В.

докт. техн. наук, проф. ТулГУ Саммаль А.С.

докт. техн. наук, действительный член Академии строительства Украины Быков А.В.

канд. техн. наук, проф., действительный член Академии строительства Украины Лысиков Б.А.

канд. техн. наук, доц., докторант каф. СШиПС, член-корр. Академии строительства Украины Борщевский С.В.

канд. техн. наук, доц. ЮРГТУ Прокопов А.Ю.

канд. техн. наук, доц. каф. СШиПС член-корр. Академии строительства Украины Лабинский К.Н.

Компьютерная верстка Инженер каф. СШ и ПС Резник А.В.

За справками обращаться по адресу:

83000, г. Донецк, ул. Артема, 58, Донецкий националь ный технический университет, кафедра «Строительст во шахт и подземных сооружений», тел. 301-09-23, 301-09-83, 301-03- E-mail: const@mine.dgtu.donetsk.ua bsv@mine.dgtu.donetsk.ua УДК СОЗДАНИЕ ЕДИНОЙ ЭЛЕКТРОННОЙ БАЗЫ «ГОРНОЕ ДЕЛО» - ПРОГРЕССИВНАЯ ФОРМА ДОСТУПА К НАУЧНО-ТЕХНИЧЕСКОЙ ИНФОРМАЦИИ К.т.н., доц. Борщевский С.В., к.т.н., доц. Лабинский К.Н., ДонНТУ, Донецк, Украина,., к.т.н., доц. Прокопов А.Ю.,студ. Новиков А.Н., ЮРГТУ, г.Шахты, Россия Любая научно-техническая и методологическая деятельность, научные исследования не изменно связаны с обзором очень большого объема литературы по конкретному вопросу опре деленной направленности. В Украине, так же как и в странах СНГ, этот процесс находится в стадии становления и формирования. Отсутствует единый подход к решению данного вопроса.

Поэтому большинство исследователей вынуждены работать «по старинке», а именно, идти в библиотеки и работать с традиционными алфавитными и предметными каталогами трудоемким ручным способом.

Современное развитие компьютерной техники позволяет автоматизировать процесс ка талогизации научно-технической литературы для облегчения доступа к необходимой информа ции. Такую работу уже давно ведут в развитых странах дальнего зарубежья, например, в Анг лии и США. Принимая во внимание их опыт, в Донецком национальном техническом универ ситете на базе материалов, собранных сотрудниками кафедр «Строительство шахт и подземных сооружений» горно-геологического факультета ДонНТУ и «Подземное, промышленное, граждан ское строительство, производство строительных материалов и конструкций » Шахтинского институ та ЮРГТУ(НПИ), открыт информационный портал по направлению «Горное дело»:

http://donntu.edu.ua/infoportal/el_izdan/geolog/geolog_news.php Портал основан на материалах, предоставленных в соответствии с межвузовскими дого ворами о научном и научно-педагогическом сотрудничестве, которые были заключены с НГУ (г. Днепропетровск), ДонГТУ (г. Алчевск, Луганская обл.), ЮРГТУ(НПИ) (г. Шахты, Ростов ская обл., РФ), НТЦ «Наука и практика» (г. Ростов-на-Дону, РФ), МГГУ (г. Москва, РФ), КТУ (г. Кривой Рог), ТулГУ (г.Тула, РФ). В результате, в одном месте собрана научно-техническая, учебно-методическая и научная информация по горному делу пока только по специальности «Шахтное и подземное строительство». На нем собраны статьи, материалы конференций, моно графии, учебники и учебные пособия, методическое обеспечение, авторефераты диссертаций по тематике портала, что значительно облегчило доступ к научно-технической информации. Также здесь имеется оперативная информация о постоянно действующих и текущих конференциях и форумах, проводимых на базе вышеперечисленных вузов и организаций. В перспективе плани руется пополнение базы информацией, в соответствии со структурой портала, всего Донецкого горного института, связанной с горным производством в целом, а также из стран ближнего и дальнего зарубежья.

В результате совместной работы наша большая шахтостроительная семья начала объе динять в единое целое как самые передовые разработки ученых-горняков, так и создаваемую учебно-педагогическую литературу для выполнения общего дела - обучения и воспитания но вого молодого поколения горных инженеров-строителей. Появилась возможность оперативного доступа и обмена самой свежей литературой по горному делу, объединения шахтостроителей бывшего СССР, обмена опытом и разработками родственных кафедр. Мы всегда рады взаимо выгодному сотрудничеству с целью совершенствования и развития нашего общего информаци онного портала.

В перспективе не исключается возможность создания и проведения на базе информаци онного портала международных научно-технических конференций в режиме ONLINE.

УДК 622. О ШАХТОСТРОИТЕЛЬНОЙ СПЕЦИАЛЬНОСТИ И ЕЕ ВЫПУСКНИКАХ Ст. преп. Шкуматов А.Н., ДонНТУ, г. Донецк Для соответствия требованиям стандартов, предъявляемых к высшим учебным заведе ниям стран – участниц подписанной Украиной в мае 2005 года Болоньской конвенции, и в связи с подготовкой к 85-летию образования Донецкого национального технического университета кафедра «Строительство шахт и подземных сооружений» продолжает налаживание контактов со своими выпускниками с целью дальнейшего укрепления связи науки с производством и по вышения уровня украинского образования для достижения мировых стандартов.

Специальность «Шахтное и подземное строительство» является одной из древнейших и полезнейших для умных и мужественных людей с непоколебимой волей, решившихся посвя тить свою жизнь освоению подземных богатств на благо человечества. В ДонНТУ с момента первого набора, который был произведен в 1929 году, ею успешно овладели порядка 4000 спе циалистов – шахтостроителей. Горные инженеры-строители реконструируют и строят шахты, готовят новые горизонты на действующих шахтах, строят метрополитены, подземные торговые и культурные центры, хранилища нефти и газа, военные объекты, межконтинентальные тонне ли, жилые здания. Многие из них занимают руководящие должности в Минуглепроме, горно спасательной службе, профсоюзных органах и коммерческих структурах.

Мы все привыкли, что между годом поступления в высшее учебное заведение и годом его окончания проходит пять – пять с половиной лет. Но был период в истории кафедры, как и в истории всего высшего образования, когда студенты после окончания первого или второго курса призывались в армию из-за нехватки молодых людей – внуков участников Великой Оте чественной войны, среди которых был Бойченко Геннадий Эдуардович. Он родился 1.08. г. в г. Донецке. Окончив среднюю школу в 1984 году, он поступил в ДПИ на специальность «Ш», продолжая традицию отца, работающего шахтопроходчиком. После второго курса был призван в армию. Служил в Ставропольском авиационном училище. Молодым мальчишкам, наверное, трудно было сменить беззаботную студенческую жизнь на суровые будни солдатской службы. Я помню свое удивление и удовлетворение, когда через два года на следующий курс вернулись взрослые мужчины, прекрасно понимающие необходимость и серьезность выбран ной специальности. С ними было очень легко находить общий язык как в учебной, так и в об щественной работе. Геннадий был одним из лидеров студентов- шахтостроителей, успешно ус певая не только осваивать специальность, но и заниматься серьезной общественной работой.

В настоящее время он, являясь начальником горного отдела акционерного общества, не посредственно руководит горнопроходческими работами на шахте «Красноармейская – Запад ная» №1 и ГП «Шахтерскуголь», способствуя возрождению угольной отрасли Донбасса.

УДК 622.8. COAL SELF-IGNITION AND EVALUATION OF PROPOSALS FOR ANTI-IGNITION PREVENTION BY FLUSHING OF CAVED AREAS OF STOPES Prof.Eng Vlastimil Hudeek, PhD, VB-TU Ostrava, Hornicko-geologick fakulta, Ass.Prof.Eng Moroz Oleg, PhD, Ass.Prof.Eng Borshevskiy Sergey, PhD, Moroz Tatyana, stud, Donetsk National Technic University, Чехия Coal self-ignition is basically a physical-chemical process in which temperature of coal sub stance increases in consequence of heat accumulation from normal temperature of surrounding envi ronment up to the temperature of ignition.

Coal reacts with atmospheric oxygen, creating heat energy and releasing oxidizing products.

Water, carbon dioxide and carbon monoxide release in the first stage of oxidation. Coal substance then releases gaseous hydrocarbons (first saturated, then insaturated and then hydrogen). If sufficient amount of oxygen is supplied, coal substance heats and blazes up in the focus of self-ignition.

On the basis of analyses and research of self-ignition in the mines of the OKD joint-stock com pany, the causes can be divided into the following, most frequent groups:

- residual coal left in caved areas by objective reasons (e.g. presence of a non-profitable coal seam in the direct overburden of exploited seam;

tectonic faults) or by different technological reasons, - slow advance of longwalls, - mine air flow through caved areas, - untight closures of gobs, - fracturing of rock massif by rock bursts, - formation of cuts above support during transition of driving operations from rock massif into coal seam and vice versa, - ending of a long mine working in a tectonic fault or in a place with exposed contact between the seam and so-called "varied layers" without its subsequent decontamination or tight enclosure, - mine air flow through rock massif as a consequence of untight closing dams (flow between seams), etc.

From the viewpoint of mine and staff safety, self-ignition is an unwelcome phenomenon. It is dangerous as it can, under certain circumstances, change into open fire that can, in turn, propagate through mine workings very fast. Fumes from such a fire contain toxic gases (carbon monoxide).

The prevailing part of new self-ignitions has been documented in the saddle seams No. 37, and 40 of the Karvin strata. Data has been adapted from [1].

The aim of anti-ignition measures is to prevent access of oxygen to coal. This can be accomplished by various methods, such as regulation of stope ventilation, backfilling of caved areas with nitrogen or nitrogen foam, utilization of fast-setting and filling materials, faster advance, water flooding, utilization of inhibitors and, not least, flushing of ash mixture into caved areas of stopes.

