Сборник «Инновационные технологии РМПИ» вып №4, 2018

ДОНЕЦКАЯ НАРОДНАЯ РЕСПУБЛИКА МИНИСТЕРСТВО ОБРАЗОВАНИЯ И НАУКИ ГОУ ВПО «ДОНЕЦКИЙ НАЦИОНАЛЬНЫЙ ТЕХНИЧЕСКИЙ УНИВЕРСИТЕТ» ФГБОУ ВО «ТУЛЬСКИЙ ГОСУДАРСТВЕННЫЙ УНИВЕРСИТЕТ» КАРАГАНДИНСКИЙ ГОСУДАРСТВЕННЫЙ ТЕХНИЧЕСКИЙ УНИВЕРСИТЕТ ГОУ ВПО ЛНР «ДОНБАССКИЙ ГОСУДАРСТВЕННЫЙ ТЕХНИЧЕСКИЙ УНИВЕРСИТЕТ»

Горный факультет Кафедра «Разработка месторождений полезных ископаемых»

СБОРНИК НАУЧНЫХ ТРУДОВ кафедры разработки месторождений полезных ископаемых

№4 (2018)

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

г. Донецк, 24 мая 2018 г.

ДОНЕЦК 2018

УДК 622.001.76 (082) И 66 Инновационные технологии разработки месторождений полезных ископаемых: сб. науч. труд. Вып. 4. / редкол.: Н.Н. Касьян [и др.]. – Донецк: ДОННТУ, 2018.

– 226 с. Представлены материалы научно-исследовательских работ студентов, аспирантов и молодых ученых, которые обсуждались на международной научно-практической конференции «Инновационные технологии разработки месторождений полезных ископаемых» в рамках проведения IV-го международного научного форума «Инновационные перспективы Донбасса: инфраструктурное и социально-экономическое развитие» Донецкой Народной Республики. Представленные материалы отражают широкий диапазон научных исследований по актуальным проблемам в области геотехнологии, геомеханики, геоинформатики и экологии при разработке месторождений полезных ископаемых. Сборник предназначен для научных и инженерно-технических работников угольной промышленности, ученых, преподавателей, аспирантов и студентов горных специальностей. Организатор конференции – кафедра «Разработка месторождений полезных ископаемых» (РМПИ) Горного факультета ГОУ ВПО «ДОННТУ». Соорганизаторы конференции: Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего образования «Тульский государственный университет» (г. Тула, РФ); Карагандинский государственный технический университет (г. Караганда, Республика Казахстан); Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования Луганской Народной Республики «Донбасский государственный технический университет» (г. Алчевск, ЛНР). Организационный комитет: Касьян Николай Николаевич – председатель конференции, д-р техн. наук, профессор, заведующий кафедрой РМПИ; Новиков Александр Олегович – зам. председателя конференции, д-р техн. наук, профессор кафедры РМПИ; Касьяненко Андрей Леонидович – секретарь конференции, канд. техн. наук, доцент кафедры РМПИ. Конференция проведена на базе Государственного образовательного учреждения высшего профессионального образования «Донецкий национальный технический университет» (г. Донецк) 24 мая 2018 г.

Члены организационного комитета: Петренко Юрий Анатольевич – д-р техн. наук, профессор, профессор кафедры РМПИ; Стрельников Вадим Иванович – канд. техн. наук, доцент, профессор кафедры РМПИ; Шестопалов Иван Николаевич – канд. техн. наук, доцент, доцент кафедры РМПИ. Редакционная коллегия: Касьян Н. Н. – д-р техн. наук, проф., зав. кафедры разработки месторождений полезных ископаемых ГОУ ВПО «ДОННТУ»; Новиков А. О. – д-р техн. наук, проф., профессор кафедры разработки месторождений полезных ископаемых ГОУ ВПО «ДОННТУ»; Петренко Ю. А. – д-р техн. наук, проф., профессор кафедры разработки месторождений полезных ископаемых ГОУ ВПО «ДОННТУ»; Саммаль А. С. – д-р техн. наук, проф., профессор кафедры механики материалов ФГБОУ ВО «Тульский государственный университет»; Хуанган Нурбол – доктор Ph.D., заведующий кафедрой промышленного транспорта Карагандинского государственного технического университета; Леонов А. А. – канд. техн. наук, доц., доцент кафедры разработки месторождений полезных ископаемых ГОУ ВПО ЛНР «Донбасский государственный технический университет»; Стрельников В.И. – канд. техн. наук, проф., профессор кафедры разработки месторождений полезных ископаемых ГОУ ВПО «ДОННТУ»; Касьяненко А. Л. – канд. техн. наук, доцент кафедры разработки месторождений полезных ископаемых ГОУ ВПО «ДОННТУ». Компьютерная верстка: Моисеенко Л.Н., ведущий инженер кафедры разработки месторождений полезных ископаемых ГОУ ВПО «ДОННТУ». Статьи публикуются в авторской редакции, ответственность за научное качество материала возлагается на авторов. Контактный адрес: Донецкая Народная Республика, г. Донецк, ул. Артема, 58, Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования «Донецкий национальный технический университет», 9-й учебный корпус, Горный факультет, кафедра «Разработка месторождений полезных ископаемых», каб. 9.505, тел.: +3(8062)300-2475, 301-0929, E-mail: rpm@mine.donntu.org, WWW: http://krmpi.gf.donntu.org © Коллектив авторов, 2018 © ГОУ ВПО «ДОННТУ», 2018

4

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

УДК 622.268.6

ПОДДЕРЖАНИЕ ПОДГОТОВИТЕЛЬНЫХ ВЫРАБОТОК В УСЛОВИЯХ ШАХТЫ ИМЕНИ ЧЕЛЮСКИНЦЕВ Агарков А. В., Симонов А. М., Карнаух Н. В., Мавроди А. В, Захлебин В. В.* Приведен анализ состояния подготовительных выработок угольных шахт Донбасса. Представлено обоснование параметров способа охраны подготовительных выработок полосами из опорных породных элементов при доработке запасов угля уклонной панели пласта k8 ОП «Шахта имени Челюскинцев» ГП «ДУЭК». Даны системные предложения для внедрения нового способа охраны выработок в условиях шахты.

Постановка проблемы. Согласно основным направлениям программы экономического развития Донецкой Народной Республики, угольная промышленность является одной из ключевых отраслей народного хозяйства [1]. Добыча угля в регионе производится подземным способом, характеризующимся высокой трудоемкостью и большими эксплуатационными издержками. Интенсификация очистных работ, увеличение площади сечения выработок и постоянный рост глубины ведения горных работ привели к существенному ухудшению условий строительства и эксплуатации горных выработок [2]. В условиях шахт Донбасса все большую актуальность приобретает проблема обеспечения устойчивости подготовительных выработок в связи с постоянным углублением работ и ухудшением горно-геологических условий. Согласно статистическим данным [3], на ряде глубоких шахт приходится ежегодно ремонтировать до 30 – 40 % общей протяженности выработок. Значительная часть этих работ (порядка 90 %) приходится на ремонт выработок, подверженных влиянию очистных работ. Состояние вопроса. Устойчивость подготовительных выработок во многом зависит от способов их охраны и расположения относительно границ очистных работ [4]. Поэтому вопрос обоснованного выбора оптимальных средств и способов поддержания подготовительных выработок в сложных условиях эксплуатации является на сегодняшний день весьма актуаль*

Агарков Александр Владиславович – инженер 1 кат.; Симонов Александр Михайлович – нач. отдела; Карнаух Николай Викторович –канд. техн. наук, ст. науч. сотрудник; Мавроди Александр Викторович – ведущий инженер; Захлебин Владимир Владимирович – инженер 1 кат. (Государственный научно-исследовательский институт горноспасательного дела, пожарной безопасности и гражданской защиты «Респиратор» МЧС ДНР)

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

5

ным, поскольку от правильного решения зависит безопасность работников шахты и технико-экономические показатели работы горного предприятия. Характерной в этом отношении является шахта имени Челюскинцев, которая является обособленным подразделением государственного предприятия «Донецкая угольная энергетическая компания». В условиях данной шахты остро стоит проблема поддержания подготовительных выработок при доработке запасов уклонной панели пласта k8. Применяемые на сегодняшний день способы охраны малоэффективны, поэтому разработка и внедрение новых способов в изменяющихся горно-геологических условиях, а также обоснование параметров и оценка финансовоэкономической эффективности являются актуальной задачей, имеющей важное научное и практическое значение. Результаты исследования. В настоящее время в уклонной части шахтного поля при отработке 3-й бис западной лавы пласта k8 (рис. 1) подготовительные выработки, согласно проектной документации, запланировано охранять бутовыми полосами. Однако отрабатываемые ранее в аналогичных условиях выемочные столбы по данному пласту показали, что состояние подготовительных выработок неудовлетворительное. Это заключается в том, что на расстоянии 50 м позади лавы выработки необходимо перекреплять в связи со значительными деформациями пород почвы и боков выработок, и выходом крепи из рабочего состояния. Поэтому с целью улучшения состояния выработок предлагается применить в качестве охраны – возведение полосы из опорных породных элементов.

Рисунок 1 – Выкопировка 3-й бис западной лавы пласта k8 из плана горных выработок

Формирование опорных элементов производится в выемочном штреке путем засыпки полипропиленового мешка породой. Размер породной фрак-

6

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

ции составляет 4 – 5 см, а диаметр опорного элемента – 20 см, его длина – 50 см. Для возведения охранного сооружения из опорных элементов необходимо проводить следующие работы: в штреке на расстоянии 400 мм от секции крепи после ее передвижки осуществляется извлечение деревянных стоек. На сопряжении в выработанном пространстве за секцией крепи пробиваются три стойки под деревянный брус с предыдущего цикла. Одна стойка пробивается со стороны выработанного пространства, а остальные – по бровке на расстоянии 0,5 м от контура выработки. После этого осуществляется выкладка охранного сооружения. Один рабочий подает опорный элемент, второй рабочий принимает опорные элементы и выкладывает из них охранное сооружение. После того, как выкладка охранного сооружения закончена, извлеченные стойки устанавливают на место. Засыпка опорных элементов для следующего цикла осуществляется двумя рабочими во время выемки угля. Для обеспечения контакта породного охранного сооружения с кровлей пласта следует определить диаметр опорного элемента, исходя из условия обеспечения целого числа рядов их выкладки по мощности пласта. d о .э . =

m ; м, n ряд

где m – мощность пласта, м; nряд – число рядов опорных элементов. Учитывая то, что длина опорного элемента принимается равной 0,5 – 0,6 м, его диаметр следует принимать в пределах 0,15 – 0,25 м (из условия, что максимальный вес породного элемента не должен превышать 40 кг). Определение диаметра опорного элемента dоэ = 1,1 / 5 = 0,22 м. Соответственно, принимаем диаметр опорного элемента 0,2 м. Ширина охранного породного сооружения определяется следующим образом: b=

Р ; м, Рп .с

где Р – расчетная нагрузка на охранное сооружение, кН/м; Рп.с – несущая способность породного охранного сооружения, кН/м2. Несущую способность породного охранного сооружения рекомендуется определять по задаваемой величине его податливости, которая имеет вид:

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

7

    21,76   P = 1+ ⋅ 33,3; кН / м 2 , ∆h    ln  19,2  

где

Δh – задаваемая податливость конструкции, %.

Для податливости 10 %, высоте полосы равной h = 1,1 м и расчетной нагрузке на погонный метр полосы Рп = 1,2 МН/м, принимаем ширину полосы равной b = 1,5 м.

(а)

8

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

(б) Рисунок 2 – Варианты способов охраны: а – шахтный; б – предлагаемый

Для крепления выработки предлагается применить трапециевидную крепь типа КПО из спец.профиля СВП-27. Сечение выработки: в проходке S пр = 15,5 м 2 ; в свету до осадки S св = 12 ,8 м 2 ; в свету после осадки S св = 9 ,2 м 2 . Размеры крепи в проходке: высота Н = 3,2 м ; ширина по почве В = 4 ,6 м ; ширина по кровле b = 3,4 м . Конструктивная податливость

крепи составляет 1300 мм. Вид боковых стоек – криволинейный. Плотность установки крепи – 1 рама/м. На рис. 2 представлены варианты шахтного и предлагаемого способов. В качестве мероприятий по поддирке пород почвы предлагается применить образование компенсационных щелей по центру выработки, которое заключается в том, что при проведении первой подрывки почвы в выработке бурят шпуры по центру (в один или два ряда) на глубину около 2,0 м и на расстоянии друг от друга 0,5 – 2,0 м. До проведения подрывки в шпурах производят камуфлетное взрывание зарядов ВВ. Сущность способа образования компенсационных полостей заключается в предотвращении эффекта складкообразования пород почвы выработки за счет создания компенсирующей полости на пути смещения слоев почвы по плоскостям напластования [3]. Параметры способа включают: длину разгрузочных шпуров, угол наклона разгрузочных шпуров относительно продольной оси выработки в

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

9

сторону забоя, расстояние между разгрузочными шпурами, величину заряда ВВ в разгрузочных шпурах. Длина разгрузочных шпуров рассчитывается следующим образом:

l ш = ( 0 ,5 − 0 ,7 ) ⋅ В ; м , где В – ширина выработки вчерне, м. Для заданных условий lш = 2,5 м. Расстояние между разгрузочными шпурами по длине выработки выбирается из условия разрушения породной перемычки между шпурами без выброса породы в выработку: а = 2 ⋅ ( 0,66 − 0 ,92 ⋅10−4 ⋅ σ сж + 0,33 ⋅10−4 ⋅ U ⋅ С ) ⋅ 3 С ; м ,

где С – масса заряда ВВ, кг; U – идеальная работа взрыва ВВ, кДж/кг, определяется по таблицам справочных материалов о буровзрывных работах; σ сж – предел прочности пород на одноосное сжатие, МПа. Для заданных условий а = 1,0 м. Масса камуфлетного заряда в разгрузочных шпурах определяется по следующей формуле: C = k ⋅ lшп ⋅

π ⋅d2 4

⋅ ∆ ; кг ,

где d – диаметр патрона ВВ, м; k – коэффициент заряжания; ∆ – плотность патронирования, кг/м2 (значение берется по справочным материалам). Для заданных условий: С = 0,6 кг (угленит Э-6). Работы по созданию компенсационных полостей взрывом должны осуществляться в ремонтную смену. Безусловно, рациональный вариант охраны выработок может быть принят путем сравнения шахтного варианта с предлагаемым по экономическому критерию. В качестве критерия сравнения вариантов примем величину удельных эксплуатационных затрат, представляющую собой отношение суммы учитываемых эксплуатационных затрат к промышленным запасам, предназначенным к выемке, в пределах выемочного поля [3]:

10

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

Cэ =

где

 С → min, Qпр

Qпр – величина промышленных запасов, предназначенных к выемке, т;

 С – сумма учитываемых эксплуатационных затрат, руб. В общем случае величина эксплуатационных затрат по варианту охраны составляет:

 С = С ПР + СОХР + С ДМ + С Р + ..., где

С ПР – затраты на проведение выработок, руб.; СОХР – затраты на мероприятия по охране выработок, руб.; С ДМ – затраты на дополнительные мероприятия по усилению кровли

(боков) выработки и по борьбе с пучением пород почвы выработки, руб.; С Р – затраты на ремонт выработки, руб. Определим величину затрат, принятых к сравнению для каждого варианта охраны выработок. Укрупненные величины эксплуатационных затрат на отдельные виды работ приведены в таблице 1. Таблица 1 – Укрупненные расценки на отдельные виды работ

Виды работ Возведение бутовой полосы Возведение полосы из опорных породных элементов Подрывка пород почвы Образование компенсационных щелей

Единица измерения 1 м3 полосы

Стоимость единицы, руб.

2758,40

1 м полосы

950,00

1 м3 выработки

450,00

1 м выработки

1000,00

Выполним экономическое сравнение, подсчитаем суммы отдельных видов затрат, величину промышленных запасов угля и определим удельные эксплуатационные затраты по проведению, охране и ремонту выработок. Затраты на отдельные статьи рассчитываются путем умножения единичных затрат на объемы работ. Результаты экономического сравнения представлены в таблице 2.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

11

Таблица 2 – Сводные затраты по вариантам поддержания подготовительных выработок

Наименование статей затрат Возведение бутовой полосы Установка крепи усиления (1 стойка под раму) Уплотнение крепи Возведение полосы из опорных породных элементов Поддирка пород почвы Компенсационные щели ИТОГО: Запасы выемочного поля, млн. т. Удельные эксплуатационные затраты, млн. руб.

Затраты по выработкам, млн. руб.

17,03

Предлагаемый вариант —

0,335

0,266

1,75

—

—

1,097

1,449 — 20,564

— 1,4 2,763

Шахтный вариант

0,1 205,64

27,63

Результат сравнения вариантов по критерию удельных эксплуатационных затрат подтвердил целесообразность внедрения и дальнейшего применения полосы из опорных породных элементов. Удельные эксплуатационные затраты на данный вариант составили 27,63 млн. руб. Вывод. Предложенный способ обеспечения устойчивости подготовительных выработок является наиболее целесообразным и эффективным для применения, и позволит обеспечить улучшение ключевых показателей работы и повышение эффективной деятельности ОП «Шахта имени Челюскинцев» ГП «ДУЭК». Библиографический список 1. Шатохин, С. В. Стратегические ориентиры инновационного развития угольной промышленности ДНР / С. В. Шатохин // Экономика Донбасса: Проблемы настоящего и возможности будущего. – 2017. – С. 187 – 191.

2. Терещук, Р. Н. Обеспечение устойчивости подготовительных выработок глубоких угольных шахт: монография / Р. Н. Терещук, А. В. Наумович. – Днепропетровск: НГУ, 2015. – 134 с.

3. Новиков, А. О. Способы охраны горных выработок / А. О. Новиков, Я. В. Шажко, И. Н. Шестопалов. – Донецк, 2016. – 195 с.

4. Технология подземной разработки пластовых месторождений полезных ископаемых / Д. В. Дорохов [и др.]. Под общей ред. Д. В. Дорохова. – Донецк, ДонГТУ.

– 2005. – 344 с.

12

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

УДК 622.23.055

СОВЕРШЕНСТВОВАНИЕ КОНСТРУКЦИИ СООРУЖЕНИЯ ИЗ РЯДОВОЙ ПОРОДЫ, ПОМЕЩЕННОЙ В ОБОЛОЧКУ, С ЦЕЛЬЮ УЛУЧШЕНИЯ ЕГО НАГРУЗОЧНОДЕФОРМАЦИОННОЙ ХАРАКТЕРИСТИКИ Бабак Б.Н., Касьян Н.Н.* Как показывает опыт отработки газоносных пластов Донбасса, в технологическом аспекте нет альтернативы комбинированной системе разработки (рис.1). Ее применение позволяет не только увеличить нагрузку на очистной забой в 1,5 – 2 раза, но и существенно улучшить техникоэкономические показатели угледобычи за счет реализации возможности повторного использования выработок.

Рисунок 1 – Комбинированная система разработки

Вместе с тем, при использовании комбинированной системы разработки увеличиваются затраты на поддержание горных выработок. В среднем, затраты на поддержание выработок составляют до 30 % от себестоимости добываемого угля [1]. В настоящее время самым надежным способом охраны выработок при их повторном использовании является литая полоса. Основным недостатком литой полосы является ее дороговизна – в настоящее время стоимость 1 м3 литой полосы составляет 5000 – 6000 рублей, что существенно увеличивает себестоимость добычи угля. Ее применение экономически *

Бабак Б.Н. – студент Касьян Н.Н. – д.т.н., проф., зав. каф. РМПИ (научный руководитель) (ГОУ ВПО «Донецкий национальный технический университет», г. Донецк)

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

13

обосновано при выемке угля в очистных забоях, в которых суточная добыча превышает 1000 т. Поэтому на многих шахтах, где суточная нагрузка на лаву не превышает 1000 т, применяют более дешевые способы охраны, такие как БЖБТ, накатные костры и бутовая полоса. Последнее охранное сооружение является наиболее экономичным по стоимости материалов. Вместе с тем, бутовая полоса обладает рядом недостатков: 1. Для получения рядовой породы необходимо вслед за лавой вести бутовый штрек; 2. Большая усадка бутовой полосы – 30 – 40 %; 3. Выкладка бутовой полосы осуществляется, как правило, вручную; 4. В процессе поддержания кровли участвует только часть бутовой полосы (не более 20 – 25% ширины бутовой полосы). Остальная ее часть создает боковой отпор, который формирует несущее ядро [2]. В ДонНТУ была предложена конструкция охранного сооружения из рядовой породы, помещенной в оболочку [2]. В качестве оболочки могут служить мешки на тканевой основе, тканевые рукава и т.д. На рис.2 показана принципиальная схема конструкции охранного сооружения.

Рисунок 2 – Схема охранного сооружения

Ранее выполненные лабораторные исследования показали высокую эффективность предлагаемого охранного сооружения. При моделировании условий расположения выработок на глубинах 600 – 800 м относительная деформация конструкции составила 15 %. Основными недостатками ранее проведенных исследований являются: 1. Испытания проводились для отдельно стоящей конструкции с размерами, соизмеримыми с мощностью пласта.

2. Исследования не проводились для условий глубоких шахт Донбасса (глубина заложения выработок превышает 1000 м).

14

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

Поэтому в настоящей работе, в лабораторных условиях проводились испытания охранного сооружения ленточного типа (с ограничением деформаций охранной конструкции вдоль оси выработки), так же при моделировании отрабатывались условия расположения выработок на глубине 1000 – 1200 м. Масштаб моделирования 1:10. При этом использовались критерии механического и силового подобия. Испытания моделей проводилось на гидравлическом прессе, с шагом нагрузки 1 кН, при этом фиксировалась высота охранной конструкции. Зависимость относительной деформации охранной конструкции от величины нагружения представлена на рис.3.

Рисунок 3 – График зависимости относительной деформации от величины нагружения (без заполнения пустот между отдельными элементами охранного сооружения)

На момент окончания испытаний усадка породной конструкции составила 20,5 %. Представляет интерес проследить динамику деформирования охранного сооружения на всех этапах нагружения. На рис.4 приведена зависимость удельных деформаций (мм/кН) на различных этапах нагружения. Ее анализ показывает, что на начальном этапе нагружения наблюдается резкое увеличение удельных деформаций (до 11 мм/кН). Причиной такой картины деформирования, на наш взгляд, является наличие свободного пространства между отдельными элементами породной конструкции (опорными элементами) (рис.5).

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

15

Рисунок 4 – График зависимости удельных деформаций от величины нагружения (без заполнения пустот между отдельными элементами охранного сооружения)

Рисунок 5 – Схема расположения опорных элементов в одном ряду охранного сооружения

Согласно рис.5, пустотность в одном слое породной конструкции составляет 21,6 %. С целью уменьшения свободного пространства между опорными элементами предлагается заполнять его деревянными кругляками диаметром 5 мм. Это позволяет уменьшить остаточную пустотность до 13,6 %. На рис. 6 приведена схема выкладки охранного сооружения в сочетании с деревянным кругляком.

16

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

Рисунок 6 – Схема выкладки одного ряда охранного сооружения в сочетании с деревянным кругляком

Результаты испытаний рекомендованной породной конструкции приведены на рис. 7.

Рисунок 7 – График зависимости относительной деформации от величины нагружения (с заполнением пустот между отдельными элементами конструкции деревянным кругляком)

На момент окончания испытаний (рис. 7) относительная деформация рекомендуемого охранного сооружения составила 14 %, что на 30 % меньше, чем при испытании модели без уменьшения пустотности конструкции. При этом динамика изменения удельных деформаций (рис. 8) на всех этапах носит относительно плавный характер и изменяется от 3 до 0 мм/кН.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

17

Рисунок 8 – График зависимости удельных деформаций от величины нагружения (с заполнением пустот между отдельными элементами конструкции деревянными кругляками)

Различия в динамике изменения удельных деформациях в конструкциях можно увидеть на рис. 9.

Рисунок 9 – График зависимости удельных деформаций охранной конструкции от величины нагружения

18

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

Выполненные лабораторные исследования позволяют сделать следующие выводы: 1. В ранее предложенной конструкции охранного сооружения выемочных выработок из рядовой породы заключенной в оболочке, пустотность составляет 21,6 %. При этом относительная деформация охранного сооружения составляет 20,5 % при моделировании глубины 1000 – 1200 м.

2. При реализации предлагаемого способа уменьшается свободное пространство между элементами, за счет применения деревянных кругляков. В аналогичных условиях деформация охранного сооружения уменьшилась на 30 %. Библиографический список 1. Инновационные технологии разработки месторождений полезных ископаемых: сб. науч. труд. Вып. 2. / редкол.: Касьян [и др.]. – Донецк: 2016. – 313 с.