Principle of this method lies in the flushing of caved rocks of an operating stope with ash suspension and, if needful, flotation waste.

In spite of the fact that this method is relatively efficient, it cannot be applied in all cases. There are three known methods of flushing of caved areas of stopes:

flushing using lost piping, flushing using tow piping, flushing using flushing boreholes.

The flushing of caved areas of stope using flushing boreholes as a part of the anti-ignition prevention has been applied in many cases. The Fig.1 Liquidation of the focus of self- self-ignition in the Dl SA mine of the OKD is a ignition using flushing boreholes good example.

In this mine, the mixture was transported into the assumed site of self-ignition in the caved area of the stope by flushing boreholes [2]. Fig. 1 shows the flushing of the focus of the self-ignition from the gallery behind the stope by five cased boreholes of the diameter of 75 mm and the length of to 8 m. Total amount of flushed ash mixture reached about 440 cubic metres and the desired effect, i.e.

efficient extinguishment of the self-ignition, was accomplished.

This method of flushing the caved area by flushing boreholes is only efficient, if the focus of self-ignition is accessible from one of the galleries, which are driven in an acceptable distance. Drilling in the caved area of the stope is problematic as it is often necessary to flush the near area by a setting mixture and drill it again in order to maintain desired stability of the boreholes.

Hitherto mentioned methods of flushing of the caving area can effectively hit the focus of self-ignition on the ground or in its immediate vicinity. If a self-ignition occurs in a higher part of the stope caving zone, their effectiveness is substantially reduced. However, statistics shows that such self ignitions represent approximately 40 per cent of the total number of cases [3]. Transport of flushing mixtures into upper parts of the caving zone from overlying galleries would be a solution, but this is usually impossible due to the liquidation of mine workings.

The aforementioned method of flushing of the caving zone should enable flushing of almost whole caving zone, thus substantially contributing to the liquidation of self-ignition that will occur in its upper part. It is obvious from a preliminary economic evaluation that costs of this method are com parable to those needful for the inertization of the caving zone by gaseous nitrogen.

References 1. Informan a propagan tdenk zamstnanc OKD a jejich rodinnch pslunk Hornk, Ronk XXVIII, slo 21, str. 5. (in Czech) 2. ENDEL, K. - KRL, V.: Plavic vrty jako prostedek tlumen poru, Zpravodaj OKD - Roz voj a projektovn, k.p., ronk 31, 1990,. 1, s. 19-23 (in Czech) 3. POR, J. - LUCK, I.: Nvrh protizparov prevence proplavovnm zvalu porub, Semi n Zakldn materilu do dolu a asanace hornick krajiny, Ostrava 97, s. 18-23 (in Czech) УДК 622.235. ОБОСНОВАНИЕ ПАРАМЕТРОВ ШПУРОВОГО ВКЛАДЫША ДЛЯ ОБЕСПЕЧЕНИЯ ЕГО УСТОЙЧИВОСТИ Проф. Худечек В., ВШБ - ТУ, г. Острава, Чехия, ст. преп. Шкуматов А.Н., доц. Мороз О.К., студ. Скоробагатая А.Ю., ДонНТУ, г. Донецк Для достижения высоких технико-экономических показателей работы необходимо, что бы все производственные процессы проводились с высокой эффективностью. Одним из важ нейших показателей буровзрывных работ является коэффициент использования шпура (КИШ).

Но зачастую КИШ не достигает необходимой величины. Это может быть вызвано такими при чинами, как выгорание донного заряда ВВ, засорение шпура и др. Большое влияние на величи ну КИШ оказывает то, каким образом происходит распространение ударной волны по длине шпура. Для минимизации величины «стаканов», необходимо продукты взрыва, перемещаю щиеся с большой скоростью, в непосредственно близости от днища шпура развернуть на 90 и направить перпендикулярно боковым стенкам шпура. Тогда большая часть энергии ударной волны пойдет на разрушение придонного массива шпура.

При применении шпуровых вкладышей [1] разворотом ударной волны управляет его криволинейная часть. Наличие цилиндрической части обусловлено требованиями устойчивости вкладыша в шпуре. Диаметр цилиндрической части равен диаметру патрона ВВ, высота же должна быть минимальна. Высота криволинейной части должна быть достаточной для поворо та ударной волны. В данной работе приводится обоснование минимальной величины высоты цилиндрической части для обеспечения устойчивости.

На рис.1. показана более подробно гео метрическая форма шпурового вкладыша, для которой проводились расчеты. Для того, чтобы вкладыш был устойчив, т.е. находился в состоя нии равновесия, необходимо, чтобы масса ци линдрической части была равна или больше массы криволинейной части:

m1=m2 или V11=V22, (1) где V1, V2 – объемы цилиндрической и криволинейной частей, см3;

1, 2 – плотности материалов изготовления цилиндрической и Рис.1. Конструкция вкладыша для вспо- криволинейной частей вкладыша, г/см.

Так как вкладыш однороден, то, следова могательных шпуров тельно, неравенство относится к объемам. Объ d - малый диаметр;

ем цилиндрической части вычисляется по фор D - диаметр основания;

h – высота цилиндрической муле части;

V1=hD2/4. (2) Н – длина вкладыша;

R – радиус кривизны боко и должен быть больше объема криволи вой поверхности h2 – высота верхней цилин- нейной части V2. Следовательно, условие устой чивости вкладыша имеет вид дрической части диаметра d h1 – высота криволинейной h=4V2/ D2. (3) боковой поверхности радиуса R При условии D=2R+d криволинейная часть состоит из криволинейного конуса (высота h1=R, диаметр нижнего основания – 2R) и цилиндра (высотой R+h2 и диаметром основания d).

При этом ее объем равен d 2 ( R + h2 ) R V2 = +. (4) 3 При условии D=2R криволинейная часть состоит из усеченного криволинейного конуса (высота - h1, диаметр нижнего основания - D, диаметр верхнего основания - d) и цилиндра (вы сотой h2 и диаметром основания d). В этом случае ее объем равен R 3 d 2 ( R h1 ) ( R h1 ) 3 d d h 3 ( R h1 ) + V2 =. (5) 3 4 3 2 Высота усеченного конуса d h1 = R R R +. (6) При условии D2R криволинейная часть состоит из усеченного криволинейного конуса (высота - h1, диаметр нижнего основания - D, диаметр верхнего основания - d), внутреннего цилиндра (высотой h1 и диаметром основания d1=D-2R) и верхнего цилиндра (высотой h2 и диаметром основания d). Тогда ее объем вычисляется как R 3 d 2 ( R h1 ) ( R h1 ) 3 d d h d h 2 3 ( R h1 ) + 1 1 + V2 =. (7) 3 4 3 2 4 А высота конуса d h1 = R R R + 1. (8) Эксперименты показали, что при геометрических параметрах вкладыша: R=18 мм, d= мм, D=36 мм и различных значениях длины вкладыша минимальное значение высоты цилинд рической части h1 составляет 6…7 мм (для D=2R), 4,7…5,5 мм (для D=2R+d) и 5,5…6,4 мм (для 2RD2R+d).

Библиографический список 1. Руководство по совершенствованию взрывных работ при проведении горных вырабо ток и разделке сопряжений на шахтах ПО Донецкуголь / А.Н. Шкуматов, И.В. Антипов. – До нецк, 2000. – 44 с.

УДК 622.258. ПРИМЕНЕНИЕ ПЕТЛЕВЫХ КОНСТРУКЦИЙ КРЕПЛЕНИЯ ХОРДАЛЬНЫХ РАССТРЕЛОВ В СТВОЛАХ, ПРОЙДЕННЫХ В СЛОЖНЫХ ГОРНО ГЕОЛОГИЧЕСКИХ УСЛОВИЯХ Доц. Прокопов А.Ю., асп. Богомазов А.А., студ. Пшеничнов С.А. Шахтинский институт ЮРГТУ(НПИ), г. Шахты, Россия Увеличение глубины и усложнение горно-геологических условий разработки полезных ископаемых ухудшает условия работы крепи и армировки вертикальных стволов, что в ряде случаев приводит к недопустимым отклонениям стенок столов от проектного положения.

Деформации в элементах армировки, как правило, появляются на тех же участках, где деформируется крепь. Поэтому в зависимости от вида и величины деформации шахтных ство лов элементы армировки приобретают разнообразную форму искривления. Кроме того, в ство лах смещается ось подъема и могут измениться зазоры между максимально выступающими частями подъемных сосудов, крепью и расстрелами до величин, меньших допускаемых Прави лами безопасности.

Проведенный анализ данных профилировок проводников по 40 стволам Донецкого бас сейна, не подверженных влиянию очистных работ, показывает, что наибольшее количество от клонений проводников от вертикали находится в пределах ±0-40 мм и при исключении совер шенно недопустимых отклонений средняя их величина равна 15 мм. Совершенно иное положе ние наблюдается в стволах, подверженных влиянию очистных работ, где отклонения проводни ков достигают 2000 мм и выше, хотя искривления носят в основном плавный характер.

Влияние нагрузок на работоспособность армировки тем существеннее, чем сложнее ус ловия эксплуатации, характеризующиеся наличием деформаций проводников и расстрелов, их износом, нарушением геометрических параметров и др. Особенно существенно влияние дина мических нагрузок проявляется при изменениях скорости подъема и вместимости подъемных сосудов в условиях деформированной и изношенной армировки. В таких стволах для поддер жания армировки в рабочем состоянии непрерывно ведутся трудоемкие работы по ее ремонту и восстановлению.

Основным направлением в разработке конструктивных мер защиты армировки является оборудование ее узлами осевой и радиальной податливости, конструкция которых принимается исходя из горно-геологических условий и конструктивных особенностей крепи и армировки.

Для поддержания работоспособности армировки на ряде эксплуатационных шахт произ водятся ремонтные работы, связанные с заменой деформированных элементов армировки, пе резаделкой концов расстрелов в крепи ствола и т.п., с тем, чтобы несколько отрихтовать про водники на искривленных участках. На некоторых стволах уже в период эксплуатации в эле ментах армировки устраивают узлы податливости, для чего вблизи крепи вырезают часть рас стрела и скрепляют образующиеся его части металлическими накладками с продольными от верстиями.

Все вышеизложенное позволяет сделать вывод о высокой актуальности и значимости ра бот по созданию новых узлов, схем, элементов армировки, которые обеспечивали бы, во первых, необходимую податливость, во-вторых, возможность последующей замены элементов (ремонтопригодность), в-третьих, универсальность и технологичность при монтаже и, в четвертых, высокую экономичность.

В результате проведенного анализа существующих конструкций узлов армировки, их достоинств и недостатков в Шахтинском институте ЮРГТУ(НПИ) был разработан ремонтопри годный податливый узел крепления расстрела [1]. Новизной данной конструкции является то, что замена расстрелов может осуществляться без замены узла крепления, что приводит к сни жению металлоемкости всей конструкции армировки и сокращению сроков проведения ре монтных работ. К новизне данной конструкции следует отнести возможность замены расстрела одного профиля другим (двутаврового коробчатым и наоборот) без замены узла крепления, а также возможность замены отдельных расстрелов без полного демонтажа проводников. Кроме того, конструкция предусматривает элемент податливости, что позволяет использовать узел в стволах, пройденных в сложных горно-геологических условиях.

Кроме отмеченных достоинств данный узел обладает одним существенным недостат ком. Срабатывание узла податливости будет происходить только в том случае, если направле ние действия внешнего усилия со стороны породного массива будет совпадать с продольной осью расстрела. Такое сочетание наиболее вероятно для центральных расстрелов, на которые со стороны крепи действует сжимающая сила в радиальном направлении. Для большинства хор дальных расстрелов, отсекающих на контуре крепи дугу менее 130-140°, а также в случае нера диального действия нагрузки со стороны крепи и массива, срабатывания узла податливости и снижения эквивалентных сжимающих и растягивающих напряжений в узле, как доказано в ра боте [2], не произойдет.

В связи с этим авторами предпринята попытка разработки узла анкерного крепления расстрелов (преимущественно хордальных), который обеспечивал бы податливость конструк ции при любом направлении приложения нагрузки со стороны крепи. В результате предложена конструкция петлевой армировки, которая включает опорную плиту, удерживаемую анкерами, и расстрел, на концах которого через отверстия болтами и гайками крепятся 4 петлевые опоры (по 2 с каждой стороны). Отверстия под болты имеют форму овала, вытянутого вдоль продоль ной оси расстрела. Это позволит компенсировать смещения контура в направлении оси рас стрела. Петлевая подвеска расстрелов обеспечит возможность изменения угла между опорной плитой и продольной осью расстрела, тем самым позволит компенсировать ту составляющую смещения контура, которая направлена перпендикулярно продольной оси расстрела. Усилие срабатывания узла податливости регулируется силой затягивания гаек на опорных петлях.

На рис. 1. представлена физическая модель податливой армировки, подвешенной к опорным плитам посредством петель.

3 Рис. 1. Физическая модель податливой петлевой армировки шахтного ствола:

1 – фрагменты крепи;

2 – хордальный расстрел;

3 – анкеры;

4 – петлевая опора;

5 – болты Приложение нагрузок к опорным плитам модели свидетельствует о работоспособности предложенной конструкции как в случае воздействия вдоль оси расстрела (при этом происхо дит смещение петель вдоль расстрела), так и в случае воздействия под некоторым углом к оси (при этом происходит вращение петлей и изменение угла между опорной плитой и продольной осью расстрела, а также некоторое смещение петлей вдоль расстрела). В обоих случаях при со блюдении пределов поступательной и вращательной податливости узлов крепления, обеспечи вается неизменное положение проводников на расстреле.

Данная конструкция узла, благодаря своей податливости при воздействии усилий в раз личных направлениях, может быть рекомендована для крепления хордальных расстрелов в стволах, пройденных в сложных горно-геологических условиях.

Библиографический список 1. Патент 2247246 РФ, М. С1 Е 21 D 5/12. Ремонтопригодный податливый узел крепления / А.Ю. Прокопов, Р.О. Саакян, П.А. Павлинов – 2003133050/03;

Заявлено 11.11.2003;

Опубл.

27.02.2005. Бюл. №6. – 7 с.

2. Саакян Р.О. Обоснование параметров податливой армировки вертикальных стволов для условий деформирующегося породного массива: Автореф. дисс… канд. техн. наук. – Тула, 2005. – 20 с.

УДК 691. УПРОЧНЕНИЕ СТРОИТЕЛЬНЫХ КОНСТРУКЦИЙ ЗДАНИЙ НА ОСНОВЕ ПРИМЕНЕНИЯ АНКЕРОВ ИЗ ПОЛИМЕРБЕТОНА Асп. Васин Т.М., Шахтинский институт ЮРГТУ(НПИ), г. Шахты, Россия Капитальное строительство в России и в других странах продолжает развиваться бурны ми темпами. Одновременно развиваются базы строительной индустрии, создаются новые про грессивные строительные конструкции из различных материалов, совершенствуются теории их расчета. Наряду с капитальным строительством развивается такое направление, как реконст рукция, это связанно с модернизацией технологических процессов, установкой нового оборудо вания, расширением производства, обновлением физически устаревших или вышедших из строя строительных конструкций. Горнотехнические здания и сооружения очень часто подвер жены деформациям фундаментов и других несущих конструкций в результате влияния подзем ных горных работ.

Реконструкция зданий и сооружений в зависимости от поставленных задач требует обычно увеличения повышения несущей способности и жесткости перекрытий, колонн, фунда ментов и других строительных конструкции, важным условием в период производства строи тельных работ является сохранение возможности эксплуатации объекта или его части.

Решить эту проблему при проведении отдельных видов работ позволяет применение по лимербетона, который относится к специальным бетонам и имеет широкое распространение в строительной индустрии. Например, полимербетон используется при усилении оконных про емов стальными обоймами, усилении фундаментов монолитными железобетонными обоймами, закрепления в существующих конструкциях зданий и сооружений анкеров для крепления раз личных строительных элементов (рис. 1 и 2).

Состав и технология его приготовления приведена в «Пособии по проектированию ан керных болтов для крепления строительных конструкций и оборудования», составленного к СНиП 2.09.03. «Сооружения промышленных предприятий» под эгидой Центрального научно исследовательского и проектно-экспериментального института промышленных зданий и со оружений (ЦНИИПромзданий) в 1993 году.

Анализ опыта использование данного пособия позволил выявить определенные недос татки. Назовем их:

1. Количество песка в составе бетона является заниженным, что приводит к увеличению себестоимости.

2. Количество составляющих в смеси обозначено в весовых частях, что приводит к опре деленным трудностям при взвешивании компонентов.

Рис. 1. Анкеры, устанавли ваемые на полимербетоне в Рис.2. Усиление стальными обоймами оконных проемов пробуренные шпуры 3. При расчете дозы полимербетона при массовой установке стержней такие факторы, как скорость установки анкера, время нагнетания, жизнеспособность раствора не учитываются, что приводит к повышенному расходу последнего.

Проведенный анализ позволяет сделать вывод о том, что используемое пособие требует корректировки, в связи с этим нами были внесены поправки и предложена новая методика рас чета, позволяющие устранить выше пере Таблица 1 -Состав полимербетона численные недостатки.

Составляющие поли- Объемные части Для приготовления полимербетона мербетона составляющих рекомендуется применять следующий со ЭД-20 став (табл. 1).

ПЭПА Использование данного состава по ДБФ зволило уменьшить себестоимость, без по Песок тери прочностных характеристик бетона, что подтверждается результатами лабораторных испытаний проведенных в «Испытательной лаборатории №2» Испытательного центра «Академстройиспытания» при Ростовском Государ ственном строительном университете.

При определении необходимого количества раствора нами предложена следующая ме тодика.

Необходимое количество бетона, мл, P = V N cm, где V – объем бетона необходимого для заполнения одного шпура, мл, (d 2 отв d 2 ) V= H, здесь dотв – диаметр шпура, см;

d – диаметр шпильки, анкера, см;

H – глубина шпура, см;

Nст – количество устанавливаемых стержней, t см t приг t подг t окон N cm =, t нагн + t уст где tсм – продолжительность смены, час;

tприг – время необходимое на приготовление часовой порции бетона, час, tприг = 0,2(tсм – 2), tподг – подготовительный период, необходимый на подготовку одного стержня (болта, анкера), tподг = 0,5 ч;

tокон – время, необходимое на очистку оборудования от остатков полимербетонной сме си;

tокон = 0,2-0,4 ч;

tнагн – время нагнетания раствора в один шпур, час, tнагн = K·tдозы;

здесь K – коэффициент отношения объема, необходимого для заполнения шпура к объе му нагнетателя (округляется к ближайшему целому числу) V K= ;

Vнагн tдозы – время нагнетания одной дозы (зависит от объема и типа дозатора), час. Определя ется практическим путем.

tуст – время, необходимое на установку, выверку и закрепления в проектном погашении одного анкера, час, tуст = 0,03 ч.

Использование данной методики позволило более полно учесть технологические осо бенности и распределение затрат времени на выполнение различных операций, входящих в процесс упрочнения строительных конструкций анкерами на полимербетоне при реконструк ции зданий.