2. Лабораторные испытания охранных сооружений с использованием породных стоек / Н. Н. Касьян [и др.] // Геотехнологии и управление производством в XXI веке. – Донецк, 2006. – Том 1. С. 93-97.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

19

УДК 622.28.044:622.261.2

МЕТОДИКА РАСЧЕТА ПАРАМЕТРОВ КОМБИНИРОВАННОЙ РАМНО-АНКЕРНОЙ КРЕПИ Вережникова Е.А., Зозуля Я.Д., Макеев А.Ю., Шестопалов И.Н.* Описаны результаты проведенных в ГОУ ВПО «ДОННТУ» комплексных лабораторных, шахтных и аналитических исследований, направленных на обоснование параметров комбинированной рамно-анкерной крепи. Разработана методика расчета параметров комбинированной рамно-анкерной крепи, в которой впервые предложено дифференцированно рассчитывать параметры рамной и анкерной крепей с учетом долей нагрузок, воспринимаемых каждым элементом по мере включения их в работу по восприятию горного давления.

В настоящее время металлические рамные крепи стали фактически универсальным средством крепления горных выработок. На шахтах Донбасса более 90 % поддерживаемых выработок закреплено рамными крепями. Однако, в связи с ростом глубины, а также усложняющимися горногеологическими условиями отработки угольных пластов, до 30 % выработок, закрепленных рамными крепями, в процессе эксплуатации ремонтируются, что повышает себестоимость угля. Одним из перспективных направлений улучшения состояния крепи горных выработок является вовлечение в совместную работу с рамной крепью породного массива. В 70 % случаев это осуществляется путем анкерования пород кровли и боков выработок, что позволяет на 30-40 % снизить смещения пород, до 2,0 раз уменьшить затраты на поддержание выработок. Однако объем применения данной крепи составляет всего 4 % от общей протяженности поддерживаемых выработок. Основной причиной, сдерживающей широкое применение комбинированных крепей, является недостаточная изученность влияния создаваемых породно-анкерных конструкций на механические процессы, происходящие во вмещающем выработки массиве. Это, в свою очередь, не позволяет понять роль каждой из конструкций в процессе поддержания выработки, достоверно установить область применения крепей, а также разработать научно обоснованный метод расчета их параметров. *

Вережникова Е.А., Зозуля Я.Д. – студенты гр. РПМ-13в Макеев А.Ю. – к.т.н., проф. (научный руководитель) Шестопалов И.Н. – к.т.н., доц. (научный руководитель) (ГОУ ВПО «Донецкий национальный технический университет», г. Донецк)

20

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

Как показывает опыт поддержания горных выработок, закрепленных комбинированной крепью, наиболее эффективно устанавливать анкерную крепь непосредственно в забое выработки, однако, более чем в половине случаев анкера устанавливаются с некоторым отставанием от него, что существенно влияет на эффективность их работы. При этом, во всех действующих нормативных документах по расчету комбинированных крепей нет четких указаний по определению максимально возможного разрыва во времени между выемкой пород и установкой анкеров, при котором возможно обеспечить устойчивое состояние выработки на протяжении всего срока ее службы. В этой связи, разработка методики расчета параметров рамноанкерных крепей, позволяющей обеспечить устойчивое состояние выработки при минимальном расходе крепежных материалов, является актуальной научной задачей. Задачами работы являются: 1) Проведение лабораторных исследований влияния усиления рамной крепи анкерами на процесс формирования вокруг выработки зоны разрушенных пород; 2) Проведение шахтных исследований влияния усиления рамной крепи анкерами на устойчивость выработки; 3) Разработать методику расчета параметров комбинированной рамноанкерной крепи позволяющей обеспечить устойчивое состояние выработки. Лабораторные исследования [1] проводились в два этапа. На первом этапе на структурных моделях изучалось влияние усиления рамной крепи анкерами на устойчивость выработки в зависимости от размера зоны разрушенных пород (ЗРП), сформировавшейся к моменту установки анкеров. В структурных моделях моделировались различные размеры ЗРП, сформировавшиеся в окрестности выработки к моменту установки анкеров, а также различная глубина анкерования и различные схемы установки анкеров (радиальная, крестообразная и двухстадийная). На втором этапе для уточнения особенностей влияния усиления рамной крепи анкерами на процесс формирования вокруг выработки ЗРП, выполнялось моделирование на моделях из эквивалентных материалов. Проведенные исследования показали, что при наличии вокруг выработки ЗРП с размерами, не превышающими половины глубины анкерования, удается частично сохранить целостность скрепленной анкерами оболочки, которая, не разрушаясь далее, совместно с рамной крепью воспринимает нагрузки со стороны вмещающего массива. Это позволяет уменьшить смещения контура до 50 % по сравнению с выработками, закрепленными в аналогичных условиях только рамными конструкциями крепи.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

21

Шахтные исследования [2] влияния усиления рамной крепи анкерами на устойчивость выработки проводились в конвейерном штреке 5-й северной лавы, а также в конвейерном штреке 5-й южной лавы пласта m40 шахты «Добропольская». В выработках устанавливались комплексные замерные станции. Станции устанавливались в местах, где анкерная крепь возводилась с различным разрывом во времени между выемкой породы и последующим анкерованием. Также, для сравнения, в выработках устанавливались контрольные замерные станции на участках, закрепленных только рамной крепью. Проведенные исследования позволили установить особенности ЗРП вокруг выработки с рамно-анкерной крепью, заключающиеся в том, что если на момент установки анкеров размер ЗРП не превышает половину их длины, то разрушение приконтурного массива прекращается, а фронт разрушения переносится на внешнюю границу области скрепленных анкерами пород. При этом коэффициент разрыхления в пределах не разрушенной заанкерованной части массива не превышает 1,03, а размер ЗРП на 30 % меньше, чем вокруг выработки, закрепленной в аналогичных условиях только рамной крепью. На основании полученных результатов была обоснована расчетная схема к проведению аналитических исследований [3, 4]. Разработана физико-математическая модель, описывающая напряженно-деформированное состояние массива, вмещающего горную выработку с рамно-анкерной крепью. Проведенный комплекс лабораторных, шахтных и аналитических исследований позволил: а) предложить схемы крепления кровли и боков породно-анкерными конструкциями, усиленными рамной крепью (рис. 1 – 2); б) разработать методику, которая позволяет рассчитать параметры рамной и анкерной крепей с учетом разрыва во времени между выемкой пород и установкой анкеров. В предлагаемой методике параметры комбинированной крепи (схема и плотность анкерования, шаг установки рам и номер спецпрофиля) предлагается выбирать таким образом, чтобы при установке анкеров, возводимых с допустимым отставанием во времени после выемки породы в забое, приконтурный массив не разрушался совсем или разрушался, но в заданных пределах. В обоих случаях необходимо образовать грузонесущую породно-анкерную оболочку, которая позволила бы предотвратить (остановить) процесс разрушения пород от контура вглубь массива в соответствии с алгоритмом расчета (рис. 3). Порядок расчета следующий: 1. Рассчитывают средневзвешенную прочность пород, вмещающих выработку согласно [6, 7].

22

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

Схема №1

Схема №4

Схема №2

Схема №3

Схема №5

Рисунок 1 – Схемы анкерования кровли выработки

Схема №1

Схема №2

Схема №3

Рисунок 2 – Схемы анкерования боков выработки

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

23

2. Рассчитывают ожидаемые смещения пород в не закрепленной выработке согласно [6, 7].

3. На основании горно-геологических и горно-технологических условий проведения выработки предварительно выполняют выбор схемы анкерования.

4. На основании горно-геологических условий проведения выработки, предварительно выполняют выбор глубины анкерования, которая должна быть не менее половины ширины выработки.

5. Рассчитывают предельные смещения контура выработки при использовании избранной схемы анкерования (рис. 1 – 2) с учетом предварительно принятой глубины анкерования [6, 7]: U пр = −0 ,00047 ⋅ σ сж ⋅ ℓ a + 0 ,0001 ⋅ Н ⋅ ℓ a , схема №1 U пр = 0 ,0013 ⋅ σ сж ⋅ ℓ a + 0 ,000052 ⋅ Н ⋅ ℓ a , схема №2 U пр = 0 ,0021 ⋅ σ сж ⋅ ℓ a + 0 ,000072 ⋅ Н ⋅ ℓ a , схема №3 U пр = 0 ,0035 ⋅ σ сж ⋅ ℓ a + 0 ,000032 ⋅ Н ⋅ ℓ a , схема №4 U пр = 0 ,0011 ⋅ σ сж ⋅ ℓ a + 0 ,00011 ⋅ Н ⋅ ℓ a ,

схема №5 где σсж – прочность породы в образце, МПа; ℓ a – глубина анкерования, м; Н – глубина заложения выработки, м.

6. С использованием номограммы [7, рис. 5], на основании определенных смещений со стороны кровли в незакрепленной выработке Uк и Uпр принимают нормативную нагрузку на скрепленную анкерами оболочку (pн), и в соответствии с [7] определяют ожидаемую нагрузку на нее (P) (формула 25).

7. Предварительно задавшись количеством анкеров для закрепления выработки ( nанк ), определяют нагрузку на анкер ( qa ) таким образом, чтобы qa ≤150 кПа: qa = P nанк , (1) где

nанк – ориентировочное количество анкеров на 1 п.м. выработки; P – ожидаемая нагрузка на АС, кПа.

8. Выполняют расчет ожидаемых смещений контура выработки при применении различных схем армирования ( U ф ) при расчетном нагружении ( qa ) на анкер [9] по формулам [8]: для схемы №1: U ф = 0,0052⋅ qa − 0,163⋅ Rв − 0,009 ⋅ ℓ a , м для схемы №2: U ф = 0 ,0043 ⋅ qa − 0 ,138 ⋅ Rв − 0 ,0075 ⋅ ℓ a ,м

24

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

Рисунок 3 – Блок-схема к расчету параметров комбинированной крепи

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

25

для схемы №3: U ф = 0 ,0029 ⋅ qa − 0,104 ⋅ Rв − 0 ,0055 ⋅ ℓ a ,м для схемы №4: U ф = 0 ,0028 ⋅ q a − 0 ,091 ⋅ Rв − 0 ,005 ⋅ ℓ a ,м для схемы №5: U ф = 0,0026 ⋅ qa − 0,085 ⋅ Rв − 0,0045 ⋅ ℓ a ,м, где Rв – приведенный радиус выработки, м.

9. Выполняют сравнение ожидаемых смещений контура выработки при применении анкерно-рамных конструкций крепи (U ф ) и ожидаемых смещений пород в кровле незакрепленной выработки (U к ), корректируют или окончательно принимают количество анкеров. При применении рамно-анкерных конструкций принимают схему установки анкеров, допускающую наибольшие предельные смещения при заданной плотности анкерования.

10. При использовании анкерно-рамных конструкций, для случая, когда U ф < U пр , окончательно определяют параметры комбинированной крепи. Схема установки анкеров в боку выработки, их количество и длина определяются с учетом принятых параметров крепления кровли выработки и технологии ведения горных работ.

11. В случае U ф ≥ U пр рассчитывают остаточные смещения, которые должна выдержать система «оболочка из скрепленных анкерами породрама» в сочетании с крепью усиления либо без нее: U ост = U к − U ф .

(2)

В этом случае возможна замена схемы анкерования на более простую и более технологичную.

12. Рассчитывают относительную деформацию породной оболочки в направлении смещений контура выработки: для анкерно-рамной крепи ( U ф ℓ а ), а для рамно-анкерной – U ф | ( ℓ а − RЗРП ) В случае, когда это значение > 0,2 – породная оболочка, армированная анкерами, переходит в запредельное состояние. Тогда определяют ее остаточную прочность ( σ ост ) по формуле: для схемы №1: σ ост = 0,315 ⋅ σ сж ⋅ [1 + 0,3 ⋅ (n − 1)], для схемы №2: σ ост = 0,41 ⋅ σ сж ⋅ [1 + 0,26 ⋅ (n − 1)], для схемы №3: σ ост = 0,42 ⋅ σ сж ⋅ [1 + 0,27 ⋅ (n − 1)] , для схемы №4: σ ост = 0,44 ⋅ σ сж ⋅ [1 + 0,28 ⋅ (n − 1)], для схемы №5: σ ост = 0,46 ⋅ σ сж ⋅ [1 + 0,3 ⋅ (n − 1)] , где n – плотность анкерования, анк./м2.

26

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

В случае использования рамно-анкерной крепи определяется также остаточная прочность пород в приконтурной части оболочки, разрушенных до установки анкерной крепи: разр σ ост = ( 0 ,18 − 0 ,20 ) ⋅ σ сж .

(3)

13. Рассчитывают остаточные несущие способности этих частей оболочки q ф . Для неразрушенной до момента установки анкеров части оболочки q ф : qф = σ ост ⋅ (0,162 − 0 ,129 ⋅ (Rв ℓ a )) , кПа.

(4)

Для разрушенной приконтурной части оболочки q фразр : R разр qфразр = σ ост ⋅ ln ЗРП  Rв

  . 

14. С использованием номограммы [6, рис.5], на основании определенных U к и U ф принимают нормативную нагрузку на комбинированную крепь в составе: «оболочка+рамнаякрепь+крепь усиления» – ( р н1 ), и в соответствии с [6] определяют ожидаемую нагрузку на нее (P1). Рассчитывают и проверяют окончательную нагрузку на рамную и усиливающую крепь при реализации U ост : Р1 = Р (U ост ) − qф − qфразр = Р рам + Р усил ,

(5)

где qф – нагрузки, воспринимаемые не разрушившейся частью оболочки, скрепленной анкерами, МПа; qфразр – нагрузки, воспринимаемые разрушившейся частью оболочки, скрепленной анкерами, МПа.

15. Выполняют расчет параметров рамной крепи и параметров дополнительных мероприятий по обеспечению устойчивости выработки на разных стадиях ее поддержания (несущую способность и параметры крепи усиления, или анкеров глубокого заложения).

16. На основании выполненных расчетов составляется паспорт поддержания выработки, который утверждается в установленном порядке [10, 11]. Предложенный в методике алгоритм расчета позволил разработать стандарт предприятия «Методика определения параметров анкерных породо-армирующих систем для обеспечения устойчивости горных выработок» [8].

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

27

Шахтные испытания [13] разработанных на его основе рекомендаций проводились в 7-м северном конвейерном штреке пл. m15в шахты «Добропольская». Протяженность выработки – 1940 м, при этом первые пять пикетов (100 м) были закреплены только рамной крепью, а остальная часть выработки крепилась комбинированной крепью. Для оценки эффективности предложенных рекомендаций по креплению 7-го северного конвейерного штрека в выработке устанавливались комплексные замерные станции. Станции устанавливались непосредственно в забое выработки как на контрольном (закрепленном только рамной крепью), так и на экспериментальном участках. Проведенные шахтные испытания комбинированной крепи в подготовительных выработках показали, что расчетные параметры крепи обеспечили устойчивое состояние выработки. При этом обеспечивается: а) создание вокруг выработки грузонесущей конструкции, максимально использующей природную прочность вмещающих пород. Скрепленная анкерами оболочка, совместно с рамной крепью препятствует развитию деформационных процессов во вмещающем массиве; б) снижение в 1,5 раза материалоемкости крепления и уменьшение в 2,3 раза затрат на крепление; в) увеличение скорости проведения выработок до 2-х раз за счет увеличения шага установки крепи по сравнению с выработкой, закрепленной в аналогичных условиях только рамной податливой крепью. В дальнейшем были составленыи подписаны акт шахтных испытаний и акт внедрения предложенных рекомендаций. Экономический эффект только за счет уменьшения стоимости крепления по материалам составил 8,6 млн.руб. Выводы. Проведенные исследования позволили сделать следующие выводы: 1. На основании результатов выполненных комплексных исследований разработан метод расчета параметров рамно-анкерных конструкций крепи, учитывающий степень реализации геомеханических процессов во вмещающем массиве, позволяющий дифференцировано определить параметры комбинированной крепи, обеспечивающий за счет рационального выбора схемы и параметров анкерования, при минимальном расходе крепежных материалов надежное и безопасное состояние выработок в течениее всего срока их службы; 2. Разработаны схемы пространственного анкерования кровли и боков выработок, закрепленных комбинированной рамно-анкерной крепью, позволяющие максимально использовать несущую способность вмеща-

28

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

ющего выработки породного массива для обеспечения их устойчивого состояния.

3. Предложенный в методике алгоритм расчета позволил разработать стандарт предприятия «Методика определения параметров анкерных породо-армирующих систем для обеспечения устойчивости горных выработок».

4. Проведены шахтные испытания разработанных на его основе рекомендаций в условиях 7-го северного конвейерного штрека пл. m15в шахты «Добропольская».

5. Составлены и подписаны акт шахтных испытаний и акт внедрения предложенных рекомендаций. Экономический эффект только за счет уменьшения стоимости крепления по материалам составил 8,6 млн.руб. Библиографический список 1. Новиков, А. О. Исследования влияния усиления рамной крепи анкерами на процесс формирования вокруг выработки зоны разрушенных пород / А. О. Новиков, И. Н. Шестопалов// Наукові праці Донецького національного технічного університету. Серія «Гірничо-геологічна» / Редкол.: Башков Є. О. (голова) та інші. – Випуск 16(206). – Донецьк. ДВНЗ «ДонНТУ», 2012. – С. 173-179 2. Шахтные исследования особенностей деформирования и разрушения пород, вмещающих выработки с рамно-анкерной крепью/ Н. Н. Касьян [и др.] // Вісник Криворізького технічного університету. Збірник наукових праць. – Кривий Ріг: Криворізький технічний університет, 2012. – №95(1). – С. 31-35.

3. Новиков, А. О. Математическая модель напряженно-деформированного состояния системы «рама – оболочка из скрепленных анкерных пород» / А. О. Новиков, И. Н. Шестопалов // Известия Донецкого горного института : Донецк : ДонНТУ, 2011.

– №2. – С. 11-19.

4. Новиков, А. О. О напряженно-деформированном состоянии системы «рамаоболочка из укрепленных анкерами пород» / А. О. Новиков, И. Н. Шестопалов // Науковий вісник національного гірничого університету. – Дніпропетровськ, 2012. – №6. – С.66-71.

5. Пат. 42320 Україна, МПК Е 21 D 11/00, E 21 D 13/00, Спосіб кріплення гірничих виробок / Касьян М.М., Плетнев В.А., Гладкий С.Ю., Сахно І.Г., Новіков О.О., Шестопалов І.М. ; заявитель и патентообладатель Донецкий Национальный Технический Университет. – № u200901503; заявл. 23.02.2009 ; опубл. 25.06.2009 ; бюл. № 12.

– 6 с. : ил.

6. Указания по рациональному расположению, охране и поддержанию горных выработок на угольных шахтах СССР. – Изд. 4-е, дополненное. Л., 1986. – 222 с.

7. СОУ 10.1.00185790.011: 2006.Подготовительные выработки на пологих пластах. Выбор крепления, способов и средств охраны / Мінпаливенерго України. – Київ, 2006.

8. СТП (02070826) (26319481). Методика определения параметров анкерных породо-армирующих систем для обеспечения устойчивости горных выработок / Касьян Н. Н., Петренко Ю. А., Новиков А. О., Шестопалов И. Н. и др. // Донецк– Доброполье, 2010. – 27 с.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

29

9. Гусаров, Д. Л. Разработка математической модели метода расчета анкерной крепи контактного типа тоннелей круглого сечения: : дис. … канд. тех. наук 05.15.04 / Гусаров Дмитрий Львович– Тула, 1999. – 123 с.

10. Правила безпеки у вугільних шахтах: НПАОП 10.0–1.01–10: затв. Держкомітетом України з промислової безпеки, охорони праці та гірничого нагляду 22.03.2010. – Київ, 2010. – 432 с.

11. СОУ 10.1–00185790–002–2005. Правила технічної експлуатації вугільних шахт. – [Чинний від 2007–01–01]. – Київ: Мінвуглепром України, 2006. – 353 с. – (Стандарт Мінвуглепрому України).

12. Литвинский, Г. Г. Аналитическая теория прочности горных пород и массивов : монография / Г. Г. Литвинский. – Донецк : Норд-Пресс, 2008. – 207 с.

13. Новиков, А. О. Проверка рекомендаций по расчету параметров комбинированной крепи./ А. О. Новиков, И. Н. Шестопалов // Зб. наук. пр. УкрНДМІ НАНУ.– Донецьк, 2012. – № 1. – С. 250-271.

30

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

УДК 622.81

ОТРАБОТКА ПЛАСТОВ ОПАСНЫХ ПО ГОРНЫМ УДАРАМ Воронова И.Н., Гомаль И.И.* В статье представлено современное понятие о проявлении в угольных шахтах газодинамического явления, которое носит название горные удары. С целью обеспечения безопасных условий труда, предложены различные мероприятия прогноза и борьбы с горными ударами. Ключевые слова: горный массив, опасные и угрожаемые угольные пласты, очистные работы, горное давление, горные удары.

На горнопромышленных предприятиях горные удары происходят при разработке угольных пластов. Горные удары носят характер крупных аварий и существенно влияют на безопасность труда и в целом на производственную деятельность предприятия [1]. Горный удар – явление скачкообразного перехода упругой энергии предельно напряженного массива вокруг горных выработок и веса вышележащих пород в работу сдвижения и разрушения горных пород вследствие нарушения неустойчивого равновесия продуктивной толщи (пласта), внешней или (и) внутренней силами, обусловленными ведением горных работ [2]. Горные удары происходят как при непосредственном воздействии на краевую часть массива горных пород, так и при отсутствии непосредственного воздействия. Разрушение целика, краевой части угольного пласта или массива горных пород сопровождается смещением значительного количества угля или породы в подземные выработки, нарушением крепи, смещением машин, механизмов, оборудования и газовыделением, при разрушении газоносных угольных пластов и пород [1], резкий звук, образование пыли, воздушной волны [2]. Причины горных ударов — высокое опорное горное давление и значительная прочность и упругость угля и пород. Указанные условия способствуют накоплению большой потенциальной энергии в угольном массиве (породе), которая при превышении предела упругости угля (породы) моментально расходуется на разрушение [3]. Результаты исследований по проблеме горных ударов показали, что условия проявления горных ударов определяются следующими горно*

Воронова И.Н. – студентка группы РККз-13 Гомаль И.И. – к.т.н., проф. (научный руководитель) (ГОУ ВПО «Донецкий национальный технический университет», г. Донецк)

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

31

геологическими и горнотехническими факторами: – наличием мощных и крепких слоев пород, залегающих в почве и кровле, разрабатываемых угольных пластов или пород; – высокой крепостью и упругостью удароопасного массива горных пород; – глубиной горных работ; – ведением горных работ с оставлением целиков; – ведением горных работ под целиками; – изрезанностью массива горных пород выработками; – применением камерных и камерно-столбовых систем разработки; – ведением работ встречными забоями; –- отработкой целиков. Из анализа условий проявления горных ударов следует, что они происходят в зонах концентрации напряжений, возникающих в результате перераспределения при ведении горных работ, горного давления или наложения нескольких зон опорного давления в угольных пластах и породах, обладающих высокими упругими свойствами и склонными к хрупкому разрушению [1]. По силе проявления горные удары подразделяются на собственно горные удары, микроудары, толчки и стреляния [3]. Микроудары сопровождаются звуком, сотрясанием горного массива и образованием пыли без нанесения серьезного ущерба. Толчок проявляется в виде сотрясания пород, разлома и выдавливания части массива без разрушения на куски. Стреляние проявляется в виде отскакивания от массива кусков, чешуек пород (угля) и сопровождается звуковым щелчком. Собственно, горные удары происходят в целиках перед лавой, в том числе в краевой части целика (перед лавой), в выработках за фронтом горных работ с разрушением пород кровли или выдавливанием пород почвы. По степени опасности возникновения горных ударов пласты подразделяются на опасные и угрожаемые. К опасным относятся пласты на тех горизонтах шахтного поля, в пределах которых происходили горные удары, а также пласты на нижележащих горизонтах того же шахтного поля. К угрожаемым относятся пласты с глубины не менее 150 м, на которых происходили микроудары в пределах шахтного поля, или были горные удары на шахте, ведущей работы на смежных полях. Угрожаемые пласты с определенной глубины переводят в опасные. Отдельные участки удароопасных пластов разделяют на четыре категории. Участки I категории характеризуются наличием повышенной удароопасности, IV категории являются неудароопасными. Участки II и III категории занимают промежуточное положение [2].