Библиографический список 1. Справочник по клеям и клеящим мастикам в строительстве. – М.: СИ, 1984.

2. СН 545-80 «Инструкция по технологии приготовления полимербетона и изделий из него».

Госстрой СССР. – М.: Стройиздат, 1981. – 23 с.

3. Пособие по проектированию анкерных болтов для крепления строительных конструкций и оборудованию (к СНиП 2.09.03), – М., 1993.

УДК 622.273. ИССЛЕДОВАНИЕ ФИЛЬТРАЦИОННЫХ СВОЙСТВ МАТЕРИАЛА ГИДРОЗАКЛАДКИ Проф. Должиков П.Н., АФ ВНУ им. В. Даля, г. Антрацит, доц. Шубин А.А., студ. Лего стаев С.О., ШИ ЮРГТУ (НПИ), г. Шахты, Россия Полная закладка выработанного пространства при добыче угля подземным способом в основных угледобывающих странах занимает значительное место.

Применение полной закладки выработанного пространства вызывается необходимостью проведения мероприятий по охране густо застроенной и заселенной поверхности, а также при разработке пластов, опасных по горным ударам и уголь которых склонен к самовозгоранию. В настоящее время процесс закладки актуален при ликвидации горнорудных предприятий.

Основные задачи, которые ставятся при разработке пластов с полной закладкой вырабо танного пространства, могут быть успешно решены в том случае, если качество закладочного массива будет высоким, что в значительной мере зависит от его характеристики и качества его подготовки.

Для закладки применяются разнообразные материалы, обладающие различными свойст вами. Поэтому правильный подбор закладочного материала по крупности, качеству и техноло гии его подготовки приобретает важное значение.

Рассмотрим основные физико-механические свойства закладочных материалов, составы закладочных шихт (для обычной и упрочненной закладки), способы добычи, приготовления и транспортирования различных закладочных материалов к месту ведения работ.

В настоящее время для закладки выработанного пространства применяются разнообраз ные природные и искусственные материалы, используемые либо в чистом виде, либо в смеси (закладочная шихта).

Пригодность различных материалов для создания плотного закладочного массива опре деляется не только их физико-механическими свойствами, но и способом закладки, при кото ром данный материал используется.

Как и при любом способе закладки, гидрозакладочный материал должен отвечать двум основным требованиям:

– образовывать плотный массив после укладки в выработанное пространство, давая при этом минимальную усадку;

– содержать строго ограниченное количество горючих компонентов для предотвращения возникновения пожаров в выработанном пространстве.

Кроме того, материал должен удовлетворять ряду специфических требований, обуслов ленных особенностями его транспортирования по трубам и процесса заполнения выработанно го пространства:

– при смешивании с водой образовывать пульпу, свободно протекающую по пульпопро воду при минимальном расходе воды;

– обладать малой абразивностью, хорошей водоотдачей и фильтрационной способно стью, не содержать растворимых в воде солей;

– иметь минимальное содержание тонких частиц, которые могут выноситься с отрабо танной водой.

Обычно при гидрозакладке применяются в чистом виде либо в смеси дробленая порода, добываемая в специальных карьерах, отходы обогащения, порода из отвалов на поверхности, песок, глиняные брикеты, зола котельных, металлургические шлаки и пр.

Наиболее подходящим материалом для гидрозакладки является песок, что и определяет широкие масштабы его применения для этой цели.

Основной частью песка являются зерна кварца, содержание которых обычно составляет 70 – 80 %. Наиболее крупные и наиболее мелкие зерна – почти исключительно кварцевые, при чем с уменьшением их диаметра возрастает число зерен острогранной формы (зерна диаметром менее 0,1 мм в большинстве своем имеют острые грани). Наличие мелких острогранных зерен нежелательно, так как приводит к быстрому износу труб.

Одной из постоянных проблем гидрозакладки является вязкость пульпы, так как она ока зывает большое влияние на износ пульпопроводов. Установлена линейная пропорциональная зависимость вязкости при определенных значениях густоты пульпы – 26 % по объему, или 49 % по весу. При большей густоте пульпы ее вязкость увеличивается значи тельно быстрее. Влияние вязкости на износ пульпопроводов при густоте 60 –70 % и более в на стоящее время еще недостаточно изучено.

Изменение вязкости наблюдается при снижении средней, крупности зерен пульпы. На пример, для кремнистого материала при уменьшении крупности зерен до 0,02 мм и ниже вяз кость пульпы резко падает.

Качество пульпы для гидрозакладки зависит от скорости падения частиц в водной среде.

Быстро оседающим в воде материалом являются зерна песка крупностью более 0,5 мм. Для зе рен песка средней крупности (0,5 – 2 мм) тенденции к расслоению на классы по крупности не наблюдается. Зерна крупностью 0,2 – 0,5 мм образуют верхний слой быстро оседающего закла дочного материала. После осаждения зерен крупностью более 0,2 мм часть материала, находя щегося в воде во взвешенном состоянии, остается в выработанном пространстве при фильтра ции отработанной воды через закладочный массив. Если же отработанная вода уходит с по верхности закладочного массива, то большая часть мелкого материала уносится вместе с ней и осаждается в водосборниках. Материал крупностью менее 0,1 мм осаждается в выработанном пространстве в ничтожном количестве, зависящем от технологии закладочных работ, и приме нение его считается нежелательным, так как он почти весь выносится с отработанной водой.

В связи с этим песок Восточного Донбасса, применяемый для гидрозакладки, можно классифицировать на три категории. Гранулометрический состав песка, величина усадки закла дочного материала (подвергаемого испытаниям при давлении 15 МПа) и коэффициент фильт рации песка должны соответствовать данным, приведенным в табл. 1. Содержание раститель ных частиц, как, например, корней, дерна и др., не должно превышать 0,5% по объему.

Таблица 1 -Классификация песка используемого для гидрозакладки Минимальный ко Категория Размер Содержание Максимальная усад эффициент фильт песка фракции, мм фракций, % ка, % рации, см/сек 0,1 I 5 0, 0,1–0,2 0,1 II 10 0, 0,1–0,2 0,1 III 15 0, 0,1–0,2 Скорость осушения поверхности закладочного массива обусловливается, прежде всего, скоростью фильтрации. Исследованиями, установлено, что:

– на скорость фильтрации значительное влияние оказывает зернистость закладочного материала (размеры зерен и их соотношение);

– зерна кварца размером от 0,044 до 0,053 мм обусловливают практически нулевую фильтрацию;

– при одинаковой зернистости пульпы кварцевые породы обладают лучшей фильтраци онной способностью, чем остальные породы;

– наличие в пульпе воздуха резко снижает скорость фильтрации.

Обычно при гидрозакладке применяются материалы, состоящие из зерен меньше 0, мм (от 5 до 70 %), скорость фильтрации которых достигает 10 см/ч (0,0028 см/сек и более), что является критическим. При дальнейшем увеличении содержания зерен такой крупности ско рость фильтрации резко уменьшается. Наибольшая скорость фильтрации наблюдается при со держании в пульпе 50 – 70 % твердых частиц.

Закладочный материал, представленный однородными по петрографическому составу породами, шлаками и пр., как правило, образует закладочный массив, менее плотный и дающий большую усадку, чем песок. Поэтому песок и считается наиболее подходящим материалом для гидрозакладки.

УДК 622.831+622. ЛОКАЛИЗАЦИЯ ВЫБРОСОВ УГЛЯ И ГАЗА ПРИ ПРОВЕДЕНИИ ПОДГОТОВИТЕЛЬНЫХ ВЫРАБОТОК К.т.н. Калякин С.А., студ. Дейнека С.Т., ДонНТУ, г. Донецк, студ. Сочивкина А.В., Дон басский государственный технический университет, Алчевск При проведении подготовительных горных выработок по выбросоопасным уголь ным пластам в режиме сотрясательного взрывания очень часто имеют место внезапные выбро сы угля и газа. Внезапные выбросы угля и газа в подготовительных выработках создают опас ные ситуации, в результате которых могут быть взрывы метано-воздушной смеси (МВС), ги бель людей, повреждаться оборудование и крепь горных выработок. Ликвидация последствий внезапных выбросов в выработках требует дополнительных материально-технических затрат, которые снижают экономические показатели работы угольного предприятия. Поэтому актуаль ность вопросов, связанных с повышением безопасности проведения горных выработок на пла стах опасным по внезапным выбросам угля и газа, разработки новых эффективных способов борьбы с внезапными выбросами сохраняется до настоящего времени.

Анализ последних исследований и публикаций посвященных этому вопросу пока зал, что одним из направлений безопасного способа проведения подготовительных выработок на выбросоопасных угольных пластах являются борьба с выбросами и путем совершенствова ния технологии и оптимизации параметров сотрясательного взрывания, возведение в выработке противовыбросных заградительных перемычек [1, 2].

Целью настоящей работы является исследование и разработка безопасных и эф фективных параметров сотрясательного взрывания, которые могли бы усовершенствовать тех нологию проведения подготовительных выработок на выбросоопасных угольных пластах за счет использования энергии напряженного состояния угольного пласта на дополнительное раз рушение угля и его дегазацию, а также создания вокруг обнаженного угольного пласта предо хранительной заградительной от выброса перемычки.

Для достижения этой цели необходимо решить следующие задачи:

1. Разработать безопасные и эффективные параметры паспорта БВР на сотряса тельное взрывание с применением высокопредохранительного ВВ VI класса – угленита 10П.

2. Разработать технологию взрывных работ при проведении выработки, которая обеспечивает разновременное взрывание породной и угольной части забоя, при этом устано вить необходимый интервал замедления между взрываемыми группами шпуров по породе и углю с целью необходимости создания вокруг обнаженного угольного пласта заградительной противовыбросной перемычки.

Безопасность взрывных работ в угольных шахтах опасных по газу и взрывам угольной пыли достигается за счет применения предохранительных ВВ (ПВВ) и средств взры вания. Наиболее высокопредохранительными ВВ являются ПВВ VI класса. Поэтому безопас ные параметры сотрясательного взрывания могут быть только в том случае, если масса шпуро вого заряда ВВ – mм, будет меньше или равна массе предельного заряда – Мкр, который опреде ляет уровень предохранительных свойств ПВВ VI класса в опытном штреке:

mм 1 (1) М пр Формирование защитной заградительной перемычки вокруг выбросоопасного угольного пласта сводится к тому, чтобы взрывом отбить необходимый объем породы V из по родной части забоя и переместить его для перекрытия сечения выработки и создания необхо димой толщины заградительной перемычки вокруг угольного пласта - п. Толщину перемыч ки, которая создает вокруг угольного пласта защитный участок перемычки можно определить из уравнения:

3(1 µ ) P п Ro, м, 8 p (2) где Rо – приведенный радиус перемычки, он равен мощности угольного пласта, м;

µ - коэффициент Пуассона;

р - предел прочности перемычки, МПа;

Р – давление газа в разрушенном угольном пласте.

Объем горной породы для формирования заградительной перемычки определяем по формуле:

hг2.в tg + Bвч hn l зах )k p ( x D Bвч ), м3, Vn = ( Bвч (3) где Ввч – ширина выработки вчерне, м;

hп – высота породного забоя, м;

hг.в – высота выработки, м;

kр – коэффициент резерва, kр = 1,1;

- угол, под которым ляжет порода у забоя выработки;

D – наклонная дальность отброса породы при взрыве, м;

х – перебор породной перемычки, м.

Время формирования защитной преградительной перемычки вокруг угольного пласта определяем по формуле:

D =, мс, (4) Vп где V – средняя скорость полета породы, м/с.

Скорость полета породы определяем по формуле:

1P V=, м/с, (5) 4 n n - плотность породы в разрыхленном состоянии, кг/м3;

где Р - давление продуктов взрыва ВВ в шпуре, Па.

Давление продуктов взрыва ВВ в шпуре определяем по уравнению состояния Нобеля Абеля с учетом плотности заряжания ВВ [3].

Интервал времени - t, который необходим для независимого взрывания групп шпуров по породе и углю определяем по формуле:

t = эд.п +, мс, (6) эд.п - интервал времени для взрывания шпуровых зарядов в породной где части забоя выработки, мс.

Технология сотрясательного взрывания при проведении подготовительных выработок на выбросоопасных пластах, сводится к следующему. Пробуренные в породной части забоя шпу ры взрывают в первую очередь. В результате отбойки породы, угольный пласт обнажается, а вокруг него формируется защитная перемычка из разрушенной породы. После того как только отбитая взрывом порода образует перемычку через интервал времени согласно уравнения (6) взрываются с помощью электродетонаторов замедленного действия шпуровые заряды в уголь ной части забоя выработки. Заряды ВВ по углю рассчитываются как заряды камуфлетного рых ления, т.е. без выброса газообразных продуктов взрыва из зарядных камер шпуров. Это делает ся для того, чтобы обеспечить интенсивное газонасыщение продуктами взрыва ВВ угольного пласта и создание вокруг шпуров системы трещин. В результате возникает интенсивная дегаза ция угольного пласта идущая с разрушением угольного массива и снятием напряженного со стояния в пределах контура выработки, защищенной преградительной перемычкой.

Результаты полученные в работе имеют, как теоретическое, так и практическое научное значение. С их помощью можно оптимизировать параметры сотрясательного взрывания и осу ществлять мероприятия, которые достаточно эффективны при борьбе с внезапными выбросами угля и газа в подготовительных выработках.

Библиографический список 1. Инструкция по безопасному ведению горных работ на шахтах, опасных по внезапным выбро сам угля, породы и газа. – М.: ИГД им. А.А. Скочинского, 1989. – 191 с.

2. Инструкция по применению сотрясательного взрывания в угольных шахтах Украины. – Ма кеевка-Донбасс: МакНИИ, 1994. – 90 с.

3. Шевцов Н.Р., Таранов П.Я., Левит В.В., Гудзь А.Г. Разрушение горных пород взрывом:

Учебник для вузов. – 4-е издание. – Донецк: ООО «Лебедь», 2003. – 279 с.

УДК 622.257.1:622. АНАЛИЗ ЭФФЕКТИВНЫХ СПОСОБОВ ЗАКЛАДКИ ПОДЗЕМНЫХ ПУСТОТ Доц. Шубин А.А., студ. Легостаев С.О., Шахтинский институт ЮРГТУ (НПИ), г.

Шахты, Россия Закладочный материал, представленный однородными по петрографическому составу породами и шлаками, как правило, образует закладочный массив, менее плотный и дающий большую усадку, чем песок. Поэтому песок и считается наиболее подходящим материалом для гидрозакладки. Но отсутствие песка в ряде мест и стремление использовать отходы производ ства вынуждают применять для закладки шахтные породы, отходы обогащения и пр. При этом одним из существенных является вопрос содержания в них горючих компонентов. Ряд авторов высказывается против использования в качестве закладочного материала пород, содержащих уголь, в некоторых случаях считается допустимым содержание горючих не более 10 – 15%, а иногда – до 20%.

Проведенные нами исследования показали, что усадка закладки, состоящей из пустых пород, незначительно отличается от закладки, состоящей из песка. При этом может быть сохра нен характера деформаций поверхности и получен значительный экономический эффект, а также, в условиях действующих предприятий, решена проблема оставления породы в шахте или руднике. Возможность увеличения использования шахтной породы при гидравлической закладке предопределяется сочетанием таких факторов, как категория охраны объектов, горно геологические условия, глубина залегания и мощность разрабатываемых пластов.

Широкое использование для гидрозакладки отходов мокрого обогащения приводит к удешевлению и повышению эффективности закладочных работ. Однако отходы обогащения, как и любой другой закладочный материал, не обладают способностью самоупрочняться. По этому для упрочнения закладочного массива используются различные цементирующие добав ки.

С конца 50-х годов получила распространение упрочненная (бетонная) закладка. Мате риал для бетонной закладки состоит, как правило, из смеси портландцемента и классифициро ванных отходов флотации (обычно нижнего продукт циклонов). Оба эти материала смешива ются с водой в различных соотношениях для получения гидросмеси с высоким содержанием твердого вещества. Гидросмесь можно подавать в шахту по пульпопроводам и скважинам.

Прочность закладочного массива определяется в основном соотношением между компонента ми, водоцементным фактором и повышается с течением времени.

Для гидрозакладочных работ могут быть применены гидросмеси, упрочненные вяжу щим, с содержанием твердого от 60 до 72 %. Прочность на сжатие массива бетонной закладки через 30 суток при соотношении песок: цемент, равном 30:1, составляет 0,12 МПа при концен трации твердого 60 % 0,23 МПа при концентрации 72%. Поэтому рекомендуется применять возможно более густые упрочненные смеси.

Основным фактором, определяющим прочность затвердевшего массива бетонной закладки, является отношение между твердым инертным материалом и цементом. Так, через суток после укладки прочность на сжатие закладочного массива составляет при соотношении 20:1 около 0,4 МПа, при 8:1 около 1,7 МПа и при 6:1 около 2,7 МПа.

Большое значение имеет также гранулометрический состав закладочного материала. От сев крупных частиц природного песка приводит к незначительному повышению прочности. В то же время отделение мельчайших фракций из отходов флотации заметно сказывается на уве личении прочности закладочного массива. Обычные способы классификации (при помощи ци клона) для отделения большей части шламовых частиц обеспечивают получение наиболее оп тимального гранулометрического состава.

Опыт рудников показал [1], что применение упрочненной закладки позволяет значи тельно (на 29 %) сократить расход леса и повысить производительность труда по выемке руды (на 20 %). Кроме того, эта закладка устраняет опасность обрушения закладочного массива, по вышает устойчивость боковых пород и способствует снижению потерь полезного ископаемого.

В некоторых случаях для упрочнения закладочного массива, возводимого гидравличе ским способом с использованием в качестве закладочного материала отходов обогащения, ре комендуется применение цементирующей добавки (портландцемента) и растворимого высоко молекулярного полимера. Портландцемент добавляется обычно в объеме от 1:10 до 1:60 от ко личества отходов обогащения по весу. В качестве высокомолекулярного полимера могут быть использованы полиакриламид, гидролизованный полиакриламид, сополимер акриламида и ак риловой кислоты с молекулярным весом 100000.

Один из составов твердеющей закладки представляет собой смесь из ангидрида (СаSO4) с размером зерен от 0 до 6 мм (причем содержание частиц крупностью 0,2 мм должно быть не менее 30 %), воды и сульфатного активатора, добавляемого в количестве 3% по весу. Водоан гидридное соотношение следует принимать в пределах 0,12 – 0,14. Ангидрид подается по тру бам к месту закладки пневматическим способом. Закладка в возрасте 2 суток имеет прочность 22 МПа, а через 3 суток – до 26 МПа. Преимущества предлагаемого способа возведения твер деющей закладки заключаются в простоте и быстроте ее возведения и меньшей по сравнению с бетоном стоимости закладочного материала.


В некоторых странах, например в США, для создания прочного закладочного массива предлагается применение расширяющегося гранулированного полистирола. Он обладает высо кой прочностью после расширения и не разрушается под действием агрессивных шахтных вод.

Однако расширение полистирола возможно только при повышенной температуре. Поэтому ре комендуется к введенному в пустоты полистиролу подводить пар по трубам, проложенным в специально пробуренных для этой цели скважинах. Нагрев гранулированного полистирола можно осуществлять также с помощью электротока, пропановых горелок или введением в него добавок-катализаторов, вызывающих экзотермическую реакцию с выделением необходимого для расширения полистирола тепла. Предполагается, что данный способ намного экономичней и эффективней существующих средств и способов закладки.