32

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

Обнаружение участков, опасных по горным ударам, дает возможность своевременно приводить их в неудароопасное состояние [2]. В настоящее время для прогноза горных ударов широко используют визуальный метод. Визуальными признаками, характеризующими удароопасность, являются: шелушение (разрушение массива по контуру выработки на отдельные пластины), интенсивное заколообразование, стреляние, толчки, микроудары и собственно горные удары [1]. Определение категории удароопасности по выходу буровой мелочи заключается в сборе буровой мелочи с каждого метра скважины при ее бурении в плоскости пласта. Замеры выхода буровой мелочи осуществляют в массовом (кг/м) или объемном (л/м) измерении. Если хотя бы одна точка кривой выхода буровой мелочи попадает в область I или II категории удароопасности, то весь участок считают удароопасным [2]. При бурении скважин в массиве горных пород, на участках, на которых напряжения превышают предел прочности на одноосное сжатие в 1,7-3,5 раза, наблюдается повышенный выход буровой мелочи. В этих условиях значения максимального напряжения в массиве горных пород может быть определено по формуле [1]:

σ max = ( 4V1 ⋅ V2−1 − 2 ,3 )[ σ сж ];

(1)

при 1 < V1 ⋅ V2−1 < 1,3 , где V1 – фактический выход буровой мелочи; V2 – номинальный выход буровой мелочи; [σсж] – предел прочности на одноосное сжатие. Определение категории удароопасности по крупности буровой мелочи заключается в рассеивании проб буровой мелочи с каждого метра скважины при ее бурении и определении процентного содержания класса крупности более 2 – 3 мм. По графику изменения процентного содержания крупности буровой мелочи по длине скважины определяют удароопасность пласта [2]. Определение категории удароопасности по изменению естественной влажности осуществляют посредством отбора проб штыба при бурении скважин и лабораторного определения средней влажности. По влажности и расстоянию от обнажения пласта до участка скважины с минимальной влажностью определяют категорию удароопасности. Скважины бурят по самой прочной пачке в местах наиболее подверженных горным ударам (бока выработок, ниши, уступы лавы, целики и т.д.). Оценку удароопасности по прочностным свойствам производят путем вдавливания пуансона в обнаженную поверхность или с помощью

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

33

прочностнометра. Зная предел прочности угольного пласта на одноосное сжатие, эмпирически оценивают глубину Н (м) возможного возникновения горных ударов:

Н = 620 + 0 ,8σ п .о . /( kρg ),

(2)

где σп.о. – предел поверхностной прочности обнажения угольного пласта приодноосном сжатии, Па; k – вероятностный коэффициент концентрации напряжений (в несложных горнотехнических условиях k = 1,5 – 2, в сложных k = 3 – 4); ρ – плотность пород покрывающей толщи, кг/м3; g – ускорение свободного падения, м/с2. Применяют также другие способы оценки удароопасности (например, по изменению электропроводности, по сейсмоакустической активности). Удароопасность определяют не реже одного раза в три года при неизменной горнотехнической обстановке и периодически при ее изменении [2]. Совершенствование технологии разработки месторождения предусматривает применение комплекса региональных и локальных мероприятий по предотвращению горных ударов. В региональных мероприятиях предусматривается: прямолинейность очистного забоя, недопущение отставания отдельных блоков от соседних, использование сплошных систем разработки, закладка выработанного пространства, использование безлюдных способов выемки. К локальным мероприятиям относится: недопущение искривления очистного забоя, специальные формы подготовительных и очистных забоев, исключение взаимного влияния сближенных выработок [1]. Основные требования к системам разработки удароопасных угольных пластов сводится к тому, чтобы отработка их осуществлялась без оставления целиков и выступающих участков при минимальной изрезанности шахтного поля горными выработками. Проведение выработок должно осуществляться за пределами зоны опорного давления при соблюдении расстояний между параллельными выработками не менее 4d (где d – наибольший размер поперечного сечения выработки), в присечку к заложенному выработанному пространству, а сбойка выработок должна производиться вне зоны влияния очистных работ [1]. При наличии в свите защитных пластов, залегающих в кровле и почве опасного пласта, в первую очередь отрабатывают вышележащий пласт. Если все пласты опасные, то начинают разработку наименее опасного. Ес-

34

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

ли пласты все одинаково опасны или степень опасности не определена, то разработку начинают с пласта, имеющего наименьшую мощность. Защитные пласты следует отрабатывать без оставления целиков угля, с тем, чтобы избежать концентрации давлений при отработке опасного пласта в зоне влияния целиков, ранее оставленных в защитном пласте, допускается только после погашения этих целиков. При отработке опасного или угрожаемого мощного пласта наклонными слоями первый отрабатываемый слой является защитным по отношению ко всем остальным. Порядок отработки слоев должен быть нисходящим. Защитное действие отработки защитных пластов ограничено во времени из-за слеживания обрушенных пород на защитных пластах. Поэтому опасные пласты в пределах защищенных зон могут отрабатываться как неопасные и неугрожаемые в течение не более 5 лет [3]. Удароопасные пласты или их участки, не защищенные надработкой защитных пластов, нужно приводить в безопасное состояние другими способами. Для этого с целью создания защитной зоны применяется бурение скважин большого диаметра (разгрузочных), предварительное нагнетание воды в пласт и камуфлетное взрывание. Путем бурения разгрузочных скважин можно обеспечивать снижение склонности пород к накоплению потенциальной энергии, вследствие неупругого деформирования массива горных пород между скважинами. Параметры способа: глубина скважин принимается исходя из технологических соображений; расстояние между скважинами определяется опытным путем [1]. Камуфлетное взрывание применяют в тех случаях, когда длина скважин не превышает 10 м. Зарядом взрывчатого вещества заполняют не более половины длины скважин, остальную часть – забойкой. Расстояние между скважинами зависит от категории удароопасности, типа ВВ, вида забойки и составляет 0,8 – 1,5 м [2]. При нагнетании воды в зависимости от режима нагнетания может происходить пластификация или рыхление угольного пласта, вследствие чего снижается потенциальная энергия упругого деформирования угля в зоне нагнетания воды. С целью предотвращения горных ударов нагнетание воды может производиться: в режиме увлажнения, в режиме гидрорыхления или гидроотжима [1]. Выводы Газодинамические явления происходят во многих странах мира на разных глубинах при добыче полезных ископаемых подземным способом,

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

35

при проведении горных выработок. Газодинамические явления могут проявляться в виде горных ударов, которые оказывают негативное влияние на безопасность и технико-экономические показатели горных работ. В связи с тем, что горные удары возникают в результате воздействия гравитационных сил, все способы их предотвращения базируются, как правило, на принципах разгрузки угольных пластов и пород. Библиографический список 1. Большинский, М. И. Газодинамические явления в шахтах : монография / М. И. Большинский, Б. А. Лысиков, А. А. Каплюхин – Севастополь: «Вебер», 2003. – 284 с.

2. Безопасность ведения горных работ и горноспасательное дело: Учеб. для вузов / К. З. Ушаков [и др.], под общей редакцией Ушакова К. З. – 2-е изд., стер. – М.: Издательство Московского государственного горного университета, 2002. – 487 с.: ил.

3. Гриф, Б. В. Охрана труда в угольной промышленности / Б. В. Гриф, С. П. Горчаков. – М.: Недра, 1988. – 351 с.

36

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

УДК 622.272

ОСОБЫЕ ТРЕБОВАНИЯ ПРИ ТЕХНОЛОГИИ ЛИКВИДАЦИИ ВЕРТИКАЛЬНОГО СТВОЛА УГОЛЬНОЙ ШАХТЫ Высоцкий С.А., Дрига И.В., Выговский Д.Д., Выговская Д.Д.* В статье приведены примеры технологии ликвидации вертикального ствола и основные требования при выполнении работ по ликвидации от начала конца технологического цикла Ключевые слова: вертикальный ствол, ликвидация, засыпка ствола, полки перекрытия, газоотводящий трубопровод.

Согласно «Правилам по ликвидации вертикальных стволов» в первую очередь производится сооружение полка перекрытия, но это касается не всех вертикальных стволов [1]. Это не предусматривается в следующих ситуациях: • при ликвидации стволов глубиной до 60м; • в стволах, пройденных в наносах (песок, гравий, галечник, глина, суглинок и т.п.) и неустойчивых породах, имеющих распространение на глубину более 25 м от земной поверхности; • в технологических скважинах большого диаметра (0,5 м и более), закрепленных стальными трубами; • в стволах, закрепленных деревянной крепью, крепью из штучного строительного материала; Производимые технологические решения в указанных случаях должны обеспечивать возможность дозасыпки ствола в период его ликвидации. Производить дозасыпку технологических скважин диаметром 1 м и менее не требуется [2]. При ликвидации вертикального ствола с его засыпкой необходимо возводить полок перекрытия в котором монтируется стальной газоотводящий трубопровод диаметром не менее 100 мм с толщиной стенки не менее 4 мм на проектную высоту (рис.1). Нижний трубопровод выполняется перфорированным (20 отверстий диаметром 20 мм на 1 м трубы) и конец этого трубопровода (длиной 5 м) расположен ниже полка перекрытия. Верхний конец трубопровода (высотой 3 м) расположен над уровнем поверхности заваривается металлической сеткой с ячейками 0,35×0,35 мм и оборудуется дефлектором. *

Высоцкий С.А., Дрига И.В. – студенты группы РПМ-15 Выговский Д.Д. – к.т.н., доц. (научный руководитель) Выговская Д .Д. – к.т.н., доц. (научный руководитель) (ГОУ ВПО «Донецкий национальный технический университет», г. Донецк)

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

37

1 – полок перекрытия ствола; 2 – полок перекрытия устья ствола; 3 – газоотводящий трубопровод; 4 – перфорированная часть газоотводящего трубопровода; 5 – вентиляционный канал; 6 – глухая перемычка; 7 – глиняный замок; 8 – закладка; 9 – ограждение газоотводящего трубопровода; 10 – труба для перепуска воды; 11 – дефлектор; 12 – огнеоградитель

Рисунок 1 – Фрагмент верхней части ликвидируемого ствола

На расстоянии 1 м от верхнего конца трубы возводят огнепреградитель применяемого типа ОПС. Для произведения контроля выходящего газа из засыпаемого вертикального ствола, отбора проб газа на трубопроводе на высоте 1,5 м устраивают штуцер или и отверстия диаметром 12 мм, которые закрываются заглушками. Газоотводящий газопровода собирается на перекрытии ствола наращиванием его длины и с помощью зажимного устройства и по мере наращивания опускается в ствол на глубину установки. Спуск газопровода, осуществляется передвижной проходческой лебедкой ЛППР-6,3. До окончания засыпки ствола и проведения других работ в зоне ствола горящая «свеча» газоотводящего трубопровода по устроенному временному трубопроводу отводится от ствола в безопасное место от работающих людей и ограждается решеткой.

38

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

Отвод газа допускается при использовании устроенного трубопровода, но он должен удовлетворять изложенным выше требованиям. После окончания сооружения полка перекрытия ствола и монтажа газоотводящего трубопровода лестничное отделение выше полка перекрытия (если оно существует) демонтируют, а вентиляционный канал перекрывают глухой перемычкой. После выполнения выше указанных работ вокруг ствола на поверхности разбираются надствольные сооружения (надшахтное здание, копер), настил нулевой площадки. Затем производится засыпка до верхней части устья ствола. Для уменьшения усадки засыпанной породы в некоторых случаях можно производить тампонирование глиноцементным раствором. Для чего рядом со стволом монтируется тампонажно-растворный узел или производить засыпку для получения большой плотности добавлением мелких фракций в виде песка или др. Для безопасного ведения ликвидации ствола во время работы механизмов по засыпке ствола нахождение людей в опасной зоне исключается. Это требование отменяется лишь после засыпки ствола до отметки верхнего полка перекрытия устья и монтажа газоотводящего трубопровода на проектную. Когда засыпка ствола закончена, тогда демонтируется используемое для засыпки оборудование, демонтируется ограждение опасной зоны, сооружается полок перекрытия устья ствола. «Свечу» из газоотводящего трубопровода устанавливают в стационарном положении. Установленную «свечу» газоотводящего трубопровода на поверхности ограждают на высоту 2,5 м. Вокруг газоотводящей трубы устраивают площадку размером 4×4 м и она должна иметь твердое покрытие и ограждается сборными железобетонных конструкций (панелей) без устройства входных проемов на высоту 2 м. В целях безопасности на каждой стороне ограждения газоотводящей трубы ликвидированного вертикального, крутого и круто наклонного ствола. На каждой стороне ограждения газоотводящей трубы ликвидированных вертикальных, крутых, круто-наклонных стволов вывешиваются металлические щиты (таблички) с предупреждающей надписью: «Внимание!!! Зона постоянного контроля! Применение открытого огня, движение транспорта, прокладка коммуникаций, строительство опасно!». После выполнения всех этих работ действие зоны газового режима распространяется только на участок земной поверхности внутри ограждения После выполнения всех этих работ действие зоны газового режима распространяется только на участок земной поверхности внутри ограждения газоотводящей трубы.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

39

На каждой стороне ограждения газоотводящей трубы ликвидированных вертикальных, крутых, круто-наклонных стволов вывешиваются металлические щиты (таблички) с предупреждающей надписью: «Внимание!!! Зона постоянного контроля! Применение открытого огня, движение транспорта, прокладка коммуникаций, строительство опасно!». После выполнения всех этих работ действие зоны газового режима распространяется только на участок земной поверхности внутри ограждения газоотводящей трубы. Нормативная несущая способность полка рекомендуется по равномерному распределению не менее 10 кПа. Для дозасыпки ствола в полке предусматривается люк размером площадки 0,3 – 0,5 м2, который закрывается герметически металлической крышкой. Обеспечения контроля уровня засыпки в стволе крышка люка снабжается патрубком диаметром не менее 100 мм с герметически завинчивающейся пробкой. Крышки снимается при засыпке с использованием расположенных по ее диагонали двух подъемных петель. Во избежание исключения случайного (не санкционированного) доступа к люку проем накрывается тяжелой железобетонной плитой. Сдвиг которой невозможно без применения средств механизации. Материал люка защищаются от коррозии асфальтовой мастикой. При возведением полков перекрытия ствола устанавливается репер для определения перемещения полка. Устанавливается и ограждается возможная опасная зона. Радиус определятся в каждом индивидуальном случае. В среднем он может быть принят равным 20 – 25 м. В своей основе технологические схемы и технологии по ликвидации вертикальных стволов угольных шахт, принятые в большинстве угледобывающих стран Европы. Но происходящие техногенные аварии и катастрофы в виде внезапных провалов земной поверхности, разрушений зданий и сооружений, происходят также в большинстве европейских стран. Это свидетельствуют о том, что эти технологии не совсем совершенны и требуют более глубокого научного дальнейшего анализа и осмысления. Библиографический список 1. Проект ликвидации угольных шахт. – К.: Эталон, 2003. – 217 с.

2. Ворхлик, И. Г. Технология закрытия (ликвидации) угольных шахт : учебное пособие / И. Г. Ворхлик, В. И. Стрельников, И. Ф. Ярембаш. – Донецк: Норд-пресс, 2004. – 238 с.

40

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

УДК 528.7:622.016

ИЗУЧЕНИЕ ПРОЯВЛЕНИЙ ГОРНОГО ДАВЛЕНИЯ С ПОМОЩЬЮ ЛАЗЕРНЫХ СКАНИРУЮЩИХ СИСТЕМ Гречко П. А., Касьяненко А. Л.* В данной работе рассмотрен опыт использования лазерных сканирующих систем на поверхности, а также дана оценка возможности их применения при изучении проявлений горного давления в подземных условиях. Ключевые слова: лазерные сканирующие системы, горное давление, подземные условия, репер, деформации пород.

Сложность изучения проявлений горного давления заключается в отсутствии автоматизации измерений, а также в постоянном участии человека, что не исключает ошибки, вызванной человеческим фактором. Наиболее широкое распространение при изучении проявлений горного давления в качестве средства для инструментальных исследований массива получило использование реперов – контурных и глубинных. Глубинные репера позволяют вести наблюдения за характером смещения, расслоения и деформирования массива горных пород вокруг выработок, за характером деформирования горных пород и угля в зонах опорного давления и в зонах разгрузки, за проявлением горного давления. При этом могут возникать следующие ошибки: репер смещается больше, чем отсчетное устройство, и наоборот. При первом варианте проволока выйдет из скважины, а во втором – втянется. В этом случае требуется вводить дополнительные поправки на отклонения и искривления проволок. Для одновременной регистрации абсолютных и относительных деформаций пород, глубины расслоения породных толщ, выявления зоны сдвижения пород и других параметров горного давления целесообразно использовать многореперные системы в скважине, что еще больше усложняет процесс измерения. Более сложно вычислять смещение реперов при изгибе слоев с отслоениями их друг от друга, смещении блоков по поверхностям скола и при развороте блоков [1]. Таким образом, цель данной статьи рассмотреть опыт использования лазерных сканирующих систем для изучения проявлений горного давления и повышения эффективности и автоматизации измерений. *

Гречко П. А. – студент группы РПМ-15 Касьяненко А. Л. – к.т.н., доцент (научный руководитель) (ГОУ ВПО «Донецкий национальный технический университет», г. Донецк, ДНР) kas@mine.donntu.org

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

41

В маркшейдерии и геодезии используются приборы с различными источниками света. Среди них указатель направления световой УНС, малогабаритный взрывобезопасный световой указатель МСУ, световые отвесы СО-1, СО-2, СО-3,также серия лазерных указателей направления: ЛВ-1, ЛВ-2, ЛВ-5, ЛУН-1, ЛУН-3 и многие другие, которые помимо решения задач задания направления при проходке подземных горных выработок применяются при задании и контроле отметок рабочих площадок, контроле прямолинейности и вертикальности сооружений [2]. Применение наземных лазерных сканирующих систем даёт возможность производить тотальную съёмку пространства с высокой степенью плотности съёмочных точек. Большой объём получаемой съёмочной информации позволяет создавать высококачественные трёхмерные точечные и полигональные модели внутреннего пространства тоннелей, горных выработок, что, до недавнего времени, было невозможно. К настоящему времени применение наземных лазерных сканера Riegl LMS-Z420i (рис. 1) получило широкое распространение во многих областях – в проектировании и строительстве, маркшейдерском деле, геодезии, картографии, в формировании географических информационных систем (ГИС) и разработке дизайнерских решений на любой стадии производства работ [3]. Суть технологии заключается в определении пространственных координат точек поверхности объекта и реализуется посредством измерения расстояния до всех определяемых точек с помощью лазерного дальномера. При каждом измерении луч дальномера отклоняется от своего предыдущего положения так, чтобы пройти через узел некой мнимой нормальной сетки, называемой сканирующей матрицей (рис. 2). Результатом работы сканера является множество точек с вычисленными трехмерными координатами, называемое облаком точек или сканом. Количество точек в одном облаке может варьироваться от нескольких сотен тысяч Рисунок 1 – Riegl LMS-Z420i- лазерная сидо нескольких миллионов (рис. 3). стема

42

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

Рисунок 2 – Суть технологии лазерного сканирования

Рисунок 3 – Результат сканирования поверхности Riegl LMS-Z420i

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

43

Изначально координаты точек определяются в условной системе координат сканера. Целесообразность использования новой технологии в различных приложениях основывается на ее уникальных возможностях. Среди отличительных особенностей лазерного сканирования можно выделить: 1) в технологии полностью реализован принцип дистанционного зондирования, позволяющий собирать информацию об исследуемом объекте, находясь на расстоянии от него; 2) по полноте и подробности получаемой информации с лазерным сканированием не может сравниться ни один из ранее реализованных методов; 3) лазерное сканирование отличается непревзойденной скоростью работы, высокой степенью автоматизации, высокой степенью детализации, высокой точностью измерений, трёхмерной визуализацией в режиме реального времени, безопасностью съёмки в труднодоступных и опасных районах, многоцелевым использованием результатов. Полнота и объективность получаемых данных снижает до минимума вероятность отсутствия необходимой информации. Вследствие этого повышается качество, сокращаются сроки выполнения работ. На сегодняшний день основной проблемой лазерного сканирования в подземных условиях является отсутствие научно-методического и нормативного обоснования съёмки такого специфичного для лазерного сканера, как внутреннего пространства подземных горных выработок [4]. Однако, НИ ИрГТУ предложена методика [5] лазерного сканирования в подземных условиях. Особенность методики заключается в том, что пространственная информация собирается автоматизированным способом. По данным сканирования строится подробная объёмная модель выработки (рис. 4). Разработанная методика НИ ИрГТУ позволяет получить высокую точность трехмерной модели, производить достоверную оценку деформаций крепи горных выработок, конкретность фотограмметрии, а также высокую информативность и производительность методов дистанционного зондирования. Благодаря высокой точности обеспечивается надежность фиксирования всех геометрических деформаций, обнаружение образования заколов, вдавливания почвы и боков выработки, смещение коммуникаций и рельсовых путей и т.д.

44

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

Рисунок 4 – Данные сканирование по методике НИ ИрГТУ

Вывод. Использование лазерных установок и их применение в подземных условиях намного упростит изучение проявлений горного давления, повысит эффективность и автоматизацию измерений, даст возможность более точно предупреждать о микротрещинах, прогнозировать внезапные вывалы, обрушения кровли, поднятия почвы и т.д. Библиографический список 1. Ямщиков, В. С. Методы и средства исследования и контроля горных пород и процессов / В. С. Ямщиков. – М.: «Недра»,1982. – 296 с.

2. Дементьев, В. Е.Современная геодезическая техника и ее применение : учебное пособие для вузов / В. Е. Дементьев. – Изд. 2-е. – М.: Академический Проект, 2008. – 591 с.

3. Шевченко, Е. Н. Наземная лазерная сканирующая система Riegl LMS-Z420i – новейший метод дистанционного зондирования / Е. Н. Шевченко, В. Ф. Кучук., Н. А. Дуброва // Наукові праці УкрНДМІ. – 2008. – № 2.– С. 125-131.

4. Козырев, A. A. Мониторинг состояния подземных горных выработок по данным лазерного сканирования / A. A. Козырев, В. В. Тимофеев, К. Н. Константинов // Горный информационно-аналитический бюллетень. –2009. – № 2. –С. 134-140.

5. Лазерное сканирование [Электронный ресурс]: Официальный сайт Научнопроизводственной компании «БАЙГЕО» при НИ ИрГТУ (Национального Исследовательского Иркутского Государственного Технического Университета)– Режим доступа : http://baigeo.ru/new/lazernoe-skanirovanie– Загл. с экрана. – 14.05.2018.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

45

УДК 622.831.

ОСОБЕННОСТИ ПОДДЕРЖАНИЯ КОНВЕЙЕРНЫХ ШТРЕКОВ ПРИ РАЗЛИЧНЫХ ВАРИАНТАХ СПЛОШНОЙ СИСТЕМЫ РАЗРАБОТКИ В УСЛОВИЯХ ШАХТЫ «КОММУНАРСКАЯ» «ПАО ШАХТОУПРАВЛЕНИЕ «ДОНБАСС» Гнидаш М.Е., Иващенко Д.С., Соловьев Г.И., Нефедов В.Е.* Представлены результаты проверки эффективности применения продольнобалочной крепи усиления при различных вариантах сплошной системы разработки в условиях пласта k3 шахты «Коммунарская» ПАО «Шахтоуправление «Донбасс»

Анализ опыта поддержания конвейерных штреков в условиях глубоких шахт Донбасса, отрабатывающих пологие и наклонные угольные пласты с использованием сплошных систем разработки, показывает, что проведение этих выработок вслед за лавой (вариант сплошной системы разработки – «лава-штрек») обеспечивает их устойчивость по сравнению со штреками, проводимыми с опережение лавы На шахте «Коммунарская» ПАО «Шахтоуправление «Донбасс» в конвейерном штреке 11-й восточной лавы пласта k3 (рис. 2) были выполнены наблюдения за смещениями боковых пород на контуре конвейерного штрека при различных вариантах сплошной системы разработки. Конвейерный штрек 11-й восточной лавы пласта k3 проводился проходческим комбайном КСП-32 с опережение лавы на 30,0 м (рис. 1, 2). В конвейерном штреке 11-й восточной лавы пласта k3 первоначально в качестве основной крепи выработки использовалась арочная металлическая крепь КМП-А5-12,8 (рис. 2, а), а затем по предложению научных сотрудников ДонУГИ и ДонНТУ применяется экспериментальная металлическая овоидная крепь КМП-А5КМ-12,8 (рис. 2, б). Оба варианта основной крепи устанавливались с комбинированным шагом установки рам крепи: три рамы устанавливались с расстоянием между ними по 0,5 м, а расстояние между 3-й и 4-й рама ми равнялось 0,8 м, что обеспечивало плотность установки рам крепи по простиранию пласта 1,74 рам/м (рис. 1). *

Гнидаш М.Е., Иващенко Д.С. – студенты гр. РПМ-13 Соловьев Г.И. – к.т.н., доц. (научный руководитель) Нефедов В.Е. – ассистент (научный руководитель) (ГОУ ВПО «Донецкий национальный технический университет», г. Донецк)

46 Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

Рисунок 1 – Схема сопряжения конвейерного штрека с 11-й восточной лавой пласта k3 при использовании ПБКУ для усиления основной овоидной крепи КМП-А3К (б)

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

а)

47

б)

70

8 1

4 hкр

5

3

1,8 м

1500 3

7

6, 7

9

hi

2

3

biлав

hпочв

5000

8

2000

800

500 500

bi

5

8 5700

800 500

1 – верхняк крепи; 2, 3 – соответственно вертикальная и наклонная стойки овоидной крепи; 4 – замки крепи; 5 – продольная балка крепи усиления; 6, 7 – соответственно верхний и нижний контурные реперы; 8 – боковые реперы; 9 – жесткая опорная полоса из породных полублоков на бровке лавы

Рисунок 2 – Схема расположения контурной замерной станции в конвейерном штреке 11-й восточной лавы пласта k3 в разрезе (а) и плане (б) выработки при расположении двух балок из СВП-27 по периметру овоидной крепи

Сечение конвейерного штрека в проходке при использовании арочной крепи КМП-А5-12,8 было равно Sпр = 21,8 м2. Сечение в свету до осадки – Sсв = 17,2 м2, а после осадки – Sпр = 12,8 м2. Сечение конвейерного штрека в проходке при использовании овоидной крепи КМП-А5КМ-12,8 было равно Sпр = 27,8 м2. Сечение в свету до осадки – Sсв = 21,4 м2, а после осадки – Sпр = 12,8 м2. Затяжка кровли конвейерного штрека осуществлялась бетонной затяжкой, а боков выработки – металлической сетчатой и деревянной (распил из стоек диаметром 0,12 м) затяжкой. Охрана конвейерного штрека первоначально осуществлялась за счет применения бутовой полосы шириной 7,0 м, порода для которой получалась от проведения бутового штрека с шириной 4,0 м. Порода из забоя бутового штрека вручную подавалась и размещалась по ширине бутовой полосы. Затем вместо бутовой полосы для охраны конвейерного штрека стала применяться жесткая опорная полоса из породных полублоков с шириной полосы по падению пласта 2,0 м. На бровке лавы устанавливались два ряда деревянной крепи под деревянный распил длиной 4,0 м.

48

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

Промежуток между затяжкой крепи и полосой из полублоков закладывался рядовой породой от подрывки почвы конвейерного штрека. Для обеспечения устойчивости основной крепи на первом этапе применялась индивидуальная крепь усиления (ремонтины) из 2-х составных отрезков СВП-27, соединяемых внахлест на 0,5 м двумя стандартными хомутами (рис. 1). На втором этапе по предложению научных сотрудников ДонНТУ [36] в качестве усиливающей крепи использовалась одинарная продольная балка из отрезков спецпрофиля СВП-27 длиной по 4,0 м, которая подвешивалась к каждому верхняку основной крепи по центру выработки на двух металлических крючьях диаметром 0,024 м с помощью планки и двух гаек. Отрезки балки соединялись внахлест на 0,4 м двумя стандартными хомутами. Отставание крепи усиления от проходческого забоя не превышало 4,0 м (рис. 1). Дополнительная усиливающая продольная балка устанавливалась в конвейерном штреке на участке длиной 24 м: на расстоянии 4,0 м перед лавой и до 20,0 м вслед за лавой в зоне интенсивных смещений пород непосредственной кровли, обусловленных посадкой основной кровли и постепенным набором несущей способности опорными полосами, сооружаемыми на бровке лавы. Балка подвешивалась к каждой стойке овоидной крепи со стороны лавы на расстоянии 1,0 м ниже верхнего замка крепи (рис. 1). При наличии зазора между продольными балками и верхняками основной крепи для обеспечения жесткого контакта между ними вставлялись отрезки деревянных шпал. Продольная балка из спецпрофиля СВП-27 подвешивалась по центру выработки к верхнякам каждой рамы крепи с помощью двух длинных металлических крючьев с диаметром поперечного сечения 0,024 м, одной металлической планки и двух гаек (рис. 1; 2). Отрезки балки длиной по 4,0 м соединялись между собой внахлест на 0,2 м двумя стандартными хомутами. Для установления особенностей механизма деформирования боковых пород на контуре конвейерного штрека при поддержании его в различных зонах проявления горного давления были проведены визуальные наблюдения за деформированием основной крепи конвейерного штрека и выполнены замеры смещений пород кровли-почвы и боков выработки. Для этого в конвейерном штреке были сооружены контурные наблюдательные станции из 4-х попарно соосных реперов – в кровлепочве и в боках выработки (рис. 2).

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

49

Верхний и боковые контурные реперы устанавливались в средней части верхняка и на боковых стойках на высоте 1,6 м от почвы выработки. Эти реперы представляли собой «маркшейдерские точки» и были выполнены из стальной проволоки диаметром 0,002 м в виде крючков, которые завальцовывались в пропилы на боковых гранях арочного профиля. Нижний репер устанавливался по почве в середине выработки соосно с верхним репером. Он представлял собой металлический штырь длиной 0,15 м, который забивался в почву таким образом, чтобы его верхний конец был на 6 – 8 см ниже контура почвы. Контурная станция сооружалась на одной раме основной крепи на расстоянии 1,0 м от проходческого забоя конвейерного штрека. Замеры смещений производились с частотой: каждый день на участке от проходческого забоя до расстояния 40 м за очистным забоем и с частотой 3 раза в неделю на участке от 40 м до 80 м вслед за лавой. Производились измерения вертикальных относительных смещений кровля – почвы и боковых смещений. Для определения доли смещений кровли и почвы в общих вертикальных смещениях производились замеры смещений от кровли до средней линии выработки, в качестве которой использовалась резиновая нить, натягиваемая между боковыми реперами на двух крючках. Для определения доли боковых смещений со стороны лавы и массива угля применялся отвес, который цеплялся к крючку верхнего репера. Визуальные наблюдения за смещениями кровли, почвы и боков конвейерного штрека позволили установить, особенности деформирования боковых пород на контуре конвейерного штрека для двух способов проведения конвейерного штрека – с опережением забоем конвейерного штрека лавы на 40,0 м (традиционно применяемый способ при отработке 11-й восточной лавы пласта k3) и с проведением конвейерного штрека вслед за лавой с отставанием от него на 6 – 8 м. При наличии опережения конвейерного штрека в общем деформационном процессе боковых пород на контуре выработки можно выделить четыре характерных участка (рис. 3). Первый участок располагался между забоями конвейерного штрека и лавы и длина его составляла 40 м (рис. 3). На данном участке наблюдался постепенный процесс обжатия арочной крепи разуплотняющимися на контуре выработки породами. При этом следует отметить, что качественное выполнение работ по креплению и поддержанию выработки со стороны горнорабочих выемочного участка во многом предопределяло хорошее состояние крепи на участке опережения штрека. Первые проявления опорного давления в конвейерном штреке стали проявляться на расстоянии 15 – 20 м перед лавой. Эти проявления выражались в

50

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

начале выдавливания почвы выработки на величину до 0,2 – 0,3 м и раздавливания в некоторых местах деревянной затяжки по кровле выработки. При этом не наблюдалось резких смещений замков крепи.

Uкр, Uбок., м 2,0

h

1,75

1

В 1,5 1,25

11

1,00

2 0,75 0,5

21 0,25

0 40

20

№1

0

-20 -40 -60 Расстояние до лавы

№2

-80

№3

-100

-120

L, м

№4

Участки поддержания по длине штрека

Рисунок 3 – Графики зависимости общих вертикальных (1) и горизонтальных (2) смещений, а также смещения кровли (11) и боковые смещения выработки со стороны лавы (21) от расстояния до очистного забоя при опережении забоя конвейерного штрека лавы на 40 м

На втором участке длиной до 40 м вслед за лавой (рис. 3) было реализовано около 80 % вертикальных и горизонтальных смещений и данный этап можно характеризовать как самый негативный период существования выработки, т.к. на участке выработки длиной 40 м вслед за лавой общие вертикальные смещения составили 1,65 м, а кровли выработки 1,0 м. Третий участок располагался на расстоянии 40-80 м вслед за лавой. На данном участке наблюдалось заметное снижение вертикальных и горизонтальных смещений. При этом, на данном этапе преобладали смещения

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

51

пород почвы и их величина достигла 0,9 м, что привело к необходимости выполнения подрывки почвы на отдельных участках конвейерного штрека на величину Δhподр = 1,0 м. На четвертом участке на расстоянии 80 – 120 м вслед за лавой (рис. 3) вертикальные и горизонтальные смещения боковых пород конвейерного штрека 11-й восточной лавы пласта k3 стабилизировались и их дальнейший рост практически прекратился. При проведении конвейерного штрека вслед за лавой наблюдалось существенное изменение механизма проявлений горного давления на контуре выработки. При данном способе проведения и поддержания конвейерного штрека можно выделить также четыре характерных участка деформирования вмещающих пород (рис. 4).

Uкр, Uбок., м 2,0

h

1,75

1

В

1,5 1,25 1,00

11

0,75

2 0,5 0,25

0

21 0

-20

№1

-40 -60 -80 -100 Расстояние до лавы

№2

№3

-120

140

160 L,м

№4

Участки поддержания по длине штрека

Рисунок 4 – Графики зависимости общих вертикальных (1) и горизонтальных (2) смещений, а также смещения кровли (11) и боковые смещения выработки со стороны лавы (21) от расстояния до очистного забоя при проведении конвейерного штрека вслед за лавой

52

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

На первом участке длиной до 20 м от лавы жесткая опорная конструкции набирала свою несущую способность, а продольно-балочная крепь после обжатия рам крепи приступала к выполнению своей основной функции – перераспределению повышенной и неравномерной нагрузки между перегруженными и недогруженными комплектами основной крепи и продольно-поперечной фиксации ее элементов. Данный этап характерен тем, что здесь наблюдалось преимущественное смещение кровли и незначительное смещение почвы выработки (соответственно 0,4 м и 0,25 м на расстоянии 20 м вслед за лавой). Второй участок выработки располагался на расстоянии от 20 м до 60 м вслед за лавой. На данном участке выработки длиной 40 м наблюдались интенсивные смещения вмещающих пород, и было реализовано около 80 % вертикальных и горизонтальных смещений. Следует отметить, что при проведении конвейерного штрека вслед за очистным забоем смещения пород кровли на расстоянии 60 м вслед за лавой составили 0,75 м и были ниже на 0,4 м аналогичных смещений в штреке (1,15 м) при проведении его с опережением лавы (рис. 4). При этом, на данном этапе смещения пород почвы (0,4 м) и боков выработки (0,5 м) были меньшими по сравнению со смещениями при проведения штрека с опережением лавы, которые составили соответственно 0,7 и 0,68 м. Это можно объяснить положительным влиянием фактора проведения и поддержания конвейерного штрека по частично разгруженному массиву пород и отсутствием вредного воздействия на выработку временного опорного давления перед лавой. На третьем участке, на расстоянии 60 – 100 м вслед за лавой вертикальные и горизонтальные смещения боковых пород конвейерного штрека 11-й восточной лавы пласта k3 стабилизировались и их дальнейший рост практически прекратился на четвертом участке на расстоянии 100 – 160 м вслед за лавой. Таким образом, выполненные наблюдения за смещениями боковых пород на контуре конвейерного штрека позволили установить, что применяемый на шахте комбинированный способ поддержания и охраны конвейерного штрека при использовании двойной продольно-балочной связи комплектов основной крепи КМП-А5КМ-12,8 и возведении жесткой опорной полосы из породных полублоков обеспечивает устойчивое состояние конвейерного штрека весь срок службы выработки. При этом общие вертикальные смещения пород кровли и почвы при проведении штрека с опережением лавы и с отставанием от нее составили соответственно 2,0 и 1,56 м, что в 1,8 – 2,0 раза ниже, по сравнению с тра-

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

53

диционно применяемыми способами охраны выработок бутовыми полосами. При этом, проведение конвейерного штрека вслед за лавой обеспечивает снижение общих вертикальных смещений выработки на 0,44 м, кровли – на 0,4 м, почвы – на 0,4 м и боков выработки – на 0,2 м. Это позволяет сделать вывод о том, что данный комбинированный способ обеспечения устойчивости конвейерного штрека при проведении выработки вслед за лавой является наиболее целесообразным и эффективным для применения в рассматриваемых условиях. Библиографический список 1. Каретников, В. Н. Крепление капитальных и подготовительных горных выработок. Справочник / В. Н. Каретников, В. Б. Клейменов, А. Г. Нуждихин. – М.: Недра, 1989. – 571с.

2. Литвинский, Г. Г. Стальные рамные крепи горных выработок / Г. Г. Литвинский, Г. И. Гайко, М. И. Кулдыркаев. – К.: Техніка, 1999. – 216с.

3. О влиянии жесткости каркасной крепи усиления на смещения пород кровли / Ю. В. Бондаренко [и др.] // Известия Донецкого горного института. – 2001. – № 1. – С.59-61.

4. О сохранении устойчивости конвейерных штреков глубоких шахт / С. С. Гребенкин [и др.] // Вестник НГАУ, Днепропетровск, 2003. – №10. – С.31-33.

5. Соловьев, Г. И. Особенности физической модели самоорганизации боковых пород на контуре выемочной выработки при продольно-жестком усилении арочной крепи / Г. И. Соловьев // Науковий вісник НГУ, Дніпропетровськ, 2006. – №1. – С.11-18.

54

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

УДК 622.5

ВОЗМОЖНЫЕ НАПРАВЛЕНИЯ ИСПОЛЬЗОВАНИЯ ГЕОТЕРМАЛЬНОЙ ЭНЕРГИИ УГОЛЬНЫХ ШАХТ Елистратов В.А., Гомаль И.И.* Исследованы альтернативные источники получения тепла и электроэнергии. Рассмотрена возможность использования геотермальной энергии угольных шахт

Термин геотермальный происходит от греческих слов «земля» и «тепло», т.е. означает «тепло земли». Геотермальная энергетика предусматривает преобразование тепла, полученного из геотермальных источников, в энергию, полезную для человека. Тепло земли – фактически крупнейший возобновляемый источник энергии, который значительно отличается от любых альтернативных вариантов. Его можно использовать в любое время года, он не зависит от солнечного света и температурного режима. КПД использования геотермальной энергии может превышать 90 %, что означает значительно более низкую себестоимость получения электрической и тепловой энергии. Геотермальная энергетика достаточно молодая отрасль. Она насчитывает порядка 100 лет и активно развивается сегодня во всем мире. Во многих странах действует «зеленый тариф» для пользователей электроэнергии, полученной из альтернативных источников. Страны заинтересованы в привлечении инвесторов и создают для них самые благоприятные условия. Интерес человечества к геотермальной энергетике вызван также постепенным истощением природных запасов топлива, нефти и газа, зависимостью стран от их импорта, а также опасностью для человека и окружающей среды от использования таких генераторов электрической энергии, как атомные станции. Достоинствами геотермальной энергетики можно считать: 1. Возможность использования ее для получения тепловой энергии, независимо от солнечного света и времени года.

2. Неиссякаемость. В качестве источника тепла можно использовать слой грунта между глубиной промерзания и изотермической поверхностью, который является, своего рода, сезонным аккумулятором тепла, сточные воды, природные водоемы, системы водоснабжения предприятий и пр.

3. Экологическая безопасность. *

Елистратов В.А. – студент гр. РПМ-14а Гомаль И.И. – к.т.н., проф. (научный руководитель) (ГОУ ВПО «Донецкий национальный технический университет», г. Донецк)

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

55

4. Гарантированное обеспечение минимального поддержания тепла, особенно в части, касающейся аварийных ситуаций. В настоящее время различают низкопотенциальные и высокопотенциальные источники геотермальной энергии. Низкопотенциальные предусматривают получение тепловой энергии из верхних непромерзающих пластов грунта, воздуха и водоемов с помощью тепловых насосов. Высокопотенциальные позволяют получать и тепловую, и электрическую энергию, благодаря преобразованию высокотемпературных термальных вод, взятых из глубоких буровых скважин или с закрытых шахт с помощью геотермальных насосов. Данные тепловые насосы используют природное тепло воды расположенной над или под землей, или тепло самой земли.

• Использующие воду устройства – коллекторы таких насосов помещаются в близлежащий водоём ниже точки его промерзания.

• Использующие тепло грунта – коллекторы устройств располагаются в горизонтальной плоскости. Такое размещение проще в техническом выполнении (коллектор заглубляется всего на 1,2 м).

• Использующие тепло горных недр – устройства, рассчитанные на работу с горными породами и подземными водами. Помимо этого, существует деление на системы замкнутого и открытого типа. Открытый тип – использует воду из водоема в качестве теплообменника. Вода циркулирует по открытому типу, то есть после ее использования как теплообменной жидкости она возвращается в водоем. Допустимо при наличии большого объема воды, ее чистоты и разрешения экологического законодательства. Замкнутый тип – делиться дополнительно на: • горизонтальные – самые эффективные в условиях доступа к большим по площади земельным ресурсам (использующие тепло грунта). Размещаются в траншеях ниже уровня промерзания грунта (глубина залегания зависит от местности и ее принадлежности к тому или иному климатическому поясу); • вертикальные – используются в случае ограниченного доступа к земельным ресурсам. Используются скважины до 200 м, в которые и монтируются теплообменники. Принцип действия тепловых насосов, можно считать классическим «умножителем тепла». Насос играет роль устройства, перекачивающего тепловую энергию из одного места (источника) в другое – выделение тепла при этом происходит за счёт разницы температур:

ξ = Т 2 / Т 1 – Т 2,

56

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

где ξ — холодильный коэффициент; Т1 – температура среды, получающей тепло, по шкале Кельвина; Т2 – температура охлаждаемой среды по шкале Кельвина. Система может «отобрать» тепло у любого источника, температура которого выше абсолютного нуля (минус 273°С) – у земных недр, подземных источников, воздуха и даже у льда. Принцип действия системы следующий: 1. Незамерзающая жидкость (теплообменник) циркулирует в коллекторах, размещённых вблизи источника тепла или непосредственно в нём (например, в воде).

2. Насос системы регулярно забирает тепло, остужая незамерзающую жидкость примерно на 5 градусов.

3. После чего отобранное тепло используется для подогрева теплоносителя отопительной системы.

4. Незамерзающая жидкость в коллекторах восстанавливает прежнюю температуру, протекая через трубы, размещённые вне обогреваемого помещения (в воде, в грунте, на воздухе).

5. Затем она снова попадает в насос и отбор тепла повторяется. Вся работа насоса зависит от компрессора. Именно он сжимает рассеянную тепловую энергию в носителе, придавая ему большую концентрацию (компактный объём) и температуру. Помимо компрессора система теплового насоса состоит: • из испарителя; • капилляра; • конденсатора; • терморегулятора; • и хладагента (газа, циркулирующего в насосной системе). В процессе работы теплового насоса не происходит сгорания топлива, он не может загореться или взорваться, не требует оснащения помещения дымоходами и вентиляцией, практически бесшумен, не выделяет вредных испарений и запахов. Тепловой насос можно использовать и для обогрева, и для охлаждения помещений. Т.е. он значительно эффективнее любой системы отопления и кондиционирования. Безусловно, стоимость и установка оборудования теплового насоса будет выше, чем установка газового или дизельного котла, но экономическая эффективность будет выше. Затратив на работу насоса 1кВт энергии, можно получить тепловой энергии в эквиваленте 4 – 5 кВт и это – экологически чистые киловатты. Кроме этого, есть еще следующие достоинства тепловых насосов: • отсутствие необходимости в природном газе; • отсутствие вреда окружающей среде;

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

57

высокий уровень пожарной безопасности; • потребность в малом количестве территории. К недостаткам относится: • высокая стоимость оборудования, окупаемость которого зависит от интенсивности использования; • сложность монтажа. Невозможно самостоятельно смонтировать геотермальный насос без специальной подготовки и бурильного оборудования. Применение геотермальных насосов на шахте В городе Херлен (Голландия) три десятилетия простояла затопленная и никому не нужная шахта, которую превратили превратить в экологически чистый, экономически выгодный и к тому же неиссякаемый источник тепловой энергии. Бывшая шахта теперь обогревает зимой свыше 200 домов, десятки магазинов, один супермаркет, культурный центр, библиотеку, подземную парковку и офисное здание. При этом не сжигается ни грамма угля. Было создано предприятие Minewater Project в рамках которого, к сети штолен, лежащих глубоко под землей, пробурили пять новых скважин в пяти разных местах района, глубиной 700 м. Вода, наполняющая старую шахту, на такой глубине, имела постоянную температуру в 32°C. Насосы выкачивают воду с шахты на поверхность. Объём перекачки достигал 80 м3 в час для каждой скважины. По пути эта вода успевает чутьчуть остыть – до 28 градусов. Далее она попадает в тепловой насос, который забирает у неё энергию и передаёт другой воде, курсирующей в сети теплоснабжения. Конечно, на работу теплового насоса, как и насосов, откачивающих воду из шахты, нужна электрическая энергия, но её расход – намного меньше калорий, направляемых в батареи центрального отопления. Никакого нарушения закона сохранения – «лишняя энергия» забирается фактически из земных недр. Отдавшую же своё тепло «шахтную» воду возвращают обратно, чтобы она могла вновь нагреться. С учётом колоссального объёма воды в шахте – круговорот этот проходит медленно. В принципе летом эта же система потенциально способна превращаться в комплекс охлаждения зданий. Только для этого забор воды из шахты нужно будет переключить на значительно меньшую глубину (порядка 250 м). Там вода постоянно остаётся прохладной – 17°C. Тепло воды из затопленных шахт, использовали и раньше, но такого рода проекты были очень небольшими по масштабу и обогревали лишь по одному зданию. Создать аналогичный комплекс, обслуживающий большой район, – это совсем иной уровень сложности. Проект показал, что нетрадиционными способами можно добиться сокращения сжигания ископаемого топлива. Даже если считать, что всё электричество, необходимое для рабо•

58

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

ты комплекса Minewater, получено на тепловых электростанциях, эффект заметен. В результате запуска геотермальной теплоцентрали выброс CO2в сравнении с классическими системами отопления сократился на 55 %. Единственное ограничение – такого рода система хороша, только если геотермальный источник тепла и обогреваемые здания находятся рядом. Тянуть трубы далеко – потерять практически всю выгоду от даровой энергии, «поднимаемой» наверх. Бурение скважин на большие глубины и прокачивание через них воды ограничивается объёмом воды, находящейся в каждый момент времени на глубине. В закрытой шахте этот объём – просто колоссален, и он многократно превышает объём той воды, что курсирует по трубам отопления. Именно в этом случае обеспечивается хорошая эффективность теплового насоса. А простое бурение в земной толще такого эффекта не даст. В ДНР многие закрытые и закрываемые шахты являются градообразующими, вокруг которых расположены шахтные поселки и все инфраструктурные объекты. Использование геотермальной энергии из этих шахт для их обогрева является весьма перспективным. Стоимость геотермального тепла получается примерно той же, что была с традиционными системами отопления, использующими в качестве источника энергии ископаемое топливо. Однако цены на ископаемое топливо подвержены колебаниям и могут подняться очень заметно, а соответственно, повысятся затраты на обогрев. С геотермальным же теплом – всё предсказуемо и надёжно. Выводы: 1. В закрытых шахтах имеется огромное количество воды, имеющей высокую температуру.

2. При использовании шахтной воды отпадает необходимость дорогостоящего бурения глубоких скважин для использования геотермальной энергии.

3. Использование геотермальной энергии из закрытых и закрываемых шахт для обогрева шахтных поселков является весьма перспективным. Библиографический список 1. https://alternativenergy.ru/energiya/320-geotermalnaya-energiya.html.

2. https://altenergiya.ru/termal/perspektivy-i-problemy-geotermalnoj-energetiki.html.