Кроме того, разработан способ упрочнения закладочного массива при гидрозакладке песком, основанный на использовании полимолекулярной адсорбции органического вяжущего материала частицами песка. Сущность его заключается в следующем. В воронку пульпопровода гидрозакладочной установки с помощью насосов к песчаной пульпе добавляются раствор акти визатора, повышающего активность частиц песка, и водно-битумная эмульсия. В процессе движения смеси по пульповоду эмульгированное вяжущее адсорбируется на поверхности пес чаных частиц, обволакивая каждую из них тонкой пленкой. При укладке в выработанное про странство частицы склеиваются между собой, образуя упроченный закладочный массив (в про изводственных условиях прочность на сжатие достигает 0,5 МПа, в лабораторных – 0,6 МПа).

Обычные смеси, применяемые для закладки подземных пустот, обладают большой де формативной способностью, а также незначительной прочностью, что в конечном итоге предо пределяет сдвижения массивов горных пород после ликвидации указанных полостей.

Поэтому в качестве основных закладочных составов для консервации предприятия ре комендуются смеси с наличием армирующего элемента, таковым является, например, дисперс ная фибра из стали или полипропилена.

Прочность раствора с дисперсными волокнами из полипропилена при растяжении Rр при опытных значениях 3,7...6,04 МПа увеличивалась с повышением прочности матрицы и при уве личении содержания в ней фибры (). При =2,8 % она в 2...2,3 раза больше прочности раство ра-матрицы. При переходе от класса В20 к В40 Rр увеличилась на 20%.

Библиографический список 1. Закладочные работы в шахтах: Справочник / Под ред. Д. М. Бронникова, М.Н. Цыгалова.

– М.: Недра, 1989.

УДК 622.258. ОПРЕДЕЛЕНИЕ ОБЛАСТИ ПРИМЕНЕНИЯ КОНСОЛЬНО-РАСПОРНЫХ И БЛОЧНЫХ АРМИРОВОК ИСХОДЯ ИЗ МАКСИМАЛЬНО ДОПУСТИМЫХ НАПРЯЖЕНИЙ В КОНСТРУКЦИЯХ Доц. Прокопов А.Ю., асп. Мирошниченко М.А., студ. Новиков А.Н., Шахтинский инсти тут ЮРГТУ(НПИ), г. Шахты, Россия Тенденция к увеличению глубины разработки рудных и угольных месторождений ведет к необходимости совершенствования конструкций армировок шахтных вертикальных стволов.

Стволы таких шахт и рудников должны быть оборудованы высокопроизводительными подъем ными установками со скипами грузоподъемностью 60 – 100 т, при этом скорости подъемов должны достигать 16 – 20 м/с. Сохранение старых принципиальных решений в новых условиях привело к несоответствию между армировкой и параметрами подъемных установок, в результа те чего стали наблюдаться сильные поперечные колебания, выход подъемных сосудов из про водников, разрушение заделки концов расстрелов в крепи и др.

Работоспособность армировки действующих шахт наиболее полно характеризуется на дежностью Р(t), которая является функцией времени эксплуатации t и определяется как вероят ность безаварийной работы армировки в течение данного периода эксплуатации.

В результате анализа фактических дан ных были получены следующие практические выводы:

– средний срок службы элементов ар мировки То для расстрелов составляет 10 лет, для проводников 5 лет;

– среднее число замен элементов арми ровки за время эксплуатации t для расстрелов Н(t) = 0,1 t, для проводников Н(t) = 0,2 t;

– состояние армировки действующих стволов шахт весьма неудовлетворительно в первую очередь в результате малых сроков службы ее отдельных элементов в связи с кор розионным, механическим износом и устало б) а) стью металла.

Необходимость обеспечения безопасно Рис. 1. Конечно-элементные модели арми сти подъема большой интенсивности привела к ровки:

созданию принципиально новых решений в а – консольно-распорная с горизонтальным и конструировании армировки вертикальных вертикальным упорами;

б – блочная.

стволов [1]. Вариантами таких решений явля ется применение консольно-распорных (с упо ром только в горизонтальной плоскости или двумя упорами в горизонтальной и вертикальной плоскостях) или блочных армировок. Для определения их области применения были построены пространственные конечно-элементные модели (рис. 1), на которых производилась оценка на пряженно-деформированного состояния, возникающего от эксплуатационных нагрузок.

Построение конечно-элементной модели и расчет параметров конструкции произведены с помощью программно-вычислительного комплекса «Лира-Windows» (версия 9.0). Нагрузка на армировку рассчитывалась в соответствии с существующей «Методикой...»

[2].

Проведенные расчеты армировки показали, что основным фактором, ограничивающим область применения консольно-распорных и блочных армировок, являются напряжения в кон струкциях, которые в свою очередь зависят от следующих параметров:

а) Об ласть б) Об ласть Рис. 2. Номограммы, определяющие область применения армировок из условий максимально допустимых напряжений в конструкции:

а – для консольно-распорных;

б – для блочных армировок;

- - - - - - – шаг армирования 4 м;

––––––– – шаг армирования 6 м – интенсивности подъема, равной удвоенной кинетической энергии движущегося подъ емного сосуда (это заданный фактор, определяемый необходимой производственной мощно стью шахты);

– длины и профиля применяемых консолей, а также шага армировки (это регулируемые факторы, варьируемые при проектировании схемы и конструкции армировки).

При моделировании в качестве консолей и распоров рассматривались наиболее часто применяемые прокатные профили (двутавры №27М и №30М) и сварной коробчатый профиль 20020014 мм, длина которых варьировалась от 0,5 до 2 м с шагом 0,25 м. Шаг армировки принимался стандартным: 4 или 6 м для коробчатых проводников. Для каждого из указанных сочетаний длин, профилей консолей и шагов армировки были рассчитаны максимальные на пряжения, возникающие в элементах конструкций, и построены номограммы, показывающие области применения консольно-распорных (рис. 2, а) и блочных (рис. 2, б) конструкций арми ровки.

В качестве максимально допустимых напряжений принята величина [и] = 350 МПа – допустимое напряжение на изгиб для сталей 10ХСНД и 15ХСНД и др. Область применения рассматриваемых конструкций армировки ограничена на рис. 2, а, б жирными линиями. Стрел ками показано направление использования номограммы.

Произведенный расчет консольно-распорных армировок с упорами в горизонтальной и вертикальной плоскостях показал, что напряжения, возникающие в элементах армировки, на – 67% ниже, чем в соответствующих элементах жесткой расстрельной армировки [3]. Соответ ственно и область применения такой армировки шире, чем типовых расстрельных конструкций.

Как следует из рис. 2, а, исследуемая консольно-распорная армировка может применяться при интенсивности подъема до 13 – 23 МДж в зависимости от максимальной длины и профиля кон солей, а также шага армировки.

Еще более широкую область применения, охватывающую практически все возможные значения интенсивности подъема, имеет блочная армировка. Как видно, из рис. 2, б, блочная армировка при соответствующем подборе профилей и шага армировки «выдержит» подъем с интенсивностью до 35 – 40 МДж в зависимости от длины консолей.

Еще одним преимуществом блочной армировки является то, что возведение армировки может осуществляться блоками длиной 12 м, которые предварительно собираются на поверх ности. При этом отпадает необходимость в двойном переоборудовании ствола для навески про водников, а также обеспечивается одновременное центрирование и установка расстрелов и про водников в стволе, что способствует значительному повышению темпов армирования [4].

Таким образом, применение консольно-распорных и блочных армировок позволит обес печить надежность и безопасность подъемов большой интенсивности, а также повысить техно логичность монтажа и темпы армирования.

Библиографический список 1. Прокопов А.Ю., Страданченко С.Г., Плешко М.С. Новые решения в проектировании же сткой армировки вертикальных стволов/ Под общ. ред. А.Ю. Прокопова. – Ростов н/Д: Изд во журн. «Изв. вузов. Сев.-Кавк. регион», 2005. – 216 с.

2. Методика расчета жестких армировок вертикальных стволов шахт. – Донецк: ВНИИГМ им. М.М. Федорова, 1985. – 160 с.

3. Прокопов А.Ю. Технология армирования вертикальных стволов шахт безрасстрельными кон струкциями армировки: Дисс… канд. техн. наук. – Новочеркасск: НГТУ, 1998. –130 с.

4. Петренко Е.В., Свирский Ю.В. Эффективные конструкции крепи и армировки шахтных стволов// Шахтное строительство. – 1981. – №1, С. 7 – 14.

УДК 622. МОДЕЛИРОВАНИЕ ДЕФОРМИРОВАНИЯ МАССИВА ГРУНТА В ЗОНЕ ЗАДЕЛКИ ГРУНТОВЫХ АНКЕРОВ К.т.н. Дмитриенко В.А., к.т.н. Дмитриенко Т.В., инж. Панченко В.В., студ. Бадалян Г.


Г. ШИ(ф) ЮРГТУ (НПИ), г. Шахты, Россия Инъекторные грунтовые анкеры, нагели и сваи TITAN, зарекомендовавшие себя в зару бежной практике, как весьма эффективное средство укрепления оснований фундаментов, отко сов котлованов, массивов грунтов, подверженных разрушению конструкций сооружений и т.п., могут надежно устанавливаться при длине анкерного стержня 6 и более метров (рис. 1.).

Они представляют собой центральную армирующую штангу 1, состоящую из труб со сплошной резьбой специального профиля, соединяемых между собой гайками 2. За счет распорок 3 перед каждой гайкой создается центрирование штанги в скважине и равномерное покрытие твердею щим цементным вяжущим 4 толщиной 20 мм.