3. http://greenologia.ru/eko-zhizn/texnologii/geotermalniye-electrostancyi.html 4. https://energy.zp.ua/tehnologii-dobychi-i-ispolzovaniya-geotermalnoj-energii/ 5. http://madenergy.ru/stati/geotermalnaya-ehlektrostanciya-preimushchestva-inedostatki.html 6. http://www.manbw.ru/analitycs/geothermal_power_stations_plant.html

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

59

УДК 622.268.6

КОМПЬЮТЕРНЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РЕЦЕНЗИРОВАНИЯ ПРОЕКТА РАЗРАБОТКИ УГОЛЬНОГО ПЛАСТА Иванюгин А.А., Стрельников В.И.* Описана компьютерная технология исследования качества проекта разработки ступени шахтного поля и последовательность действий по улучшению показателей проекта

Технология разработки угольного пласта – это сложная технологическая система и как любая сложная система она представлена отдельными блоками, узлами, модулями. Если из взаимозаменяемых модулей собрать нужные узлы, а из узлов собрать блоки, то можно синтезировать сложную систему. В данном случае (ступень шахтного поля конкретного пласта) система представлена блоками – выемочный участок и подготавливающие выработки. Выемочный участок представлен узлами – лава, сопряжения лавы с участковыми выработками. Узлы сопряжения лавы и участковых выработок могут быть представлены модулями, качество которых определяется: – временем проведения выработки и лавы; – сохранением выработки за лавой; – направлением воздушного потока вдоль выработки; – направлением угольного потока вдоль выработки. Анализ существующих технологических схем выемочного участка показал, что каждый узел сопряжения лавы с участковыми выработками может быть представлен восемью взаимозаменяемыми модулями. На рисунке 1 показана матрица технически возможных сочетаний модулей сопряжения лавы с участковыми выработками. Как видно, таких сочетаний, которые характеризуют систему разработки выемочного участка, 32, а если учесть, что примыкание вентиляционного штрека к отработанному участку может имеет 4 варианта, то всего вариантов технологической схемы выемочного участка может быть 128. На кафедре РМПИ разработана компьютерная экономикоматематическая модель удельных затрат по добыче угля sisein.xls, и ее сокращенный вариант sisein-lab.xls. В данной работе описана программа sisein-lab.xls, позволяющая рецензировать предлагаемый проект технологии разработки уклонной ступени пласта, представленный одним из 128 вариантов технологической схемы. *

Иванюгин А.А. – студент группы РПМ13а Стрельников В.И. – к.т.н., проф. (научный руководитель) (ГОУ ВПО «Донецкий национальный технический университет», г. Донецк)

60

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

Рисунок 1 – Матрица сочетаний узлов сопряжения лавы с участковыми штреками

И так, предположим, на рецензию представлен проект разработки выемочной ступени. Обязательно иметь исходные горно-геологические и технические условия проекта (таб. 1) и план горных выработок по проекту (рис. 2). Таблица 1 – Исходные данные к проекту

№ 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12

Условие Размер шахтного поля по простиранию, м Размер выемочной ступени, м Мощность пласта, м Угол падения пласта, град Средняя глубина уклонной ступени шахтного поля, м Суточная нагрузка на пласт, т/сутки Средний для участковых выработок коэф. крепости пород по М.М. Протодьяконову Прочность пород кровли, МПа Природная метаноносность пласта в лаве-аналоге, м3/т с.б.м. Фактическое .относительное метановыделение в лаву-аналог из выработанного пространства, м3/т.с.д Нагрузка на лаву, при которой определено газовыделение, т/сут Принятый в проекте вариант системы разработки

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

61

Рисунок 2 – План горных выработок в уклонной ступени по проекту

Представляются технические параметры рецензируемого проекта (таб. 2, первая колонка). Рецензирование проекта должен выполнять специалист, в достаточной мере владеющий знаниями относительно систем разработки, способов подготовки шахтного поля, другими знаниями о технологии добычи угля. В этой связи программа предусматривает предварительное тестирование владения этими материалами. Пользователю программой представляется схемы выработок нескольких вариантов системы разработки (рис. 3) и предлагается верно ответить на ряд вопросов: – в каких зонах поддержания находятся штреки в разных вариантах; – в каких вариантах нагрузка на лаву большая; – в каких вариантах внутрилавные затраты наибольшие; – в каких вариантах затраты на транспорт по уклону наименьший и др. Всего предлагается ответить на 20 вопросов. Если ответы были не верны – программа предлагает более внимательно изучить отдельные вопросы технологии. Если на все 20 вопросов в программу введены верные ответы, пользователь программы должен внести в нее исходные данные. Прежде всего – это идентификация проектного варианта системы разработки. Пользователь программы должен ответить на вопросы, которые относятся непосредственно к проектному варианту системы разработки. А именно – подробно описать характеристику модулей сопряжения лавы с подготовительными выработками (рис. 1), при этом он использует графические образы выработок (рис. 4) на стадии подготовки выемочного участка, на стадии его эксплуатации, на стадии повторного использования выработки.

62

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

Рисунок 3 – Варианты систем разработки, которые пользователь программы обязан правильно описать

Рисунок 4 – Образы горной выработки на разных стадиях ее существования

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

63

Если вариант системы разработки описан пользователем в точном соответствии с проектным вариантом, программа позволяет пользователю ввод данных проекта. Программа реализует вычисление удельных затрат на добычу угля в пределах выемочной ступени в следующей последовательности: 1. Вычисляется допустимая нагрузка на лаву по условиям выемочной техники, вентиляции и нормативов нагрузки. Принимается меньшее значение.

2. При вычисленной нагрузке на лаву вычисляется скорость подвигания лавы.

3. Исходя из заданной нагрузки на пласт вычисляется количество лав, панелей и т.д.

4. Проводится вычисления затрат на проведение подготовительных и подготавливающих выработок, затрат на сооружение средств охраны участковых выработок, внутрилавных затрат.

5. Проводится вычисления затрат на поддержание участковых и подготавливающих выработок, затрат на транспорт угля и вспомогательный транспорт по участковым и подготавливающим выработкам.

6. Вычисляются удельные затраты по видам работ и в целом по пласту. Результаты вычислений затрат и параметры проекта помещаются в таблице (таб. 2, средняя колонка). Далее следует процесс внесения изменений в принятые проектные решения, анализ результатов и принятие решения. Таблица 2 – Параметры проекта и результаты рецензирования

Параметры технологии

Способ подготовки ступени Количество очистных забоев по пласту Количество панелей в работе Размер крыла панели по проекту, м Суточная нагрузка на лаву, т Технология проведения наклонных выработок Технология проведения участковых выработок Способ подрывки почвы при ремонте Принятая глубина подрывки почвы при ремонте, мм

Принято в проекте

Рекомендовано рецензентом

64

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

Параметры технологии

Вид затяжки в выработках Податливость крепи участковой транспортной выработки, мм Податливость крепи участковой вентиляционной выработки, мм Способ охраны наклонных выработок при панельной подготовке Способ охраны пластовых магистральных штреков Способ охраны вентиляционной выработки в 3-й зоне поддержания Способ охраны транспортной выработки в 3-й зоне поддержания Вид транспорта угля по магистральным выработкам Вид транспорта угля по участковой выработке при панельной подготовке Вспомогательный участковый транспорт при панельной подготовке Вспомогательный участковый транспорт при погоризонтной подготовке Размер крыла панели при панельной подготовке, м Длина лавы по проекту, м Применяется ли в проекте дегазация пласта Применяется ли дегазация выработанного пространства Глубина дегазации пласта, доля единицы Глубина дегазации выработанного пространства, доля единицы Проведение подготавливающих выработок, д.е./т Поддержание подготавливающих выработок, д.е./т Транспорт и водоотлив по подготавливающим выработкам, д.е./т Проведение участковых выработок, д.е./т Поддержание участковых выработок, д.е./т

Принято в проекте

Рекомендовано рецензентом

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

Параметры технологии

Принято в проекте

65

Рекомендовано рецензентом

Сооружение средств охраны участковых выработок, д.е./т Участковый транспорт, д.е./т Очистные работы, д.е./т Всего участковые затраты, д.е./т Всего затраты за пределами участка, д.е./т Общие затраты в пределах выемочной ступени, д.е./т Проверка правильности принятого проектного решения выполняется в следующей последовательности: 1. Прежде всего, следует проверить, какой из факторов был ограничивающим нагрузку на лаву. Если это фактор механизации очистных работ – следует рассмотреть возможность применения другого комбайна. Если нагрузка на лаву ограничена возможностями проветривания и проектом не предусматривалась дегазация пласта или пород – следует рассмотреть возможность применения дегазации. При этом рецензент должен помнить, что при газовыделении из пласта или вмещающих пород менее 10 м3/т, то применение дегазации может оказаться экономически не эффективным.

2. Если угол падения пласта менее 10°, возможно применение как панельной, так и погоризонтной подготовки. Рецензенту следует проверить эффективность одного из этих способов подготовки.

3. Далее рецензент должен последовательно проверить целесообразность принятых решений по способу проведения выработок, по виду вспомогательного транспорта, по виду способов охраны выработок и др. В данном случае возможны варианты: – решений может быть только два (например – способ проведения выработки); – вариантов решений несколько, но все они только качественные (например – способ охраны выработки в третьей зоне поддержания); – вариантов решения может быть несколько и фактор может принимать количественное значение в определенном диапазоне (например – податливость крепи участковой выработки).

4. В первом из рассмотренных случаев необходимо ввести в программу то или иное значение фактора и принять то значение, при котором величина удельных затрат меньшая. Во втором случае в программу поочередно вводится индекс варианта и составляется таблица со столбцами – «значение фактора» – «удельные затраты». В листе программы преду-

66

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

520 510 500 490

Бу т. По ло са

т. на ка ы Ко ст

Бу то ко ст ры

ы Ку ст

ан О рг

Ли т. по

ло с

.К ре пь

а

480 БЖ БТ

удельные затраты, д.е./т

смотрено место для выполнения таблицы и построения гистограммы. По данным таблицы строится гистограмма, принимается наивыгоднейшее значение и оно вводится в программу. В листе программы предусмотрено место для выполнения таблицы и построения гистограммы. Как пример ниже показана гистограмма способа охраны участковой транспортной выработки.

Рисунок 5 – Гистограмма удельных затрат при различных способах охраны выработки

удельные затраты, д.е./т

В третьем случае – величина параметра изменяется непрерывно в определенном диапазоне. В этом случае последовательно задается величина параметра и считывается значение удельных затрат, составляется таблица «значение фактора» – «удельные затраты». По данным этой таблицы строится график, по которому находится наивыгоднейшее значение. Как пример ниже показан график зависимости удельных затрат от размера крыла панели.

415 410 405 400 395 390 400

600

800

1000

1200

1400

размер крыла панели, м

Рисунок 6 – График зависимости удельных затрат от размера крыла панели

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

67

5. После рассмотрения описанным способом всех параметров проекта, введения в программу «наивыгоднейших» значений программа выдает таблицу как принятых параметров, так и величины удельных затрат (колонка 3 в таблице 2). Выводы 1. Любой проект технологии работ подлежит рецензированию с точки зрения его экономической эффективности.

2. Рецензирование проекта сложной технологической системы, которой является технология разработки пласта, требует многочисленных и сложных вычислений.

3. Экономико-математическая модель sisein-lab.xls позволяет в существенно сокращенный период времени провести проверку эффективности принятых в проекте технологических решений для любого из 128 вариантов технологической схемы разработки пологого пласта.

68

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

УДК 622.831

ОХРАНА ПОДГОТОВИТЕЛЬНЫХ ВЫРАБОТОК ГЛУБОКИХ ШАХТ КОМБИНИРОВАННЫМИ ОПОРНЫМИ КОНСТРУКЦИЯМИ Иващенко Д.С., Гнидаш М.Е., Соловьев Г.И., Нефедов В.Е.* Выполнен анализ эффективности применения комбинированных опорных конструкций для охраны вентиляционных штреков по пластам k2, k3 и k5 шахты «Коммунарская» ПАО «Шахтоуправление «Донбасс» при использовании сплошной системы разработки

Анализ опыта поддержания подготовительных выработок показывает, что с увеличением глубины разработки отмечается существенное ухудшение состояния выработок из-за интенсификации проявлений горного давления и не соответствия применяемых средств поддержания и охраны выработок условиям их применения. Это приводит к значительному повышению материальных и трудовых затрат на обеспечение эксплуатационных трудоемкости их поддержания. Наметившаяся в последние годы тенденция применения сплошных систем разработки при отработке тонких угольных пластов на глубинах более 1000 м обусловлена в основном минимальными капитальными затратами на подготовку новых лав. При этом в качестве охранных сооружений широко применяются бутовые полосы из шахтной породы, обеспечивающие предотвращение деформирование породного контура и постоянной крепи подготовительных выработок. Смещения кровли на контуре выработки, охраняемой бутовой полосой являются следствием опускания и расслоения кровли и предопределяются недостаточной плотностью породной полосы и некачественным заполнением закладываемого пространства Опыт поддержания подготовительных выработок глубоких шахт Донбасса [1 – 3] показал, что при наличии различий в технологии проведения, способе возведения бутовых полос, шаге установки арочной крепи, основным фактором предопределившим эффективность способа охраны является проходка выработки по разгруженному массиву пород, не испытывающему знакопеременного механизма деформирования – вначале сжа*

Иващенко Д.С., Гнидаш М.Е. – студенты гр. РПМ-13 Соловьев Г.И. – к.т.н., доц. (научный руководитель) Нефедов В.Е. – ассистент (научный руководитель) (ГОУ ВПО «Донецкий национальный технический университет», Донецк)

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

69

тия в зоне опорного давления, а затем разуплотнения за лавой на участке выработанного пространства при наборе несущей способности опорными охранными конструкциями с последующим активным сдвижением пород кровли после посадки основной кровли. Для установления особенностей поддержания подготовительных выработок комбинированными опорными конструкциями были проведены наблюдения за смещениями боковых вмещающих пород на контуре вентиляционных штреков 11-х лав пластов k2, k3 и k5.

1. Вентиляционный штрек 11-й восточной лавы пласта k2 проводился буровзрывным способом вслед за лавой (рис. 1) с отставанием породного забоя от угольного забоя до 11 м (рис. 2). Породы кровли пласта были представлены песчаным сланцем слоистым, трещиноватым. Трещины разнонаправленные, зияющие. Залегание выше расположенного песчаника волнистое с периодическим приближением и удалением от кровли выработки, что приводило к его отслоению и обрушению. Вынимаемая мощность пласта 0,95 – 1,08 м.

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

70

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

Рисунок 2 – Схема сопряжения вентиляционного штрека с 11-й восточной лавой пласта k2

Штрек крепился арочной податливой крепью КМП-А5-11,9 с шагом установки рам основной крепи 0,8 м. Плотность установки рам крепи по простиранию пласта составляла 1,25 рам/м. Сечение выработки в проходке – Sпр = 19,8 м2, в свету до осадки – Sсв = 15,2 м2, а после осадки – Sпо = 11,9 м2. Затяжка кровли осуществлялась деревянной (распил из стойки диаметром 0,14 м) и бетонной затяжкой, а боков выработки – металлической сетчатой затяжкой. Для охраны выработки по бровке лавы возводилась комбинированная опорная конструкция, состоящая из бутовой полосы шириной 1,0 м и жесткой опорной полосы из породных полублоков с размером полосы по падению пласта 1,5 м (рис. 2). Бутовая полоса возводилась из породы от проведения вентиляционного штрека на расстоянии 3,0 – 5,0 м от забоя вентиляционного штрека проводимого вслед за лавой с отставанием от груди забоя не более чем на 11,0 м. Запасной выход из лавы на вентиляционный штрек шириной 1,0 м поддерживался на сопряжении лавы на длину не более 3,0 – 5,0 м и вслед за лавой закладывался рядовой породы от проведения вентиляционного штрека до рам арочной крепи (рис. 2).

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

71

Три балки крепи усиления устанавливалась в 11-м восточном вентиляционном штреке на участках приближения песчаника к кровле выработки. После выхода лавы из зоны негативного влияния песчаника поддержание вентиляционного штрека на сопряжении с лавой производилось путем установки под верхняк арочной крепи 1-й балки из СВП-27. Отрезки балки длиной по 4,0 м соединялись между собой внахлест на 0,2 м одним стандартным хомутом М24. Отставание продольных балок усиливающей крепи от забоя штрека составляло не более 4,0 м (рис. 2). Одинарная продольная балка подвешивалась по центру выработки к верхнякам каждой рамы крепи с помощью двух длинных металлических крючьев с диаметром поперечного сечения 0,024 м, одной металлической планки и двух гаек (рис. 2). Для устранения перекосов замков крепи и вредного воздействия коррозии периодически производилась смазка и обтяжка крючьев. При отсутствии плотного примыкания балки к верхняку крепи, между ними устанавливалась деревянная прокладка.

2. Вентиляционный штрек 11-й восточной лавы пласта k3 проводился вприсечку к погашенному транспортному штреку 10-й восточной лавы пласта k3 с оставлением угольного целика шириной 2 – 4 м (рис. 3; 4). Вентиляционный штрек проводился буровзрывным способом с опережением лавы на 2,0 м. Вынимаемая мощность пласта составляла 1,0 – 1,55 м.

Рисунок 3 – Схема расположения 11-й восточной лавы пласта k3 на плане горных выработок

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

Рисунок 4 – Схема сопряжения вентиляционного штрека с 11-й восточной лавой пласта k3

72

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

73

Породы кровли выработки были представлены сланцем глинистым, слоистым, трещиноватым, весьма неустойчивым, отслаивающимся. Выработка на большом протяжении проводилась и поддерживалась в зоне опорного остаточного давления от ранее отработанной 10-й восточной лавы пласта k3. Породы кровли весьма неустойчивые из-за размокания и отслаивания после проникновения воды по трещинам с вышележащего штрека. Вентиляционный штрек крепился металлической овоидной крепью КМП-А5КМ-12,8 (КМП-А5КМ-11,9) с комбинированным шагом установки рам основной крепи. Три рамы крепи устанавливались с расстоянием между ними по 0,5 м, а между 3-й и 4-й рамами расстояние равнялось 0,8 м. При этом плотность установки рам крепи по простиранию пласта составляла 1,74 рам/м (рис. 6.32). Сечение выработки в проходке – Sпр = 26,0 м2, в свету до осадки – Sсв = 19,8 м2 и после осадки – Sпр = 11,9 м2. Кровля затягивалась бетонной затяжкой, а бока выработки – металлической сетчатой и деревянной (распил диаметром 0,12 м) затяжкой. Охрана вентиляционного штрека производилась комбинированной породной конструкцией, представляющей собой бутовую полосу шириной 6 – 7,0 м по падению пласта (рис. 4), которая возводилась вручную из породы от проведения вентиляционного штрека. Порода из забоя штрека подавалась к закладочной дороге ковшом породопогрузочной машины МПК-1600 «Гибрид». Для обеспечения поперечной жесткости бутовой полосы в ней непосредственно на бровке лавы на расстоянии 400 мм от ножек арочной крепи сооружались опорные целики из породных полублоков с размерами 3,0 м по простиранию и 2,0 м па падению пласта. Шаг возведения этих целиков по простиранию пласта 20,0 м. Бутовая полоса по падению пласта оконтуривалась одним рядом деревянной органной крепи из стоек диаметром 0,16 – 0,18 м (рис. 4). Для предотвращения обрушений пород непосредственной кровли и интенсивных деформаций основной крепи выработки в вентиляционном штреке применялась одинарная продольно-балочная крепь усиления, которая располагалась под верхняком на расстоянии 1,0 м выше замкового соединения со стороны лавы или по оси напластования пород кровли. Продольная балка, как и в выше рассмотренном случае, была выполнена из спецпрофлия СВП-27 в виде отрезков длиной по 4,0 м и подвешивалась на двух крючьях диаметром 0,024 м к каждому верхняку основной крепи выработки. Отставание усиливающей крепи от забоя штрека составляло не более 8,0 м.

74

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

Для обеспечения устойчивости рам основной крепи, имеющих эллиптическую или овоидную форму, вертикальная ось каждой рамы была наклонена в поперечном сечении в сторону падения пласта на угол в среднем до 70. Для этого стойка основной крепи со стороны лавы устанавливалась вертикально, а противоположная стойка – со стороны присечного целика наклонялась по падению пласта на угол 14° (рис. 4). При таком симметричном расположении комплектов основной крепи относительно вектора максимальных нагрузок обеспечивалось симметричное расположение замков основной крепи относительно напластования пород и создавались благоприятные условия для их работы за счет равномерного распределения нагрузки по контуру крепи.

3. Вентиляционный штрек 11-й восточной лавы пласта k5 проводился по завалу бывшего транспортного штрека 10-й восточной лавы пласта k5 в зоне опорного давления от ранее отработанной 10-й «бис» восточной лавы пласта k5. Проходческий забой штрека опережал лаву на расстояние до 15,0 м (рис. 5).

Рисунок 5 – Схема расположения 11-й восточной лавы пласта k5 на плане горных выработок

Вынимаемая мощность пласта 1,01 – 1,16 м. Породы непосредственной кровли пласта трещиноватые, расслоившиеся и размокшие глинистые сланцы и реже песчаные сланцы, которые на больших участках простирания пласта представляли собой «ложную кровлю».

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

75

Охрана выработки осуществлялась жесткой полосой из породных полублоков с шириной полосы по падению пласта 2,0 м. Промежуток шириной 0,6 м между затяжкой основной крепи и полосой из породных полублоков на бровке лавы закладывается рядовой породой (рис. 6).

Рисунок 6 – Схема сопряжения вентиляционного штрека с 11-й восточной лавой пласта k5

Усиливающая продольно-балочная крепь подвешивалась на двух металлических крючьях диаметром 0,024 м к верхнякам арочной крепи по центру выработки на всем ее протяжении. Отставание усиливающей крепи от забоя штрека составляло не более 4,0 м. В зоне интенсивных смещений боковых пород на сопряжении штрека с лавой на участке выработки длиной по 5 – 10 м в обе стороны от окна лавы устанавливается дополнительная продольная балка на расстоянии 0,8 м выше замковых соединений крепи в комбинации со стойкой крепи усиления (рис. 6).

76

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

Для выполнения замеров в трех рассматриваемых вентиляционных штреках были сооружены контурные наблюдательные станции из 4-х попарно соосных реперов – в кровле-почве и в боках выработки (рис. 7). а)

70

1

4 5 hкр

3

1,5

9

hi

2

8

biлав

9 3

hпочв

5,0

8

3 7

2,0

bi

2,0

5,7

б) 8

6, 7

30 м

5 0,8

0,5 0,5

1 – верхняк крепи; 2 – вертикальная стойка овоидной крепи; 3 – наклонная стойка овоидной крепи; 4 – замки крепи; 5 – продольная балка крепи усиления; 6 – верхний контурный репер; 7 – нижний контурный репер; 8 – боковые реперы; 9 – жесткая опорная полоса из породных полублоков на бровке лавы

8 0,8 0,5

Рисунок 7 – Схема расположения контурной замерной станции в вентиляционных штреках 11-х восточных лавы пластов k2, k3 и k5 в разрезе (а) и плане (б) выработки при расположении одной балки из СВП-27 по центру верхняка овоидной крепи

Верхний и боковые контурные реперы устанавливались в средней части верхняка и на боковых стойках на высоте 1,6 м от почвы выработки. Эти реперы представляли собой «маркшейдерские точки» и были выполнены из стальной проволоки диаметром 0,002 м в виде крючков, которые завальцовывались в пропилы на боковых гранях арочного профиля. Нижний репер устанавливался по почве в середине выработки соосно с верх-

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

77

ним репером. Он представлял собой металлический штырь длиной 0,15 м, который забивался в почву таким образом, чтобы его верхний конец был на 6 – 8 см ниже контура почвы. Контурная станция сооружалась на одной раме основной крепи на расстоянии 1,0 м от проходческого забоя конвейерного штрека. Замеры смещений производились с частотой: каждый день на участке от проходческого забоя до расстояния 40 м за очистным забоем и с частотой 3 раза в неделю на участке от 40 м до 80 м вслед за лавой. По результатам выполненных замеров были построены графики, представленные на рис. 8.

Uкр, Uбок., м 1,6 h

1,4

3

В

1,2 2 1,0

1 31

0,8

21 11

0,6 0,4 0,2

0

0

-20

-40 -60 -80 -100 Расстояние до лавы

-120

140

160 L,м

Рисунок 8 – Графики зависимости общих вертикальных смещений (1, 2, 3) и смещений кровли (11, 21, 31) вентиляционных штреков 11-х восточных лав соответственно пластов k2, k3 и k5 от расстояния до очистного забоя

Таким образом, выполненные наблюдения за смещениями боковых пород на контуре вентиляционных штреков позволили установить, что применяемый на шахте способ их охраны комбинированными опорными конструкциями при использовании одинарной продольно-балочной связи

78

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

комплектов основной крепи КМП-А5КМ-12,8 обеспечивает их устойчивое состояние за весь срок службы выработки. При этом максимальные общие вертикальные смещения пород кровли и почвы были установлены для вентиляционного штрека пласта k5, проводимого с опережением лавы вы на 15 м, которые составили 1,56 м, а смещения кровли равнялись 0,86 м. Общие вертикальные смещения и смещения кровли для вентиляционного штрека по пласту k3 составили соответственно 1,31 и 0,72 м, а по пласту k2 – 1,2 и 0,6 м. Это позволяет сделать вывод о том, что данный комбинированный способ обеспечения устойчивости вентиляционных штреков при проведении их вслед за лавой является наиболее целесообразным и эффективным для применения в рассматриваемых условиях. Библиографический список 1. Каретников, В. Н. Крепление капитальных и подготовительных горных выработок. Справочник / В. Н. Каретников, В. Б. Клейменов, А. Г. Нуждихин. – М.: Недра, 1989. – 571с.

2. Черняк, И. Л. Повышение устойчивости подготовительных выработок / И. Л. Черняк. – М.: «Недра», 1993. – 256с.

3. Черняк, И. Л. Управление состоянием массива горных пород / И. Л. Черняк, С. А. Ярунин. – М.: Недра, 1995. – 395с.

4. Литвинский, Г. Г. Стальные рамные крепи горных выработок / Г. Г. Литвинский, Г. И. Гайко, М. И. Кулдыркаев. – К.: Техніка, 1999. – 216с.

5. О возможности перераспределения повышенной нагрузки между комплектами арочной крепи выемочных выработок глубоких шахт / Г. И. Соловьёв [и др.] // Науковий вісник Національного гірничого університету, Дніпропетровськ, 2004. – №10.– С.48-52.

6. Соловьев, Г. И. Особенности физической модели самоорганизации боковых пород на контуре выемочной выработки при продольно-жестком усилении арочной крепи / Г. И. Соловьев // Науковий вісник НГУ, Дніпропетровськ. 2006. – №1. – С.11-18.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

79

УДК 622.023:552.122

ИССЛЕДОВАНИЕ СОСТАВА ПОРОД УГОЛЬНЫХ ПЛАСТОВ ДОНЕЦКО-МАКЕЕВСКОГО РАЙОНА ДОНБАССА Кириленко Ю. И., Касьяненко А. Л.* В работе проведен анализ состава углевмещающих пород почвы на шахтах Донецко-Макеевского района Донбасса, который показал, что в текстуре пород почвы разрабатываемых угольных пластов в 26% случаев наблюдается наличие прочного слоя, присутствие которого не позволяет производить механизированную поддирку почвы. Ключевые слова: текстура, горная порода, выемочные выработки, поддирка почвы

В настоящее время уголь является единственным энергетическим ресурсом, которым республика располагает в объемах (до глубины 1500 м залежи угля в Донбассе оцениваются 117,3 млрд. т.), достаточных для покрытия собственных потребностей, что определяет его стратегическую роль в развитии не только энергетики, но и экономики страны в целом [1]. Условия эксплуатации шахт Донбасса самые проблемные по причине огромных масштабов горного производства, высокой трудоемкости и капиталоемкости, ухудшение разработки месторождений полезных ископаемых оказывают негативное влияние на эффективность развития угольной промышленности республики. Наибольшее распространение на шахтах Донецко-Макеевского региона [2] получила сплошная система разработки (55 %), т.к. она позволяет при относительно небольших начальных капитальных затратах обеспечить быстрый ввод лавы в эксплуатацию. Выемочные выработки поддерживаются в зонах динамического опорного давления впереди лавы и активных сдвижений позади неё, что вызывает перераспределение НДС горных пород, приводящих к интенсивным смещениям породного контура и потере их устойчивости [3]. Поэтому особенно актуальна задача сохранения устойчивости выемочной выработки позади действующей лавы, где происходят наиболее интенсивные деформации. Около 50 – 60 % выемочных выработок находятся в неудовлетворительном состоянии из-за деформирования пород почвы [2 – 5]. На сегодняшний день существует множество гипотез, объясняющих механизм деформирования почвы в одиночных выработках, однако мас*

Кириленко Ю. И. – студент группы ТБГД-14 Касьяненко А. Л. – к.т.н., доц. (научный руководитель) (ГОУ ВПО «Донецкий национальный технический университет», г. Донецк) kas@mine.donntu.org

80

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

сив пород почвы рассматривается как однородный и изотропный, при наличии прочных слоёв в текстуре пород почвы меняется характер их деформирования, что не учтено в существующих методиках расчета их устойчивости. Повышение прочности пород приводит к увеличению размеров породных фрагментов. При наличии в текстуре пород почвы прочного слоя, даже небольшой мощности меняется характер деформирования почвы выработки [4,5]. В таких условиях производить механизированную поддирку весьма сложно, поэтому ее темпы снижаются в 4 – 5 раз, а энергозатраты на разрушение растут. При этом пороговая прочность для механизированной поддирки составляет σсж > 60 МПа [6,7]. Выше этого предела породы разрушаются БВР, что требует применения бурильного оборудования, ВВ, соблюдения режима БВР и т.п. Таким образом, проанализируем на предмет различия состава и прочности углевмещающих пород Донецко-Макеевского района Донбасса для глубин более 1000 м. Для этого воспользуемся сведениями о составе пород угленосных свит среднего карбона, используя источники [8,9] и планы горных выработок угольных шахт, данные сведем в таблицы 1,2. Таблица 1 – Литологический состав угленосных свит среднего карбона в Донецко-Макеевском районе Донбасса

Свита С1 2 C2 2 C3 2 C4 2 C5 2 C6 2 C7 2

Буквенный индекс F G H J K L M

Литологический состав, % Аргиллиты и Песчаники Известняки алевролиты 78 19,7 2,0 79 19,9 0,6 64 33 0,9 65 33 1,3 60 36 2,2 69 25 3,5 70 27 2,1

Уголь 0,3 0,5 2,1 0,7 1,8 2,5 0,9

Из данных табл. 1 видно, что в Донецко-Макеевском районе Донбасса вмещающие породы разрабатываемых угольных пластов встречаются в следующем составе: аргиллиты и алевролиты – 69,3% случаев, песчаники – 27,7% случаев, известняки – 1,8% случаев. Таким образом, исходя из табл. 2, основываясь на средних значениях прочности пород, механизированную поддирку можно производить, преимущественно, в алевролитах и аргиллитах с σсрсж<60 МПа, а поддирку при помощи БВР – в песчаниках, и известняках с σсрсж>60 МПа.

81

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

Таблица 2 – Значение прочности на одноосное сжатие углевмещающих пород в Донецко-Макеевском районе Донбасса

Порода Аргиллиты Алевролиты Песчаники Известняки

Статистические показатели прочности* σminсж σmaxсж σсрсж ∆σсрсж ∆ 7,4 57,8 39,8 10,2 36,9 23,4 85,0 58,1 15,3 35,7 41,8 138,6 83,7 25,3 29,5 38,1 193,0 121,3 45,8 42,7

где σminсж – минимальная прочность породы, МПа; σmaxсж – максимальная прочность породы, МПа; σсрсж – среднее значение прочности породы, МПа; ∆σсрсж – среднее квадратичное значения прочности породы, МПа; ∆ - коэффициент вариации, %. *

На следующем этапе проанализируем данные о составе, мощности, прочности и частоте встречаемости первого, второго и третьего слоёв в текстуре пород почвы угольных пластов. В табл. 3. представлены результаты обработки исходной информации о первом слое в текстуре пород почвы угольных пластов ДонецкоМакеевского района Донбасса. Таблица 3 – Показатели мощности угля и пород, залегающих первым слоем в текстуре почвы угольных пластов Донецко-Макеевского района Донбасса

Слой пород Уголь Аргиллиты Алевролиты Песчаники Известняки

Число скважинопластов 701 71 491 97 42

% общего кол-ва 100 9,3 73 13 4,7

Статистические показатели** mmin

mmax

mср

∆mср

∆

0,5 0,7 0,6 0,9 1,3

2,95 11 36 25 11,3

1,1 2,2 5,2 8,3 4,71

0,47 2,2 5,5 7,6 2,37

42,3 100 104 91 50,4

где mmin - минимальная мощность слоя, м; mmax – максимальная мощность слоя, м; mср – среднее значение мощности слоя, м; ∆mср – среднее квадратичное отклонение, м; ∆ - коэффициент вариации,%. **

Как видно из табл. 3, в текстуре пород почвы первым слоем в 73 % случаев представлены алевролитами, их мощность варьируется от 0,6 до 36 м (средняя мощность составляет 5,2 м); аргиллит встречается в текстуре пород почвы первым слоем в 9,3% случаев, его мощность варьируется от 0,7 до 11 м (средняя мощность составляет 2,2 м). В остальных 17,7 %

82

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

случаях первым слоем в текстуре пород почвы встречаются песчаники и известняки. Таким образом, в 82,3 % случаев в текстуре пород почвы первым слоем будут выступать аргиллиты и алевролиты, что в случае их выдавливания в полость выработки, дает возможность применения механизированной поддирки. Проанализируем, с помощью гистограммы (рис. 1), на предмет частоты встречаемости мощностей первого слабого слоя в текстуре пород почвы из алевролитов, аргиллитов, с группированием каждой статистической совокупности по интервалам мощности слоя.

а)

n, %

б)

m, м

n, %

m, м

Рисунок 1 – Гистограммы распределения частоты встречаемости (n) в текстуре пород почвы слабого слоя мощностью (m), представленного: а – аргиллитами, б – алевролитами

Из рис. 1,а видно, что мощность аргиллита в 5 % случаев составляет 0,7 – 1,0 м, для мощности 1,0 – 1,5 м – 7% случаев, для мощности 1,5 – 2,0 м – 6 % случаев, для мощности 2,0 – 2,5 м – 5 % случаев, остальные 77 % с мощностью свыше 2,5 м. Из рис. 1,б видно, что мощность алевролита в 7 % случаев составляет 0,6 – 1,0 м, для мощности 1,0 – 1,5 м – 15 % случаев, для мощности 1,5 – 2,0 м – 13 % случаев, для мощности 2,0 – 2,5 м – 15 % случаев, остальные 50 % случаев мощность более 2,5 м. Таким образом, в текстуре пород почвы мощность первого слоя не превышает 2,5 м в 23 % случаев для аргиллитов и 50 % случаев для алевролитов. В табл. 4 представлены результаты показателей мощностей второго слоя, залегающего непосредственно под первым слоем в текстуре пород почвы угольных пластов. По аналогии, также как для первого слоя пород, сгруппируем распределения частоты встречаемости мощностей для второго слоя прочных пород песчаника и известняка, с помощью гистограмм, изображенных на рис. 2.

83

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

Таблица 4 – Показатели мощности второго слоя в текстуре пород почвы угольных пластов в Донецко-Макеевском районе Донбасса

Слой пород Аргиллиты Алевролиты Песчаники Известняки

а)

n, %

% общего кол-ва 13 55 30 2

Статистические показатели** mmin 0,5 0,6 0,75 0,25

б)

m, м

mmax 16,2 25 50,2 5,6

mср 2,31 5,06 8,55 2,9

∆mср 2,45 4,63 9,8 0,8

∆, % 106 91,4 115 24

n, %

m, м

Рисунок 2 – Гистограммы распределения частоты встречаемости (n) в текстуре пород почвы второго прочного слоя мощностью (m), представленного: а – песчаниками, б – известняками

Как видно из данных табл. 4, в 32 % случаев второй слой в текстуре пород почвы представлен: в 30 % – песчаниками, в 2 % – известняками. При этом мощность песчаника изменяется 0,75 – 50,2 м, известняка – от 0,25 до 5,6 м. Из рис. 2,а видно, что мощность песчаника в 10 % случаев составляет 0,75 – 1,0 м, для мощности 1,0 – 1,5 м – 5 % случаев, для мощности 1,5 – 2,0 м – 6 % случаев, для мощности 2,0 – 2,5 м – 9 % случаев, остальные 70 % – мощность свыше 2,5 м. Как видно из рис. 2,б, в 11 % случаев мощность известняка составляет 0,25 – 1,0 м, для мощности 1,0 – 1,5 м – 8 % случаев, для мощности 1,5 – 2,0 м – 10 % случаев, для мощности 2,0 – 2,5 м – 33 % случаев, остальные 38 % это мощность свыше 2,5 м. Таким образом, мощность второго прочного слоя, залегающего под первым слоем в текстуре пород почвы, не превышает 2,5 м в 30 % случаев для песчаников и 62 % случаев для известняков. Третьим слоем почти 80 % случаев идут также алевролиты и аргиллиты [8,9]. В остальных же 20 % случаев в текстуре пород почвы угольных пластов залегают песчанистые сланцы и песчаники.

84

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

В табл. 5 представлены итоговые данные о частоте встречаемости слоёв в текстуре пород почвы угольных пластов Донецко-Макеевского района Донбасса. Таблица 5 – Частота встречаемости слоёв в текстуре пород почвы угольных пластов Донецко-Макеевского района Донбасса

Породы второго слоя в текстуре почвы Породы первого слоя ср <60 МПа) («слабый слой» σсж в текстуре почвы – случаев встречаемости, % Аргиллиты – Алевролиты – из  общих –

11,3 88,7 82,3

ср («прочный слой» σсж >60 МПа)

Песчаник

Известняк

Процент чередования в почве, % 68 7,7 60,3 56

30 3,4 26,6

2 0,2 1,8 26,3

Проанализировав данные таблиц 2 – 5 можно сделать вывод, что с глубины разработки 1000 м: в 82,3 % случаев в текстуре пород почвы первым слабым слоем представлены – алевролиты (σсрсж≈40 МПа) и аргиллиты (σсрсж≈60 МПа); в 32 % случаев вторым прочным слоем представлены – песчаники (σсрсж≈80 МПа) и известняки (σсрсж≈120 МПа); третий слой в 80% случаев представлен слабыми породами (алевролитами или аргиллитами). Суммарная мощность первых двух слабых и прочных слоёв в текстуре пород почвы в 26,3% случаев не превышает 2,5 м, что показано на рис. 3. АР, АЛ – слои «слабых» пород аргиллита, алевролита; П, И – слои «прочных» пород песчаника, известняка; – область чередования «слабых» и «прочных» слоёв до глубины 2,5 м, составляет 26,3%. Рисунок 3 – Чередование «прочных» и «слабых» слоёв в текстуре пород почвы угольных пластов Донецко-Макеевского района Донбасса

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

85

Из этого следует, что в 26,3 % случаев в непосредственной близости от контура выработки в текстуре пород почвы встречается прочный слой и в зависимости от сочетания и характеристик слоёв в текстуре пород почвы механизм проявления деформирования пород почвы горных выработок будет существенно отличатся. При его деформировании меняется характер выдавливания происходит большими породными фрагментами в полость выработки [10 – 12]. Это приводит к невозможности производить механизированную поддирку, темпы её снижаются, а энергозатраты на разрушение растут, увеличивая при этом долю затрат на ценообразование угля. В связи свыше изложенным, обеспечить устойчивость пород почвы, представляется возможным путем использования несущей способности прочного слоя пород, находящегося в почве выемочной выработки, что позволит, уменьшить затраты, связанные с ремонтом по поддирке пород почвы, сохранением эксплуатационного сечения выработки, повысит безопасность работ. Библиографический список 1. Задачи Министерства угля и энергетики Донецкой Народной Республики [Электронный ресурс]: Официальный сайт Министерства угля и энергетики Донецкой Народной Республики – Режим доступа: http://mintekdnr.ru/index/zadachi_ministerstva/0-12 - Загл. с экрана. - 14.05.2018.

2. Касьяненко, А. Л. Обеспечение устойчивости пород почвы выемочных выработок при наличии в их текстуре прочных слоев : автореф. дис. … канд. техн. наук : 25.00.22 / Касьяненко Андрей Леонидович. – Донецк, 2017. - 18 с.

3. Развитие теоретических основ управления геомеханическим состоянием дискретного породного массива для обеспечения устойчивости подготовительных выработок глубоких шахт [Текст] : отчет о НИР (заключ.) / ГВУЗ ДонНТУ; рук. С.В. Подкопаев; исполн.: Г.И. Соловьёв [и др.]. – Донецк, 2012. – 322 с. – Госрег. № 0111U002118.

4. Геомеханика нагружения крепи очистных и подготовительных выработок в слоистом массиве слабых пород: Монография / Бондаренко В. И. [и др.] – Днепропетровск: ООО «ЛизуновПресс», 2012.– 236 с.– ISBN 978-966-2575-13-2.

5. Снигур, В. Г. Закономерности пучения пород почвы пластовых выработок [Текст] / В. Г. Снигур // Уголь Украины. – 2014. – №7. – С. 3–5.

6. Механизация проведения выработок в крепких породах / Т. В. Мицык [и др.]

– М.:«Недра», 1977.– 335 с.

7. Медведев, И. Ф. Механизация проведения горных выработок в крепких породах / И. Ф. Медведев, А. А. Фещенко, С. И. Одинец – М.:«Недра», 1982. – 166 с.

8. Методика разведки угольных месторождений Донецкого бассейна / Коллектив авторов. – М.: «Недра», 1972. – 340 c.

9. Каталог шахтопластов Донецкого угольного бассейна с характеристикой горно-геологических факторов и явлений. – М.: ИГД им. А.А. Скочинского, 1982. – 267 с.

86

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

10. Касьяненко, А. Л. Обеспечение устойчивости подготовительных выработок в условиях шахты им. Е. Т. Абакумова ГП «ДУЭК» [Текст] / А. Л. Касьяненко, П. В. Загородько, А. П. Тимохин // Совершенствование технологии строительства шахт и подземных сооружений. Сб. научн. трудов.– Донецк: «Норд – Пресс», 2010. – Вып. 16. – С. 49-51.

11. Особенности выдавливания прочной почвы конвейерного штрека в условиях пласта m3 шахты им. Е.Т. Абакумова [Текст] / Соловьев Г. И. [и др.] // Наукові матеріали XIV-ї Міждародної конференції «Х Szkola geomechaniki». – Глівіце -Устронь, 2011. – С.219-231.

12. Kasyanenko, A. Study of floor heaving in the mine working of а coal mine by monitoring method [Текст] / A. Kasyanenko, G. Solovyov, R. Yastremskiy // 2nd International Scientific Meeting: State And Trends Of Civil Engineering GTZ 2012 and 2nd Conference GEO-EXPO 2012 – Tuzla, June 07-09, 2012. – pp. 549-556. – ISBN 978-9958-628-16-0

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

87

КОМПЬЮТЕРНАЯ АНИМАЦИЯ ГОРНЫХ РАБОТ НА УГОЛЬНЫХ ШАХТАХ Корниенко И.М., Сидяченко О.А., Скаженик В.Б.* 3D моделирование горных работ на угольных и рудных месторождений с помощью программ AutoCAD, Blender и др. новое, но получившее широкое распространение и практическое применение направление. Моделирование в горнодобывающей отрасли является важным элементом всего технологического процесса, так как оно позволяет обеспечить эффективное функционирование горнодобывающих объектов в условиях конкурентной среды. В горном деле в силу невозможности проведения натурных экспериментов трехмерная модель может обеспечить имитацию различных условий разработки и многовариантное формирование возможных сценариев разработки с учетом изменчивости условий во времени, а также для различной степени неопределенности исходных данных. Цель данного исследования – анализ возможных подходов к созданию анимационных моделей производственных процессов угольных шахт и реализация моделей очистных и подготовительных работ. Идея работы заключается в повышении эффективности разработки угольных месторождений на основе компьютерной визуализации горных работ. В мировой практике с целью пространственной визуализации горных процессов создаются модели, подобные представленной на слайде. Здесь мы можем увидеть шахтное хозяйство, сеть горных выработок, а также подвигание очистного забоя. В последнее время фирмы-производители горно-шахтного оборудования воссоздают точную копию своей продукции и технологических процессов с целью демонстрации возможностей. Такого рода видео обеспечивает возможность более эффективно воспринимать информацию о горных работах, понимать их специфику и нюансы. На кафедре «Управление производством» активно развивается 3D моделирование в горном деле. Студенты учатся создавать статические модели сети горных выработок различных шахт при помощи стандартных *

Корниенко И.М., Сидяченко О.А. – студенты гр. РПМ-13в Скаженик В.Б.– к.т.н., доц. (научный руководитель) (ГОУ ВПО «Донецкий национальный технический университет», г. Донецк)

88

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

CAD систем (AutoCAD) и специализированного программного обеспеченья «Шахта3Д». Нами была разработана анимация производственных процессов. Для этого использовалась программа Blender.

Blender – один из самых многофункциональных бесплатных 3D редакторов. Редактор умеет практически всё что нужно, а именно: создавать модели и анимацию, текстурирование, освещение, предлагает различные материалы. Компьютерная анимационная модель производственных процессов угольных шахт включает модели основных объектов очистных и подготовительных работ:      

Очистной комбайн; Секции крепи механизированного комплекса; Скребковый конвейер; Проходческий комбайн; Элементы крепления горной выработки; Рельсовый путь, вагонетка и др.

Разработанные сценарии позволяют визуализировать во времени и пространстве работу в очистном и проходческом забое, имитировать процессы ремонта горных выработок (рис. 1, 2).

Рисунок 1 – Сопряжение лавы с откаточным штреком

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

89

Рисунок 2 – Модель проходческих работ

Основными этапами моделирования являются: Моделирование объектов Создание простых анимаций Подготовка локаций Финальная анимация Рассмотрим все этапы работы на примере моделирования проходческого комбайна КСП-32.Объект «КСП-32» для удобства построения был условно разбит на несколько узлов: корпус; стрела; стол; механизм передвижения. На основе построенной модели были созданы простейшие анимации, такие как:  вращение исполнительного органа;  подъем и поворот стрелы;  загребание лап. Предполагается дальнейшее развитие системы: Разработка интерактивных моделей с целью моделирования различных сценариев производственных процессов.

90

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

При развитии системы имеется принципиальная возможность моделирования отдельных операций, выполняемых персоналом на конкретных рабочих местах. Печать на 3D принтере макетов модели с целью иллюстрации сети горных выработок и элементов технологии горных работ (отдельные элементы печати представлены на макете) Построенные модели позволяют визуализировать в пространстве и времени горные работы на шахте, что создает предпосылки для совершенствования принимаемых решений. Наличие аналогичных моделей для различных технологий добычи угля позволит перевести обучение студентов горных специальностей на качественно новый уровень.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

91

УДК 622.268.6.001.57

АНАЛИЗ СУЩЕСТВУЮЩИХ МЕТОДОВ БОРЬБЫ С ВНЕЗАПНЫМИ ВЫБРОСАМИ В УСЛОВИЯХ ОП «ШАХТА ХОЛОДНАЯ БАЛКА» ГП «МАКЕЕВУГОЛЬ» И В МИРОВОЙ ПРАКТИКЕ Кукота М.В., Гомаль И.И.* Рассмотрены причины возникновения внезапных выбросов угля, породы и газа на горнодобывающем предприятии. Установлены наиболее действенные и применяемые способы по их предотвращению и обеспечению безопасного труда рабочих

В настоящее время борьба с выбросами метана и горной массы – одна из актуальнейших проблем обеспечения безопасных условий труда горнорабочих на шахтах. В последние годы в результате интенсификации угледобычи за счет технического перевооружения угольной промышленности и внедрения высокопроизводительных горных машин при всех усложняющихся горногеологических и горнотехнических условиях резко увеличилась газообильность шахт, что приводит к повышенной опасности выбросов угля и необходимости более строгого контроля мер предотвращения аварийных ситуаций на горнодобывающем предприятии. В результате совокупного действия горного давления и давления газа в призабойной части угольного пласта формируется выбросоопасная ситуация, которая характеризуется состоянием неустойчивого соотношения сил, развязывающих внезапный выброс, и сил, препятствующих возникновению внезапного выброса. Задачей работы является рассмотрение применяемых в мировой практике, а также в условиях шахты «Холодная Балка» методов по борьбе с внезапными выбросами. Академику А.А. Скочинскому принадлежит наиболее точное определение явления внезапных выбросов угля, породы и газа: «Внезапным выбросом считается явление лавинонарастающего смещения угля или породы под действием горного давления и заключенного в массиве газа, сопровождающееся динамическим эффектом с отбросом горной массы и *

Кукота М.В. –студент группы РПМ-15 Гомаль И.И. – к.т.н., проф. (научный руководитель) (ГОУ ВПО «Донецкий национальный технический университет», г.Донецк) ivan.gomal.77@mail.ru

92

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

тонким ее измельчением, значительным выделением газа в короткое время и образованием характерной полости в пласте» [1]. Необходимость точного определения внезапного выброса угля, породы и газа была вызвана тем, что динамические явления, возникающие в различных горнотехнических и горно-геологических условиях, различаются как по физической сущности процессов их образования и развития, так и по степени тяжести последствий. Поэтому направления исследований в этой области, в том числе методы прогнозирования и борьбы с такими явлениями, также являются различными. Для ликвидации выбросоопасной ситуации достаточно выполнить одно из следующих условий: – уменьшить напряженное состояние угольного массива (снизить коэффициент концентрации напряжений в призабойной зоне до величины, при которой невозможно его быстрое разрушение); – снизить давление газа в пласте; – изменить свойства пласта, от которых зависит формирование выбросоопасной ситуации: повысить пластические свойства угля, увеличить или уменьшить газопроницаемость пласта. Исходя из основных положений, на основе мирового опыта в горнодобывающей промышленности были разработаны, успешно протестированы и взяты на вооружение, горными предприятиями, следующие основные способы по предупреждению и борьбе с внезапными выбросами угля, породы и газа: отработка защитных пластов; гидрорыхление пласта; бурение опережающих скважин и образование полостей; автоматизированный прогноз газодинамических явлений. Рассмотрим ниже приведенные методы. Отработка защитных пластов Защитным считается такой пласт (пропласток, слой породы), опережающая разработка которого обеспечивает полную безопасность в отношении внезапных выбросов на защищаемом пласте свиты или частичную разгрузку от горного давления, облегчающую выполнение других способов борьбы с внезапными выбросами. Защите подлежат угольные пласты, опасные и угрожаемые по внезапным выбросам угля и газа, пласты (слои) выбросоопасных песчаников, по которым проводятся горные выработки. Механизм защитного действия заключается в том, что по мере отработки защитного пласта вслед за выемкой угля развиваются деформации упругого восстановления, упругого последействия и обратной ползучести вмещающих пород, сопровождающиеся расслоением (обрушением) пород