Труба с нанесенной на неё резьбой, изготовленная из мелкозернистой стали с повышен ной ударной пластичностью, одновременно является арматурным стержнем и инъекторной тру бой, через которую вместо промывной жидкости нагнетается цементное тесто. Для этого в буровой головке имеется боковое отверстие, при помощи которого может осуществляться управляемая резка основания под впрессовываемую массу. Что позволяет даже при открытой буровой скважине создавать давление впрессовывания до 6 МПа, так как цементный буровой раствор с В/Ц=0, подаётся при медленно повышающемся давлении и вращающемся анкере.

Несмотря на неоспоримые преимущества технологии, и опыта применения анкерных свай TITAN немецкой фирмой «ISCHEBCCK», им присущи серьезные недостатки: очень высокая стои мость анкерных штанг и не всегда востребованная высокая несущая способность при длине более 6 метров. Так как при монтаже временных и постоянных подъемных машин, копров, проходческих Рис. 1. Схема установки грунтовых анкеров лебедок и т.п., использование грунтовых TITAN анкеров и свай, вместо устройства массивных фундаментов, позволило бы значительно сократить материальные, финансовые и трудовые за траты. Однако глубина заделки анкеров в этом случае, как показывают расчеты, должна нахо дится в пределах 2 х – 3 х метров.

Попытка надежного закрепления анкеров длиной 2 - 2,5 м успехом не увенчались, так как в этом случае создать давление нагнетания цементного раствора в глинистых грунтах более 0,8 МПа не удается, из-за излива его на поверхность. Соответственно обеспечить необходимое проникновение цементного раствора в массив грунта не представляется возможным, что и не позволяет надежно закреплять короткие анкерные стержни.

Для исследования деформирования массива грунта и формирования «впрессовываемого тела» при нагнетании цементных суспензий, на кафедре ППГСиСМ ШИ(ф) ЮРГТУ (НПИ) вы полнен ряд экспериментов по физическому моделированию выше указанных процессов. Суть ко торых заключалась в исследовании деформирования грунта, заключенного между двумя жестки ми плоскостями, под действием давления нагнетания цементного раствора.

Необходимость этих исследований обусловлена двумя факторами. Во первых - в условиях объемного сжатия грунтов, его предельное состояние с ростом глубины погружения будет изме няться, так как увеличивается боковое давление грунта, в связи с этим необходимо установить закономерность этих изменений.

Что позволит определить величину давления нагнетания цементного раствора, необходи мого для преодоления предела текучести s грунта и соответственно развития полости требуемых размеров, в которой формируется зона заделки. Во вторых – поскольку несущая способность ан керов в связанных грунтах, при прочих равных условиях, зависит от площади контакта заделки с массивом, то наиболее экономичным режимом нагнетания, является тот, при котором формиру ется зона разрывов сплошности массива и цементный раствор распространяется на большее расстояние от оси анкерного стержня. Это позволит при минимальных объемах нагнета ния обеспечить наибольшую площадь контакта цементного камня заделки с грунтом.

Методика исследований и экспериментальная установка разработаны таким образом, чтобы в процессе экспериментов можно было варьировать объемной массой грунта, его влаж ностью и диаметром внутренней полости, в которую нагнетается раствор. С целью оп ределения области варьирования факторов выполнены предварительные исследова ния, в результате которых установлено, что расширение диаметра зон нагнетания в мо дели, до определенного значения, происхо дит без разрыва сплошности зоны контак та грунта и нагнетаемого раствора. Превы шение порогового значения нагнетания, в дальнейшем приводит к образованию, а за тем и развитию системы радиальных тре щин.

На рис. 2 представлена модель де формирования суглинка объемной мас сой скелета = 1590 кг/м 3, влажностью W = 23,5 % при давлении Р = 0,84 МПа, Рис 2. Модель деформирования суглинка где просматриваются две зоны пластиче при низкой скорости роста давления ских деформаций с четкими границами смещений модели грунта и зона трещино образования, а на рис. 3 аналогичная мо дель но с более высокой скоростью роста давления нагнетания до Р = 1,02 МПа. При этом наблюдается формирование впрессо вываемого тела в основном по системе трещин, зона смещений почти отсутствует.

Следует также отметить, что в первом слу чае расход цементного раствора с увеличе нием давления возрастал пропорционально.

Скачок произошел только в момент разви тия трещин. Во втором же случае при рез ком росте давления, расход раствора воз растал скачкообразно по мере развития системы трещин, причем раствора было израсходовано в 1,4 раза меньше.

Таким образом, можно отметить, что Рис. 3. Деформирование модели грунта изменением режима нагнетания можно це при высокой скорости роста давления ленаправленно управлять процессами фор мирования зоны заделки анкерных стержней, для обеспечения максимальной несущей способно сти при минимальных затратах.

Кроме этого установлено, что, необходимо также учитывать зависимость деформации модели от угла внутреннего трения, сцепления и модуля полной деформации грунта, что ис ключает возможность реализации ранее разработанного плана, так как наличие в плане двух взаимозависимых факторов недопустимо, а указанные выше характеристики грунта, зависят от его плотности и влажности. Отсюда следует, что необходимо выявить один обобщенный пока затель, который бы характеризовал свойства грунта. Поэтому в настоящее время на кафедре разрабатывается комплекс исследований, направленный на изучение напряженно деформированного состояния грунтов.

УДК 622.235. ОБОСНОВАНИЕ ПОПРАВОЧНЫХ КОЭФФИЦИЕНТОВ НА РАССТОЯНИЕ ОТ ЗАРЯДА ВВ ДО НОСКА БАЛЛИСТИЧЕСКОГО МАЯТНИКА И НА ДЛИНУ ШПУРОВОГО ВКЛАДЫША Ст. преп. Шкуматов А.Н., студ. ДариенкоА.Н., студ. Тимакова Э.В., ДонНТУ, г. Донецк В данной работе приведено обоснование поправочных коэффициентов на рас стояние от заряда ВВ до носка баллистического маятника и на длину вкладыша. Для оценки влияния вкладыша на формирование импульса взрыва первоначально проведены испытания за рядов ВВ, распо ложенных на раз личных расстоя Отклонение маятника, l1привед, мм ниях от носка ма ятника, без при менения вклады ша. По результа там испыта-ний 40 построена экспе ри-ментальная зависимость от клонения балли сти-ческого маят ника от расстоя ния его носка до заряда ВВ. С ис пользованием ма расстояние от носка маятника до заряда ВВ, Н, мм тематической мо дели выполнен Рис.1. Теоретическая зависимость отклонения баллистического анализ получен маятника от расстояния его носка до заряда ВВ ной зависимости и определено, что отклонение маятника находится в полиноми-нальной зависимости (1) от рас стояния заряда ВВ до носка маятника (рис.1).

l1привед = 0,00102 H 2-0,4396 H+70,657, мм, (1) l1привед - отклонение маятника, приведенное к аммониту №6 ЖВ;

где H – расстояние от носка баллистического маятника до заряда ВВ, мм.

Теоретическая зависимость соответствует экспериментальным данным с коэффициентом корреляции, равным 0,98;

критерий Пирсона равен 0,99;

F-test = 0,98. Полученная зависимость позволила для дальнейших исследований ввести поправочный коэффициент kрст для случаев, когда ВВ расположено на некотором расстоянии от вкладыша, равный отношению значения 70,657 (отклонение при Н=0) к отклонению баллистического маятника при расстоянии Н:

70, k раст =. (2) 0,00102 H 2 0,4396 H + 70, Для получения поправочного коэффициента kН использовались металлические вклады ши различной длины [1]. По результатам испытаний построена экспериментальная зависимость приведенного отклонения баллистического маятника от длины металлического вкладыша, по казанная на рис.2.

Для обоснования по правочного ко эффициента на длину вкладыша Отклонение маятника, l1привед, мм kН в качестве стандарта при нято значение Н = 50 мм. В со ответствие с этим для каждо го испытания величина kН вы 0 10 20 30 40 50 60 70 80 90 100 110 120 130 140 150 160 170 180 190 числяется как Длина вкладыша для вспомогательных шпуров, Н, мм отношение от клонения балли Рис.2.Экспериментальная зависимость отклонения баллистического ма- стического ма ятника от длины металлического вкладыша для вспомогательных ятника при взрывании шпу шпуров рового заряда с металлическим вкладышем длиной 50 мм к показаниям его откло-нения при использо-вании вкладыша дли-ной Н мм. С использованием математической модели выполнен анализ экспери ментальной зависимости и определено, что зависимость отклонения маятника от длины ме таллического вкладыша для вспомогательных шпуров описывается показательной функцией (3).

l1привед = 404,97 (H+10) -0,51, мм, (3) H – длина металлического вкладыша, мм.

где Теоретическая зависимость соответствует экспериментальным данным с коэффициентом корреляции, равным 0,97;

критерий Пирсона равен 0,987;

F-test = 0,898.

Имея теоретическую зависимость, уточним выражение (4) для вычисления значения по правочного коэффициента kH:

0, kH =. (4) H + Сравнение кривых (рис.1. и рис.2.) подтверждает диапазон эффективной длины вкла дыша от 40 мм до 90 мм.

В дальнейших анализах используется величина приведенного отклонения баллистиче ского маятника, l1привед., равная произведению фактического значения на поправочные коэффи циенты.

Библиографический список 1. А.Н. Шкуматов. Усовершенствованная конструкция шпуровых зарядов при разделке сопряжений горных выработок // Вісник КТУ. Вип. 9 – Кривий Ріг: КТУ, 2005. – С. 37-40.