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

93

кровли и приводящие к изменению напряженного состояния горного массива, в том числе находящихся в зоне влияния угольных пластов. Если разработка защитного пласта приведет к такому изменению напряженности находящегося в зоне влияния защищаемого выбросоопасного пласта, которое обеспечит рост газопроницаемости и, как следствие, эффективную дегазацию, выбросы угля и газа будут предотвращены. Защитные могут быть не только угольные пласты, но и пропластки и породные слои. Если все пласты в свите потенциально выбросоопасные, то в качестве защитного принимается пласт наименее опасный и наиболее перспективный с точки зрения защиты, отрабатываемый как одиночный с применением необходимого комплекса противовыбросных мероприятий. Отработку защитного пласта необходимо производить без оставления целиков и участков угольного массива в выработанном пространстве [2]. Гидрорыхление угольного пласта Применение локальной обработки выбросоопасного пласта в режиме рыхления имеет целью нарушение структуры пласта под действием воды, нагнетаемой под высоким давлением. Гидрообработка пласта идет через ряд скважин, пробуренных на зону максимальных напряжений таким образом, чтобы обработанная призабойная зона пласта была непрерывной и имела ширину, достаточную для выполнения нескольких технологических циклов, а также для неснижаемого опережения. В обработанной зоне снижается величина напряжений, увеличивается расстояние от забоя до зоны максимальных напряжений. Свободный газ вытесняется вследствие поршневого действия воды. Гидравлическое рыхление воздействует, главным образом, на изменение структуры и выравнивание напряженно-деформированного состояния пласта. Одновременно изменяется режим газовыделения. Основными условиями применения гидрорыхления являются такие природные характеристики пласта, которые обеспечивают интенсивное поступление воды в угольный массив и равномерное ее распределение в пласте или в отдельных пачках, а также невозможность ее неожиданного прорыва через герметизатор или слабую пачку угля. Угольный массив считается обработанным, когда установится фильтрация воды, а затем и газа через угольный массив в призабойное пространство подготовительной или очистной выработки [2]. Бурение опережающих скважин и образование полостей Скважины, пробуренные из очистных и подготовительных забоев, предназначены для дегазации призабойной части пласта при свободном истечении газа. Для повышения эффективности дегазирующего действия

94

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

они бурятся увеличенного диаметра с таким расчетом, чтобы образовалась разгруженная зона, позволяющая увеличить радиус дегазирующего влияния скважины. Поэтому скважины, пробуренные из очистных и подготовительных забоев, по существу являются разгрузочно-дегазационными скважинами. Особенность работы разгрузочно-дегазационных скважин в призабойной области, где действуют технологические условия выбросоопасности, заключается в том, что скважины пересекают зоны с различным напряженным состоянием и, следовательно, с различной газопроницаемостью, поэтому газовыделение по длине скважин неравномерно. Основным условием применения разгрузочных дегазационных скважин является их расположение на расстоянии друг от друга, не превышающем радиуса эффективного влияния одной скважины, чтобы в плоскости пласта была образована непрерывная обработанная призабойная зона пласта. Разгружающее и дегазирующее влияние скважин проявляется не сразу, но достаточно быстро, чтобы к началу выполнения технологического цикла угольный массив оказался обработанным. По механизму воздействия на призабойную часть угольного массива образования опережающих полостей относятся к разгрузочнодегазационным скважинам, хотя технология бурения скважин и образования полостей различна. Полости применяются только в подготовительных забоях по технологическим соображениям. Полости, также как и скважины, пересекают разгруженную зону угольного пласта, затем зону максимальных напряжений и внедряются в угольный массив, где напряженное состояние снижается до уровня природных напряжений [2]. Автоматизированный прогноз газодинамических явлений С увеличением глубины разработки угольных месторождений возрастает опасность катастрофических проявлений горного давления в виде внезапных выбросов угля, газа, породы. Наиболее технологичными и физически обоснованными являются нормативные способы прогноза, основанные на использовании акустических колебаний, как носителей информации о напряженном состоянии породного массива. Эти способы реализуются в ДНР с помощью системы акустического контроля массива горных пород и прогноза динамических явлений (далее — система СА КСМ). В основе работы системы СА КСМ лежит непрерывный анализ отношения амплитуды высших и низших частот регистрируемых акустических колебаний и сравнение полученных величин с некоторым критическим значением.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

95

Система СА КСМ При использовании мировых достижений по борьбе с газодинамическими явлениями, в Донбассе была разработана система акустического контроля массива горных пород и прогноза динамических явлений СА КСМ. Система СА КСМ позволяет осуществлять: – прогноз всех видов динамических явлений: удароопасности и выбросоопасности, внезапных выдавливаний угля, разрушения пород почвы с интенсивным газовыделением; – прогноз геологических нарушений впереди забоя; – контроль безопасности бурения скважин на склонных к внезапным выбросам угольных пластах; – оценку эффективности мер предотвращения газодинамических явлений (ГДЯ); – контроль состояния призабойной части массива горных пород; – определение параметров напряженно-деформированного состояния массива горных пород; – контроль технологических процессов в очистных и подготовительных забоях. По каждой из перечисленных задач разработаны алгоритмы обработки и анализа искусственных акустических сигналов. Схема их реализации общая: регистрация акустического сигнала, возбуждаемого воздействием на массив горного оборудования, передача его на поверхность, обработка и анализ программными средствами. Физическими основами прогноза ГДЯ служит связь параметров спектра искусственного акустического сигнала со слоистым строением углевмещающих пород и развитием межслоевых деформаций, установленный характер развития межслоевых деформаций и возвратно-поступательные движения максимума опорного давления в движущемся забое. Алгоритмы и методы решения перечисленных задач прошли всестороннюю проверку в различных горногеологических условиях. Состав системы СА КСМ Система СА КСМ состоит из аппаратуры передачи акустического сигнала из забоя на поверхность (далее – АРАС) и персонального компьютера с программным обеспечением акустического контроля состояния массива горных пород (далее – АКМП) (рис. 1). Аппаратуру и программное обеспечение изготавливает и поставляет Межотраслевая научнотехническая лаборатория по разработке, изготовлению и внедрению автоматизированных систем МНТЛ РИВАС (г. Москва).

96

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

Рисунок 1 – Состав системы СА КСМ

Аппаратура АРАС состоит из геофона, переговорного устройства и наземного устройства. Геофон устанавливается на расстоянии 10 – 40 м от забоя горной выработки, он служит для преобразования упругих колебаний массива горных пород в электрический (далее — акустический) сигнал, его преобразование и передачу на поверхность по свободной двухпроводной линии связи. По этой же линии от наземного устройства поступает электропитание геофона. В подготовительной выработке геофон устанавливается в шпуре длиной до 0,7 м или на элементах анкерной крепи при условии жесткого соединения его чувствительной части с массивом горных пород. В очистном забое устанавливается по одному геофону в оконтуривающих горных выработках или на элементах крепи в забое на расстоянии до 40 м от сопряжения с оконтуривающими выработками. Переговорное устройство обеспечивает связь забоя с оператором, обрабатывающим акустические сигналы. Переговорное устройство используется также при ликвидации неисправности линий передачи акустического сигнала и как дополнительная независимая связь с забоем. Высокий уровень автоматизации программы АКМП позволяет контролировать её работу на нескольких шахтах в одном пункте, снижая количество обслуживающего персонала. Заключение о состоянии массива горных пород и опасности динамических явлений выдается автоматически, что не требует специальной подготовки операторов, занятых на обра-

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

97

ботке акустических сигналов. Сообщение о безопасном состоянии забоя считается штатным и на печать не выдается. Сообщение об опасном состоянии забоя на печать выдается автоматически с одновременным извещением технических руководителей шахты. Основными преимуществами системы СА КСМ служат: – высокий уровень не только сбора и обработки акустической информации, но и принятия решения о состоянии массива горных пород, не зависящие от субъективного фактора; – текущий прогноз всех видов динамических явлений; – непрерывный контроль массива горных пород в активных забоях, представляющих наибольшую опасность по газодинамическим и динамическим явлениям; – прогноз геологических нарушений, которые с увеличением глубины отработки угольных месторождений представляют основную опасность по динамическим явлениям; – регистрация акустических сигналов, дополнительная связь забоя с поверхностью осуществляется независимо от шахтной сети энергоснабжения [3]. Применение системы СК КСМ в реальных условиях На шахтах Донбасса методы акустического контроля массива горных пород и прогноза ГДЯ применяются более 15 лет, в том числе на шахтах им. А. А. Скочинского и «Холодная Балка», разрабатывающие особо выбросоопасные угольные пласты h6в и h10в . О степени опасности угольных пластов свидетельствуют следующие факты: в совокупности на обеих шахтах в период 2000-2010 г.г. при сотрясательном взрывании в нишах ежегодно происходило от 12 до 83 выбросов и микровыбросов угля и газа. Для уменьшения вероятности возникновения чрезвычайной ситуации, при диагностировании возможного выброса, в предполагаемом месте бурят шпуры и производят подрыв ВВ в режиме сотрясательного взрывания [4]. Выводы 1. Вследствие возрастания глубины разработки увеличивается потенциальная опасность угольных шахт по газодинамическим явлениям, вследствие чего создается риск завала выработки с людскими жертвами и причинение высоких материальных убытков; заполнения выработки газами, взрыв которых может спровоцировать поднятие угольной пыли и ее последующую детонацию.

98

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

2. Для ликвидации возможного выброса достаточно выполнить одно из следующих условий: уменьшить напряженное состояние угольного массива; снизить давление газа в пласте; изменить свойства пласта.

3. В условиях ОП «Шахта Холодная Балка» ГП «Макеевуголь» помимо системы СА КСМ, также целесообразно применять гидрорыхление угольного пласта, которое будет весьма эффективным, благодаря простоте процесса и невысокой трудоемкости. Библиографический список 1. Большинский, М. И. Теория внезапных выбросов угля, пород и газа / М. И. Большанский. – ЦБНТИ МУП УССР, 1993. – 208 с.

2. Методы и средства прогноза и предотвращения газодинамических явлений в угольных шахтах. Расследование и предотвращение аварий на угольных шахтах / Брюханов А. М. [и др.]. Т. 3. – Донецк: Вебер, 2007. – 692 с.

3. Смирнов, О. В. Прогноз геологических нарушений по параметрам акустического сигнала / О. В. Смирнов, А. И. Кулик, Е. А. Лапин // Уголь. – 2015 – №11 – С. 76-79.

4. Испытания автоматизированной системы акустического контроля / Копылов К. Н. [и др.] // Уголь. – 2015. – №7. – С. 44-48.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

99

УДК 622.267

ИССЛЕДОВАНИЕ НАПРЯЖЕННО-ДЕФОРМИРОВАННОГО СОСТОЯНИЯ ГОРНЫХ ПОРОД ПРИ АНКЕРОВАНИИ ПОЧВЫ ПОДГОТОВИТЕЛЬНОЙ ВЫРАБОТКИ Манухин С.В., Склепович К.З.* Приведены результаты математического моделирования напряженнодеформированного состояния массива горных пород вокруг подготовительной выработки при анкеровании почвы

Одной из главных причин ремонта и полного перекрепления подготовительных выработок, непосредственно примыкающих к очистным забоям, является поднятие почвы [1]. Это приводит к снижению скорости подвигания очистных забоев и повышению себестоимости добычи угля. С увеличением глубины разработки более 900 м эта проблема становится особенно острой, а поднятие почвы происходит практически в каждой участковой выработке [2]. Поэтому необходимо ещё на стадии проектирования проведения подготовительной выработки обосновать целесообразность применения эффективного способа борьбы с поднятием почвы. Цель работы: на основании математического моделирования массива горных пород проанализировать напряжения и деформации в почве подготовительной выработки. Для достижения цели работы поставлены следующие задачи: – составить методом конечных элементов в программном комплексе «Лира» модель массива пород с установленными в почву выработки сталеполимерными анкерами; – выполнить анализ напряженно-деформированного состояния пород почвы подготовительной выработки примыкающей к очистному забою; – сравнить полученные результаты моделирования способа по предотвращению пучения с шахтными замерами поднятия почвы в 113 конвейерном уклоне пласта l6 шахты «Должанская-Капитальная» ООО «ДТЭК Свердловантрацит». Для исследования напряженно-деформированного состояния массива горных пород в окрестности подготовительной выработки использова*

Манухин С.В. – студент гр. ГИ-13 Склепович К.З. – к.т.н., доцент (ГОУ ВПО ЛНР «ДонГТУ», г. Алчевск, skz14d@mail.ru)

100

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

но численное математическое моделирование массива горных пород методом конечных элементов с помощью многофункционального программного комплекса «Лира», что позволило детально проанализировать полученные данные распределения напряжений и деформаций при сталеполимерном анкеровании почвы. Объемная модель углепородного массива составлена по горногеологическим условиям отработки пласта l6 шахты «ДолжанскаяКапитальная» ООО «ДТЭК Свердловантрацит» (рис. 1).

1 – направление подвигания лавы; 2 – массив угля; 3 – обрушенные породы; 4 – отработанное пространство до осадки кровли; 5 – подготовительная выработка

Рисунок 1 – Схема объемной математической модели углепородного массива, м

101

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

Размеры модели 1100×183×1340 м. Модель состоит из подготовительной выработки арочного сечения, шириной 4,2 м и высотой 3,15 м; очистного забоя длиной 245 м; выработанного пространства (303 м) с одной стороны лавы и массива угольного пласта с другой стороны (548 м). За первой лавой выработка охраняется целиками и в дальнейшем будет использоваться повторно в качестве вентиляционной для следующей лавы. Технология анкерования почвы соответствует патенту разработанному в ДонГТУ [3]. Сталеполимерные анкеры установлены в почву выработки через отверстия, просверленные в шпалах рельсового пути, что дополнительно препятствует поднятию почвы (рис. 2). Длина анкеров 2,0 м, расстояние между анкерами вдоль оси выработки – 0,7 м. т, м

Z, м

9.5

f

6

X, м

Рисунок 2 – Схема распределения элементов (часть модели) вокруг выработки с установленными анкерами в почве и структурная геологическая колонка боковых пород

Длина модели вдоль выработки 183 м, что равняется пяти шагам оседания пород кровли; глубина ведения горных работ 1040 м. Модель состоит из 163415 универсальных пространственных изопараметрических 68-узловых конечных элементов. На граничные узлы модели наложены связи: на боковые грани по оси X и Y, а на нижние грани ещё и по оси Z.

102

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

Математическую модель в ПК «Лира» рассчитали с помощью расчетно-графической системы «МОНТАЖ плюс», которая позволяет моделировать процесс пошагового построения модели. Вычисление модели выполняли в четыре «шага»: – монтаж всех элементов модели и добавление элементам собственного веса пород; – демонтаж элементов модели, которые относятся к подготовительной выработке; – монтаж элементов анкерной крепи в сочетании со шпалами рельсового пути; – демонтаж элементов пласта угля, что имитирует подвигание лавы на шаг осадки пород. Количество шагов вычисления модели должно совпадать с количеством загрузок. Для этого в качестве первой загрузки выступает загрузка элементов под собственным весом пород, дальнейшие загрузки модели назначаются в виде незначительных нагрузок на узлы модели. Элементы анкерной крепи и шпалы рельсового пути задаются в ПК «Лира» с помощью стержневых конечных элементов. На рис. 3 приведены величины поднятия пород почвы по сечениям на расстоянии от лавы и соответствующие им эпюры вертикальных напряжений, а на рис. 4 распределение вертикальных напряжений по ширине почвы вдоль всей длины выработки. Увеличение напряжений в почве выработки наблюдаются большей частью на участке – 40 м - +10 м относительно лавы. На основании анализа вышеприведенных графиков можно сделать вывод о том, что растягивающие напряжения в верхнем слое почвы выработки достигают своего максимального значения 12 МПа на расстоянии приблизительно 15 м после прохода лавы. И как следствие, в этом месте (– 15 м) происходит максимальное поднятие почвы 325 мм. Наибольшие напряжения наблюдаются со стороны лавы, что свидетельствует о повышенном уровне интенсивности поднятия пород именно с этой стороны. На шахте «Должанская-Капитальная» в 113 конвейерном уклоне пласта l6 не применяют способы по предотвращению поднятия почвы, а лишь выполняют мероприятия по ликвидации последствий пучения - подрывку почвы. Согласно шахтным замерам суммарное поднятие почвы в 113 конвейерном уклоне достигает 1300 мм и для сохранения сечения выработки подрывку выполняют вручную не менее 3-х раз.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

а)

Nz, МПа

h, мм

б)

Nz, МПа

h, мм

103

N z3 N z4 N z1 N z2

в)

Nz, МПа

N z5 N z6

h, мм

Рисунок 3 – Вертикальные напряжения (Nz) и величина поднятия пород почвы (h) подготовительной выработки на расстоянии относительно линии очистного забоя: а – на расстоянии 15 м впереди лавы (+15 м); б - на линии очистного забоя (0 м); в – на расстоянии 15 м после прохода лавы (–15 м)

Вертикальные напряжения, МПа

104

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

Nz 3

Nz 4

Nz 2

Nz 5

Nz 1

Nz 6 Расстояние до лавы, м

Рисунок 4 – График распределения вертикальных напряжений по ширине почвы (в верхнем слое), вдоль подготовительной выработки

Вывод Методом математического моделирования был выполнен анализ напряженно-деформированного состояния массива горных пород в окрестности подготовительной выработки с упрочнением почвы сталеполимерными анкерами; установлены величины и участки наибольших напряжений и деформаций пород вдоль и по ширине подготовительной выработки. Применение анкерования почвы, согласно патента [3], позволит уменьшить величину поднятия почвы в 4 раза, что приведёт к снижению затрат на поддержание выработки и снижению себестоимости добычи угля. Библиографический список 1. Черняк, И. Л. Предотвращение пучения почвы горных выработок [Текст] / И.Л. Черняк. – М.: Недра, 1978. – 237 с.

2. Зборщик, М. П. Пути уменьшения выдавливания пород почвы в участковых выработках [Текст] / М. П. Зборщик. М. А. Ильяшов // Уголь Украины. – 2008. – №11.

– С. 13-17.

3. Патент № 47864 Україна, МПК (2009) E 21D 21/08. Анкерне кріплення підошви гірничих виробок, обладнаних рейковою колією [Текст] / Клішин М.К., Склепович К.З., Касьян С.І., Кізіяров О.Л. (Україна). – № U 2009 09373, заявл. 11.09.2009; опубл. 25.02.2010, Бюл. №4.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

105

УДК 622.268.6.001.57

ИССЛЕДОВАНИЕ ФИЗИКО-МЕХАНИЧЕСКИХ СВОЙСТВ И ПРОЦЕССОВ РАЗВИТИЯ НАРУШЕННОСТИ В НЕСУЩИХ СЛОЯХ ГОРНОГО МАССИВА Нескреба Д.А., Поляков П.И.* Работа связана с выполнением темы по изучению физико-механических свойств в условиях напряженного состояния природных материалов, таких как уголь, песчаник, различного рода аргиллитов и алевролитов. Идея состоит в установлении закономерностей разрушения слоистой системы горного массива после выемке ископаемого. В результате проведенных исследований установлено, что механические процессы, протекающие в горных породах различного литологического состава слоисто поровой структуры, при перераспределении нагрузки в условиях одноосного сжатия происходят с изменением физико-механических свойств. При этом процесс развития деформационного состояния находиться в нарушенности и оценивается в пределах напряженного состояния. Эта зависимость может быть использована для оценки механизма разрушения.

Развитие техники и технологий предполагает повышение качества к горнодобывающей промышленности. Трудности, с которыми сталкиваются инженеры в горнодобывающей отрасли, обусловлены тем, что в анализе прочностных свойств используются методы из физики твердого тела [1]. В современной физике давления различаются по диапазонам на низкие, средние, высокие и сверхвысокие давления. Проводя исследования в данном направлении, становиться очевидным, что диапазон давлений разрушения природных материалов находиться в пределе низких и средних что подтверждается многочисленными экспериментальными данными. Лабораторные испытания традиционно проводят при небольших давлениях, моделирующих напряженное состояние конкретного слоя в природном массиве. Такие работы дают в основном информацию о макропроцессах в исследуемом образце и поведение макротрещин. При давлениях превышающих низкие в физике твердого тела существует отклонение от закона Гука [2] , и как следствие проявление неупругих сил, связанных с фазовыми и полиморфными процессами, границы которых дают область средних давлений. Так называемые границы, разделяющие давления на: низкие, средние, высокие и сверхвысокие весьма приближены и по этому они не могут *

Нескреба Д.А. – инженер Поляков П.И. – доктор физ.мат. наук, профессор (ГУ «Институт физики горных процессов», г. Донецк)

106

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

быть приняты для исследуемых элементов природных материалов. Исследования структурных элементов слоистой структуры, необходимо начинать и оценивать с приблизительных физико-механических свойств каждого из слоев формирующих слоистую структуру. Дальнейшая работа проводилась в контейнере, принцип работы которого основан на смещении поршня [3]. Опыт предыдущих исследователей показывает, что при прессовании в такой камере порошкообразных образцов напряженное состояние описывается уравнением: σ1 ≥ σ2 = σ3, где σ1, σ2, σ3 – напряжения вдоль главных осей.[4] Особенностью такой конструкции является то, что при испытании в ней фракционного образца, камера работает в упругой области во всем диапазоне измеряемых давлений. Несколько иначе ведет себя изготовленный монолитный образец по отношению к фракционному (рис.2). Первые эксперименты, проводимые на образцах песчаника, показывают отличие процесса разрушения (рис.2). Говорить об упругих процессах при проведении такого рода экспериментах возможно только в условиях отсутствия сдвиговых компонент напряжений, т.е. в условиях гидростатического давления, когда влияние сил трения на границе исследуемого тела и передающего давления поршня пренебрежимо мало.[5]. Эксперимент на цельном образце песчаника наглядно можно рассмотреть на графике рис.2, на котором показано что на начальном этапе происходит разрушение, после чего происходит уплотнение материала и начинает постепенно проявляться упругая область разрушения, после прохождения отметки в 2 МПа в процессе развития нарушенности начинает проявляться относительно ступенчатое разрушение которое мы довели до 4,5МПа.

Рисунок 1 – Контейнер высокого давления [3]

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

107

Изготовленные монолитные образцы цилиндрической формы, с габаритными размерами, не превышающими размеров внутреннего канала сосуда, обрабатывались таким образом, что бы заполнить канал камеры на 95 – 99 %. Полученные результаты позволяли строить графические зависимости относительного изменения объема от приложенной нагрузки (рис.2). Е,% 14 12 10 8 6 4 2

34,7

34,6

34,8

34,8

34

34,4

33

33,3

32,3

31,6

31,2

31,1

30

30,2

29,8

29,6

28,8

27,2

0

20,7

0

Р,МПа

а)

б) а – график разрушения монолитного образца песчаника; б – график разрушения фракционного образца угля [3]

Рисунок 2 – Графические зависимости относительного изменения объема

от приложенной нагрузки: При выполнении построения графической зависимости можно отметить следующее: 1. Нагружение после касания поршня с образцом на начальном этапе сопровождается смещением поршня, но нагрузка на этом участке не растет, что говорит об отсутствии идеальной поверхности и присутствии сдвиговых компонент. Иными словами при изготовлении образца его поверхность имеет различного рода дефекты, которые неизбежно будут при любой механической обработке.

2. Проявление упругой составляющей по видимому, происходит после уплотнения поверхностных дефектов образца, и находиться в пределе от 15 МПа до 20 МПа.

3. Отметить так же стадийность процесса развития нарушенности, т.е. присутствует ступенчатое разрушение.

4. Прилагать на образец очень высокие давления не имеет смысла, это связано с тем, что исследуются свойства, матерела при усилиях экви-

108

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

валентных перераспределившейся нагрузке после выемки ископаемого в природном массиве. Вывод Выполненная работа по изучению физико-механических свойств в условиях напряженного состояния природных материалов выполнена используя методы заложенные еще в работе Брижмена. Развитие нарушенности монолитных образцов в камере показывает нам относительную не линейность происходящего процесса, который протекает как ступенчатое разрушение. Такое разрушение начинается при относительно небольших давлениях, которое достаточно затруднительно фиксировать, чаще всего этот процесс рассматривают как дефекты поверхностей, трещиноватости и пористости тем самым опуская присутствие начальных сдвиговых компонент. В результате проведенных исследований установлено, что для повышения безопасной отработки ископаемого есть необходимость в фиксировании процесса развития нарушенности на начальном этапе, который покажет реальный процесс, при котором начнет развиваться процесс разрушения. Библиографический список 1. Литвинский, Г. Г. Аналитическая теория прочности горных пород и массивов : монография / Г. Г. Литвинский // ДонГТУ. – Донецк: Норд-Пресс, 2008. –207 с.

2. Зубов, В. Г. Механика / В. Г. Зубов. – М.: Наука, 1978. – 352 с.

3. Поляков П. И., Слюсарев В.В. Способ определения общей пористости ископаемого угля: Декларационный патент на изобретение 2001128887. Украина, МКИ G01N1/04,G01N7/00/ №49528А; Заявлено 21.12.2001; Опубл. 16.09.2002. Бюл. № 9.– 2 с.

4. Нотт, Дж. Ф. Основы механики разрушения / Дж. Ф. Нотт. – М.: Металлургия, 1978. – 256 с.