УДК 622. АВТОМАТИЗАЦИЯ РАЗРАБОТКИ ПАСПОРТОВ БУРОВЗРЫВНЫХ РАБОТ ПРИ ПРОХОДКЕ ГОРНЫХ ВЫРАБОТОК Доц. Прокопов А.Ю., студ. Балдин А.А. Шахтинский институт ЮРГТУ(НПИ), г. Шах ты, Россия Выбор рациональных параметров буровзрывных работ (БВР) имеет большое значение для повышения эффективности проходки горных выработок. Правильно подобранные тип вру ба, количество и сорасположенность шпуров в забое, заряды в шпурах, количество ступеней замедления и др. параметры обеспечивают оптимальные показатели буровзрывной тех нологии проходки: максимальный коэффициент использования шпура (КИШ), низкий коэффи циент излишка сечения (КИС), нормальную для использования погрузочных машин кускова тость взорванной горной массы, небольшой разлет породы от забоя, минимальную зону рас трескивания породного массива вокруг выработки и как следствие повышение устойчивости породных обнажений и др.

Все это свидетельствует о важности правильного выбора параметров буровзрывных ра бот и о необходимости учета максимального количества факторов при их проектировании.

Обеспечить рациональный выбор параметров БВР возможно только на основе многовариантно го проектирования при помощи прикладных компьютерных программ.

Целью настоящей работы является автоматизация расчета основных показателей паспор та буровзрывных работ и вывод результатов расчета в отчет, посредством компьютерной про граммы «BWR 2005» [1], написанной авторами в современной среде программирования Visual Basic 6.0.

Программа «BWR 2005» может использоваться как студентами при расчете параметров буровзрывных работ в курсовом и дипломном проектировании, так и инженерно-техническими работниками шахтостроительных, шахтопроходческих и проектных организаций при составле нии паспортов БВР.

Для составления паспорта ведения буровзрывных работ используются следующие дан ные:

• форма поперечного сечения выработки, размеры по высоте и ширине выработки и пло щадь сечения в проходке;

• крепость пород по шкале проф. М.М. Протодъяконова и мощность вмещающих пород, по падающих в проектный контур выработки, их трещиноватость и направления залегания по род и кливажных трещин.

Задавшись необходимыми для расчета параметрами, вычисляют следующие основные пока затели буровзрывных работ:

• удельный расход взрывчатого вещества, общий расход его на забой, заряд взрывчатого вещества на шпур;

• расчетное количество шпуров на забой;

• расстояние между шпурами и линию наименьшего сопротивления (л.н.с.);

• оптимальное время замедления и общее сопротивление электровзрывной сети.

По результатам анализа исходных данных и результатов расчета строится схема распо ложения шпуров в забое горной выработки. Подробно порядок расчета паспортов буровзрыв ных работ приведен в [2].

Программа «BWR 2005» представляет собой приложение операционной системы Win dows, и содержит в себе стандартные элементы управления и методы ввода данных, принятые в данной среде. Вывод и сохранение результатов осуществляется в текстовый документ Word и имеет расширение rtf.

Форма ввода исходных данных (рис. 1) содержит элементы управления, позволяющие без труда вводить необходимые для расчета параметры: ширину (по почве) и высоту выработки вчерне;

коэффициенты крепости пород кровли и почвы;

длину комплекта шпуров;

структуру пород;

тип применяемого ВВ;

диаметр патрона;

характеристики угольного пласта (если таковой имеется), его мощность и угол падения, а также величину смещения его по вертикали от почвы выработки.

Форма вывода результатов расчета приведена рис. 2.

Она содержит все необходимые элементы для вывода данных на экран и в файл:

• текстовое окно (для вывода отчета);

• графическое окно (для вывода схемы расположения шпуров в виде графического изображения);

• полосу прокрутки (для изменения масштаба изображения в графическом окне);

• командные кнопки (для вызова стандартных окон Windows «Сохранить» и «Пе чать»).

Рис. 1 – Форма ввода исходных данных:

1 – текстовое поле;

2 – элемент управления UpDown;

3 – всплывающий список;

4 – переключатель;

5 – флажок;

6 – графическое окно;

7 – командная кнопка.

Рассмотрим алгоритм работы программы «BWR 2005». После ввода всех исходных дан ных, нажатием кнопки «Далее», пользователь запускает расчетный модуль программы, вы полняемый следующий порядок действий:

Рис.2 – Форма вывода результатов расчета:

1 – текстовое поле;

2 – графическое окно;

3 – полоса прокрутки;

4 – командная кнопка 1. Считываются исходные данные из элементов управления формы ввода исходных данных;

2. В зависимости от того проходится выработка по углю, или по породе, выбирается со ответствующий путь расчета;

3. Рассчитывается площадь поперечного сечения выработки и пласта (если таковой имеется) вчерне (посредством разбиения формы сечения выработки на элементарные фигуры, и вычисления площадей каждой из них);

4. Рассчитываются основные показатели (отдельно по кровле, почве и пласту выработ ки, и в целом по сечению): удельный расход ВВ, объем взрываемой породы и угля, количество шпуров на забой (оконтуривающих, отбойных, врубовых, и общее их число), расход ВВ на шпур, и общий – на цикл, время замедления и расчетное сопро тивление электровзрывной сети;

После расчета основных показателей запускается процедура графического анализа полу ченных результатов и уточнение полученного количества шпуров графическим методом.

Вкратце ее работу можно описать следующим образом:

1. Поиск линий возможного расположения шпуров по площади забоя (все линии опи сываются математически по результатам вычисления координат их концов);

2. Вычисляются их длины, и по результатам расчета, произведенного ранее (количество шпуров на данный момент известно), вычисляются расстояния между шпурами и ко ординаты центров окружностей одиночных зарядов;

3. По уточненным графически расчетным показателям производится перерасчет коли чества ВВ на цикл, а также расстояний между шпурами и величины л.н.с.

Использование данной программы позволит пользователю максимально упростить рабо ту по проектированию паспортов БВР для горизонтальных и наклонных выработок арочной формы и максимально автоматизировать процесс построения схем расположения шпуров в за бое и заполнения таблиц с основными показателями БВР.

Библиографический список 1. Прокопов А.Ю., Балдин А.А. Прикладная программа расчета параметров буровзрывных работ и построения схемы расположения шпуров в забое// Научно-техническое творчество студентов вузов: Матер. Всерос. смотра-конкурса науч.-техн. творчества студ. вузов «Эври ка-2005»/ Мин-во образования и науки РФ, Юж.-Рос. гос. техн. ун-т (НПИ). – Новочеркасск:

ЮРГТУ, 2005. – Ч.3. – С. 190 – 193.

2. Проектирование паспортов буровзрывных работ при проходке горных выработок: Учеб. по собие/ А.В. Меркулов, В.А. Скориков, Ю.А. Сильченко;

Шахт. ин-т ЮРГТУ(НПИ). – Новочер касск: УПЦ «Набла» ЮРГТУ(НПИ), 2003. – 92 с.

УДК 622.235. ОБОСНОВАНИЕ ПОПРАВОЧНОГО КОЭФФИЦИЕНТА НА МАССУ ШПУРОВОГО ВКЛАДЫША Ст. преп. Шкуматов А.Н., студ. Мавроди А.В., студ. Антипов В.И., ДонНТУ, г. Донецк В настоящее время проблемой управления энергией взрыва занимается ряд научных школ как в Украине, так и в других странах. В ДонНТУ это направление разрабатывается ка федрой «Строительство шахт и подземных сооружений». Предлагаемое техническое решение [1] предусматривает использование в шпуровом заряде вкладыша, изображенного на рис.1. Его назначение – перераспределять импульс взрыва из осевого направления в радиальное. В этом случае эксперименты проводятся на баллистическом маятнике. Его отклонение l1, в мм, прини мается в качестве меры оценки результатов взрыва. На l1 оказывают влияние как геометриче ские параметры вкладыша, так и условия проведения эксперимента, а именно: тип применяемо го ВВ, расположение ВВ относительно носка маятника, масса вкладыша и другие. Для установ ления зависимости отклонения маятника от исследуемого конкретного параметра необходимо исключить или компенсировать различия других параметров сравниваемых экспериментов. С этой целью введены поправочные коэффициенты. С их помощью рассчитывают величину при баллистического маятника, l1привед., равную произведению веденного отклонения фактического значения на эти коэффициенты. В данной работе приведено обоснование коэф фициента приведения к массе стандартного вкладыша, равной 119 г. Ко эф-фициент kм получен следующим образом. Бы ли взяты два вкладыша длиной по 35 мм. Первый вкладыш – весом 273 г, второй – 119 г (стан-дарт).

При взрыве первого вкладыша баллисти-ческий маятник отклонился на l1 = 63 мм, при взрыве второго – на l1 = 74 мм. Таким образом, уменьше ние массы на 154 г привело к увеличе-нию вели чины отклонения маятника в 1,175 раз (74 / 63) или на 17,5%. Следовательно, измене-ние массы на 1 г соответствует изменению величины откло Рис.1. Конструкция вкладыша для вспо- нения на 0,114% (17,5% / 154), а изменение мас сы на m = (mфакт – 119) г изме-нит отклонение могательных шпуров маятника на (m*0,114)%, что соответствует kм = d - малый диаметр;

(1 ± m*0,00114). Если в качестве m брать мо D - диаметр основания;

h – высота цилиндрической дуль отклонения массы вкладыша от стандарта, то при mфакт 119 г коэффициент будет больше части;

единицы (т.е., если бы масса вкладыша была Н – длина вкладыша;

R – радиус кривизны боко- меньше, то маятник вой поверхности отклонился бы на большую величину) и вычисляться по соотношению kм = (1 + m*0,00114), а при mфакт 119 г, наоборот, меньше единицы и kм = (1 - m*0,00114).



Pages:   || 2 | 3 | 4 | 5 |
 





 
© 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.