5. Структурные фазовые переходы в кристаллах при воздействии высокого давления / Александрова И. П. [и др.] – Новосибирск: Наука, 1982. – 144 с.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

109

УДК 622.28.044

ПЕРСПЕКТИВНЫЕ НАПРАВЛЕНИЯ СОВЕРШЕНСТВОВАНИЯ ТЕХНОЛОГИИ ПРИМЕНЕНИЯ АНКЕРНОЙ КРЕПИ Николаев И.А., Бабак Б.Н., Касьян Н.Н., Дрипан П.С.* В настоящее время до 90 % горных выработок поддерживаются металлической арочной податливой крепью, выполненной из тяжелых спецпрофилей. В усложняющихся горно-геологических и горнотехнических условиях отработки угольных месторождений, как показывает опыт, они не обеспечивают необходимой устойчивости и безремонтного поддержания выработок. Их возведение является практически не механизированным, трудоемким процессом. Высокая материалоемкость крепей снижает технико-экономические показатели и сдерживает темпы проведения выработок. Анализ проведения ремонтных работ по перекреплению выработок показал, что их стоимость составляет до 70 % от общей стоимости проведения. Анализ известных разработок и внедрений по креплению и поддержанию выработок в отечественной и зарубежной практике показал, что одним из перспективных направлений является применение анкерной крепи. На угольных шахтах за рубежом происходит неуклонное увеличение объемов применения анкерного крепления, доля которого сегодня составляет: Австралия – 87 %, КНР – 83 %, США – 52 %. Оно позволяет в 5 – 10 раз уменьшить расход металлопроката, бетона, леса; в 3 – 5 раз повысить производительность работ при креплении выработок; в 2 – 3 раза повысить темпы проходки; вдвое сократить затраты на крепление и поддержание крепи в рабочем состоянии во время эксплуатации. В условиях шахт Украины объем применения анкерной крепи составляет 1 – 2 % от общего количества. Одной из основных причин, препятствующих широкому внедрению анкерной крепи на шахтах является не достаточное понимание ее роли в процессе поддержания выработки, а также отсутствие нормативной базы, позволяющей с учетом конкретной геомеханической ситуации и опыта использования, обосновано принимать параметры крепления. Существующие способы закрепления анкерной крепи условно можно разделить на три группы. К первой группе относятся способы закрепления, основанные на использовании замков различной конструкции, которые *

Николаев И.А., Бабак Б.Н. – студенты Касьян Н.Н. – д.т.н., проф. зав. каф. РМПИ (научный руководитель) Дрипан П.С .– ст. препод. (научный руководитель) (ГОУ ВПО «Донецкий национальный технический университет», г. Донецк)

110

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

распираются в шпуре при вращении анкера. Несущая способность анкера составляет 20 – 60 кН при времени установки анкера 2 – 5 мин. Ко второй группе относятся способы закрепления предусматривающие использование вяжущих материалов. При этом анкер закрепляется на некотором участке или по всей длине. Усилие закрепления анкера таким способом составляет 50 – 130 кН. Установка анкера производится за 35 мин., но включение в работу происходит через более длительный период, связанный с временем схватывания связующего состава. Такой способ установки, с использованием полимерных смол, получил наибольшее распространение в отечественной и зарубежной практике. Наряду с высокой технологичностью, реализация данного способа закрепления анкера связана с использованием дорогостоящей смолы, стоимость которой составляет от 20 до 40 % от общих затрат на установку анкера. Третью группу составляют способы, в которых закрепление анкера производится без связующих составов и механических замков – беззамковые способы закрепления. Закрепление анкера осуществляется за счет энергии взрыва [1], или за счет выпрямления предварительно смятой внутрь тонкостенной трубы диаметром 41 мм в шпуре диаметром 30 – 39 мм под действием давления воды 30 МПа [2]. Известен способ закрепления трубчатого тонкостенного анкера с продольным разрезом за счет упругих свойств при введении анкера диаметром 38 мм в шпур диаметром 35 мм. Усилие закрепления составляет от 25 до 50 кН на 1 м. Время установки анкера 2 мин. [2]. Одним из возможных ресурсосберегающих способов установки анкеров является безшпуровая технология разработанная в США. Способ установки анкерной крепи предусматривающий закрепление анкера без предварительного бурения шпура за счет вдавливания анкера с помощью гидравлической установки в окружающий выработку массив [3]. Сплошной анкерный стержень диаметром 20,6 мм вдавливался в породы прочностью 30 – 40 МПа на глубину 0,5 – 0,8 м. Одной из проблем при реализации данного способа установки анкера является обеспечение заданного направления его установки. К этому можно добавить плохую изученность характера перераспределения сил в зоне установки анкера. Краткий обзор существующих способов закрепления анкерной крепи показывает, что для их реализации необходимы определенные материальные затраты, связанные с бурением шпуров, специальным изготовлением анкеров, необходимостью применения дорогих связующих материалов, использованием специального оборудования. Поэтому, поиск и разработка ресурсосберегающих способов и средств закрепления анкерной крепи является весьма актуальной задачей. Совершенствование способов закрепления ан-

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

111

керной крепи, на наш взгляд, необходимо вести в направлении разработки и использования малооперационных и простых способов и средств. Сотрудниками кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ разработаны новые безклеевые способы установки анкера [4,5]. В первом способе закрепление сплошного анкерного стержня диаметром d a большим, чем диаметр шпура d ш осуществляется за счет сил возникающих в породном массиве на контуре шпура. В предлагаемом способе впрессовка тела анкера в шпур происходит в импульсном режиме, что позволяет существенно уменьшить необходимое для этого давление на торец анкера Pвд по сравнению со статическим режимом и сократить время, необходимое для вдавливания анкера на проектную величину. При этом происходит упруго-пластичное деформирование пород по контакту тела анкера и стенок шпура, а также в его окрестности. При этом происходит передача давления на торец анкера Pвд в радиальных направлениях, перпендикулярных оси шпура, за счет которого упруго сжимаются породы в окрестности шпура. После впрессовки тела анкера до проектного положения сжимающее давление, создаваемое вдоль продольной оси шпура при его установке, не сохраняется. Однако в плоскости, перпендикулярной оси шпура, за счет сил упругого восстановления сжатых при впрессовке пород и тела анкера образуется давление около 200 МПа на стенки шпура и прилегающий массив, что позволяет за счет увеличения коэффициента бокового распора изменить вид и параметры напряженного состояния укрепляемых пород. При этом многократно возрастает прочность укрепляемых пород, повышается устойчивость укрепляемых пород и выработки в целом. Схема установки анкера приведена на рис.1. Реализация способа осуществляется следующим образом. Во вмещающем выработку массиве пробурили шпур 1. Далее на сплошной металлический анкер 2, который имел диаметр больший, чем диаметр шпура, устанавливают опорную плиту 3. После этого вставили свободный конец анкера 2 в шпур 1. Для удобства вдавливания свободный конец анкера 2 имел сужение (фаску). Далее в импульсном режиме при помощи отбойного молотка производили впрессовку анкера 2 в шпур 1. При этом давление на торец анкера 1 сж изг находилось в пределах 10σ пор , диаметры шпура и анкера подби≤ Рвд ≤ σ анк рали таким образом, чтобы соотношение площадей поперечного сечения шпура S шпур и анкера S анк находилось в пределах 0,74 ≤ S шпур S анк ≤ 0,93 , а содеф деф отношение модулей деформации анкера Еанк и породы Епор находилось в сж деф деф – предел прочности породы на сжапределах 100 ≤ Е анк Епор ≤ 1000 . Где σ пор изг тие, Па; σ анк – предел прочности анкера на изгиб, Па.

112

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

ℓ ш – длина шпура, м; d ш – диаметр шпура, м; d ш′ – диаметр шпура после впрессовки, м; ℓ а – длина анкера, м; d a – диаметр анкера, м; d a′ – диаметр анкера после впрессовки, м; ℓ by – длина впрессовки анкера, м; Pby – усилие впрессовки; ∆Rуп – величина

зоны упругопластического сжатия, м; ∆R y – величина зоны упругого сжатия, м Рисунок 1 – Схема установки анкера

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

113

В настоящее время проведены аналитические и лабораторные исследования данного способа установки анкера. В ближайшее время планируется проведение шахтных испытаний. Второй способ закрепления анкерной крепи основан на использовании процессов естественного деформирования стенок шпура. Учитывая тот факт, что зона влияния выработки распространяется на 3 – 4 её радиус [6], шпур длиной 2 – 3 м, пробуренный с контура выработки вглубь массива, попадает в зону действия повышенных напряжений. При этом вокруг шпура также формируется зона повышенных напряжений. В связи с тем, что уровень действующих напряжений в окрестности шпура выше, чем вокруг выработки, можно с уверенностью предположить, что деформационные процессы вокруг шпура будут происходить с опережением деформированных процессов в породном массиве вокруг выработки. На рис. 2 показаны схемы к объяснению механизма закрепления анкера. Реализация разработанного способа закрепления анкера производится в два этапа. На первом этапе (рис. 2, а) в пробуренный шпур 1 вводится анкер 2, который с помощью пластмассовой втулки 3 закрепляется в донной части скважины. После этого устанавливают опорную плиту 4 и с помощью гайки 5 производят предварительное натяжение анкера. На втором этапе (рис. 2, б) за счет деформирования стенок скважины производится закрепление анкера по всей длине, что возможно только в случае, когда конвергенция стенок скважины превышает разность между диаметрами шпура ( d ш ) и анкера ( d а ).

Рисунок 2 – Схема к объяснению механизма закрепления анкера

114

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

Для реализации этого способа закрепления анкера необходимо обоснование ряда технических и технологических аспектов. На первом этапе, на основании математического моделирования необходимо установить зоны повышенных напряжений по периметру выработки, в направлении которых возможна реализация предлагаемого способа закрепления анкера. На втором этапе необходимо проведение инструментальных шахтных наблюдений за деформированием контура стенок шпуров, пробуренных в направлении зон повышенных напряжений вокруг выработки. Результаты шахтных измерений позволят обосновать рациональную величину диаметров шпура и анкера. После этого будут проведены шахтные испытания. Таким образом, предложенные новые способы закрепления анкеров позволяют значительно (в 1,5 – 2 раза) снизить затраты на установку анкерной крепи и увеличить объемы ее применения на шахтах. Библиографический список 1. Анкерная крепь : Справочник / Широков А. П. [и др.] – М: Недра 1990. – 205 с.

2. Юхимов, Я. И. Анкерные крепи и средства контроля за состоянием кровли (зарубежная информация) / Я. И. Юхимов, В. Г. Гальперин // Уголь Украины, 1983. – №10. – С.44-46.

3. Харрелл, М. В. Новый гидравлический способ установки анкерных болтов / М. В. Харелл // Mining Congress Journal. – 1971.– №6.

4. Патент на корисну модель №55763 Україна. МКИ Е21D 20/00. Спосіб встановлення анкера / Касьян М.М., Новіков О.О., Петренко Ю.А., Дрипан П.С., Шестопалов І.М., Гладкий С.Ю., Виговський Д.Д. – Заявл. 04.06.2010 ; опубл. 27.12.2010 ; бюл. № 24. – 6 с.

5. Патент Украины по заявке №2000063409 от 12.06.2000 г. Спосіб установки анкера / А.П. Клюев, Н.Н. Касьян, П.С. Дрипан, А.И. Москаленко.

6. Булычев, Н. С. Механика подземных сооружений / Н. С. Булычев. – М.: Недра, 1989. – 270 с.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

115

УДК 622.831: 622.28

РАЗРАБОТКА ПРОГРАММЫ РАСЧЕТА НА ЭВМ СМЕЩЕНИЙ ПОРОД В ГОРНЫХ ВЫРАБОТКАХ Обедников Д.В., Литвинский Г.Г.* Выполнен анализ проблемы прогнозирования проявлений горного давления (ПГД) в горных выработках, расположенных вне зоны вредного влияния очистных работ. На основе действующих нормативных документов получены математические зависимости по учету основных влияющих на ПГД факторов при расчете смещений пород. Разработан алгоритм расчета ПГД на ЭВМ с использованием пакетов MathCad и Exel, что значительно ускоряет и упрощает работу по проектированию горных выработок Ключевые слова: горная выработка, горное давление, нормативные документы, метод прогноза, смещения пород, аппроксимация, расчет на ЭВМ

Горная промышленность Украины находится в глубоком экономическом кризисе и использует устаревшие и неэффективные технику и технологии, которые опираются на примитивную и противоречивую нормативную базу. Более чем 70 % всех горных выработок в Донбассе (а их сооружается свыше 10 км на каждую мегатонну добытого угля) строится отсталым буровзрывным способом, а приблизительно треть выработок нуждается в ремонте или перекреплении. Ежегодные прямые затраты на ремонт и перекрепление горных выработок составляют 20÷30 % в себестоимости угля, на эти работы затрачивают тысячи человеко-смен. Такое состояние проблемы обеспечения безопасности при ведении горных работ в значительной мере обусловлено недостаточным использованием научных разработок, особенно для сложных и опасных условий больших глубин и при интенсивных проявлениях горного давления (ПГД), что приводит к потере устойчивости пород, их разрушению и завалам горных выработок. В значительной мере это вызвано отсутствием научно обоснованных методов прогноза ПГД в выработках, устаревшими и даже ошибочными представлениями о процессах деформирования и разрушения пород, которые положены в основу ныне действующих нормативов по расчетам поведения горного массива, при обоснованиях параметров крепления и средств охраны выработок. Поэтому проблема противостояния *

Обедников Д.В. – студент группы ГС-15 Литвинский Г.Г. – д.т.н., профессор (научный руководитель) (ДонГТУ, г. Алчевск, ЛНР, ligag@ya.ru)

116

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

горному давлению при ведении горных работ приобретает все возрастающую актуальность. Теория горного давления начала развиваться с начала ХІХ столетия, что было обусловлено первой промышленной революцией и возникшей потребностью промышленности в дешевой и доступной энергии и могло быть получено лишь за счет добычи каменного угля. Первые гипотезы ПГД предлагались многими зарубежными и отечественными учеными начиная с XIX в., а расчеты — с середины прошлого века (Р. Феннер, А. Лабасс, Л. Уокер, Г. Шпакеллер, Ю.М. Либерман, Ю.З. Заславский и др.). Подробный анализ их исследований можно найти во многих обзорах [1 – 5 и др.]. В настоящее время в отечественной проектной практике расчёта горного давления возобладал упрощённый, главным образом эмпирический подход, типичным представителем которого стал нормативный документ по проектированию подземных горных выработок [6]. Он разработан в 1980 гг. и используется горными организациями с некоторыми несущественными коррективами вплоть до настоящего времени [7]. Основным достоинством этих документов является предельная простота и доступность использования, минимальная потребность в исходных данных, низкий уровень требований к квалификации проектировщика. В целом все расчёты используют в основном эмпирические соотношения и соответствуют началу, а не концу ХХ в. Современное состояние горной геомеханики, предметом которой являются установление закономерностей процессов деформирования и разрушения горных пород при подземном строительстве и добыче полезных ископаемых, следует признать далеким от удовлетворительного. Более 30 лет не восстанавливается нормативно-методическая литература по расчетам горного давления, которая базируется на нормативных документах СНиП П-94-80 выпуска 1982 года. Научно устаревшая нормативнометодическая база, положенная в основу работы проектных и промышленных организаций, включает в себя целый ряд до сих пор неосознанных недоразумений и ошибок, что ведет к угрожающим просчётам, недостоверному прогнозу ПГД и ошибкам при проектировании выработок. Таким образом, анализ состояния проблемы свидетельствует о значительном отставании отечественных разработок в этом направлении развития горной науки. В то же время следует отметить, что и зарубежные исследования, в свою очередь, еще не вышли на достаточно удовлетворительный научно-методический уровень решения проблемы. Поэтому перед теорией и практикой обеспечения устойчивости подземных выработок с позиций современного уровня горной геомеханики и геотехники стоят

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

117

сложные и еще далеко не решенные задачи, особенно при исследовании процессов ПГД. Цель работы – разработка программы расчета ПГД на ЭВМ для повышения качества принятия проектных решений и исключения ошибок прогнозирования, повышения надежности проектирования, сооружения и эксплуатации горных выработок. Идея работы состоит в использовании существующей нормативной базы по проектированию горных выработок для разработки и оформлению приведенных там эмпирических и табличных зависимостей в алгоритм расчета ПГД на ЭВМ. Это сводится к задаче преобразования эмпирических данных в совокупность удобных аналитических зависимостей, которые должны войти в разрабатываемый алгоритм расчета ПГД. Сформулируем основные требования к алгоритму расчета ПГД для поставленной задачи: – адекватное отражение самых существенных факторов и особенностей развития ПГД; – абстрагирование от влияния второстепенных факторов, которые могут быть учтены в последующих решениях; – простота и наглядность полученных аналитических выражений и формул; – возможность введения новых факторов для учета конкретных горнотехнических условий; – простота адаптации к реальным горно-геологическим условиям и удобство введения экспериментальных поправок. За базовую расчетную модель на первом этапе исследований нами принята работа [7], в которой на эмпирическом уровне сделана попытка учесть большинство влияющих горно-геологических и горнотехнических факторов. Однако использование отраслевого стандарта [7] требует трудоемкой и кропотливой работы со многими номограммами, графиками, таблицами и формулами. Здесь весьма вероятны ошибки не только концептуального, но и чисто технического характера, а их обнаружение и исправление весьма затруднено. Для устранения этих недостатков была построена математическая модель, позволяющая представить всю методику расчета в виде замкнутых математических формул, которые можно свести в единый алгоритм, реализуемый на ЭВМ. На каждом этапе получения формул путем замены графического и табличного материала (обычно представленных в плохо обозримых таблицах, номограммах или графиках), данные подвергались обработке в

118

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

программе MathCad с последующей проверкой на достоверность аппроксимации и оценке невязок предлагаемых формул с исходными данными. Для определения смещений породного контура горной выработки можно использовать обобщенную формулу, пригодную для вычисления смещений пород в кровле, почве и боках выработки, при этом каждый из входящих в формулу коэффициентов должен вычисляться отдельно для каждого участка периметра выработки:

U 0.кр U T .кр U 0.пч = ⋅kα . ⋅ kш. ⋅ kв. ⋅ kt U Т .пч , U 0.б kθ .U Т .б

(1)

где Uо.кр; Uо.пч; Uо.б — искомые смещения породного контура в кровле, почве и боках выработки, мм, UТ.кр; UТ.пч; UТ.б — типовые смещения породного контура в кровле, почве и боках выработки, мм, kα — коэффициент влияния угла залегания и направления проходки выработки, kш — коэффициент учета ширины выработки; kв — коэффициент взаимовлияния выработок; kt — коэффициент влияния времени на смещения пород; kθ — коэффициент направления смещения пород. Каждый из входящих параметров был представлен в аналитическом виде на основании таблиц и графиков исходного нормативного документа. Так, типовые смещения породного контура горной выработки определяются по формуле:

U Т = 200 ⋅ (σ c )

0, 4

1, 7

 γH   , ⋅  σ  c

(2)

где σ с — прочность пород на одноосное сжатие с учетом структурного ослабления, МПа, γН — давление вышележащей толщи пород, МПа. На рис. 1 представлены для сравнения графики типовых смещений из нормативного документа [7] и по формуле (2). В целом можно считать, что цифровая модель вполне удовлетворительно воспроизводит приведенную в нормативном документе [7] исходную номограмму типовых смещений породного контура горной выработки. А с учетом точности эмпирических данных, положенных в основу нормативных рекомендаций,

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

119

не превышающих ± 20÷30 %, можно с уверенностью переходить от графического к цифровому их представлению по формуле (2).

Рисунок 1 – Сопоставление исходной номограммы и ее цифровой модели (2) при определении типовых смещений пород

Те же выводы можно сделать и по отношению к замене остальных эмпирических параметров, входящих в методику расчета ПГД, на их цифровые аналоги в виде формул. В качестве иллюстрации на рис. 2 приведен еще ряд довольно показательных примеров таких замен.

1,2

а) 1

1,034

0,9

б)

1,079

0,9

0,85 0,8

1,1

1,05

0,85

0,8 0,775

0,672 0,65

0,65

0,6 0,625

0,483

0,475

0,45 0,4

0,45 0,35 0,325

0,2

α,гр

0 20

25

35

45

55

Рисунок 2 – Оценка аппроксимации коэффициентов а) kα, kθ, б) kш ,kt при определении смещений контура

α,гр

120

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

Как видно из приведенных графиков, достигнуто весьма удовлетворительное совпадение исходных эмпирических и полученных аналитических зависимостей, поскольку максимальные отклонения исходных данных от их цифровых аналогов не превышают ±10%. Титульная страница разработанной программы представлена на рис. 3. Все расчеты проводятся в среде Microsoft Office Excel, которая в настоящее время является самой популярной и общедоступной. Работа с программой настолько интуитивно проста, что почти не нуждается в подробных разъяснениях. При проведении расчетов для получения конечных результатов достаточно подставить исходные данные в соответствии с заданной системой единиц измерения в разработанную табличную форму. При этом следует обратить внимание на то, что на существующем уровне описания геомеханических процессов ПГД невозможно добиться высокой точности конечных результатов, которые неизбежно будут иметь весьма широкий диапазон (примерно ± 20÷30 %) вероятностного разброса. Это обусловлено естественными пространственно-временными вариациями значений всех влияющих на ПГД параметров. К сожалению, такое весьма важное обстоятельство оказалось вне поля зрения большинства исследователей и не учитывалось при практическом использовании результатов расчетов. Поэтому, несмотря на детерминистический вид существующих расчетных методов, в них, тем не менее, неявно присутствует достаточно весомая вероятностная компонента, которая заметно снижает достоверность результатов и требует особенного внимания при практическом применении. В завершении следует отметить, что метод расчета ПГД по существующим нормативным документам основан на обработке и обобщении эмпирических данных, полученных с помощью шахтных инструментальных наблюдений в самых различных горно-геологических условиях и в разных угольных бассейнах б. СССР. Этот нормативный метод претендует по умолчанию на универсальность, что, с одной стороны, упрощает его применение, однако, с другой стороны, делает его весьма приблизительным, а в ряде случаев и малодостоверным. Недостатки метода достаточно серьезны. Так, метод «слеп» и не разделяет принципиально разные виды ПГД на «малых» и «больших» глубинах, для него неразличимы случаи многообразного вывалообразования (пирамидальные, геликоидальные, конические и иные вывалы), сочетания сводо- и складкообразования пород на различных участках контура выработки и др. Поэтому остаются актуальными исследования по разработке

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

121

новых научно обоснованных и достоверных методов прогнозирования ПГД.

Рисунок 3 – Титульный лист программы для расчета ПГД в среде Microsoft Office Excel

122

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

Таким образом, в результате выполненных исследований: проанализированы существующие методы прогноза ПГД, преобразованы графические и табличные данные нормативного документа [7] в формулы, оценена точность их аппроксимации, разработана программа для расчетов ПГД в среде Excel. Программу можно рекомендовать для использования в проектных и производственных организациях, а также в учебном процессе для студентов горных специальностей. Библиографический список 1. Вопросы теории горного давления/ сб. переводов под ред. проф. П. И. Городецкого, А. А. Борисова [Текст] – М.: Госгортехиздат, 1961. – 300 с.

2. Petar Jovanović. Proektovanje i proraćun podgrade horizontalnih podzemnih prostorija[Текст] – T. 2 / – Beograd: Rudarsko-geolośki fakultet Univerziteta, 1994. – 316 str.

3. Заславский Ю. З. Проявления горного давления в глубоких шахтах Донбасса [Текст] — М.: Недра, 1963. – 238 с.

4. Antoni Tajduś. Geomechanika w budovnictwie podziemnym. Projectowanie i budowa tuneli.[Текст] / Antoni Tajduś, Marek Gała, Krzysztof Tajduś. – Krakow: Akademija AGH, 2012. – 762 s.

5. Литвинский, Г. Г. Научная концепция прогноза горного давления в подземных выработках [Текст] / Г. Г. Литвинский // Уголь Украины, 1996. – №8. – С. 9-12.

6. СНиП-II-94-80. Подземные горные выработки / Госстрой СССР [Текст] – М.: Стройиздат, 1982. – 24.

7. СОУ 10.1.00185790.011:2007 [Текст] / Мін-во вугільної промисловості України; ДонВУГІ, УкрНДІпроект. – К.: Мінвуглепром України, 2007. –116 с.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

123

УДК 622.831:622.023

АНАЛИЗ МЕТОДИК ОЦЕНКИ УСТОЙЧИВОСТИ ПОРОД В ГОРНЫХ ВЫРАБОТКАХ Онокий Э. Ю., Касьяненко А.Л.* В данной работе проведен анализ методик расчета средней прочности породного массива и расчета оценки его устойчивости. Указано, что при наличии разнопрочных слоёв в породном массиве, известные методики определения устойчивости породного массива не лишены существенного недостатка, вызванного сложной проблемой, которую называют проблемой осреднения Ключевые слова: прочность породного массива, устойчивость породного массива, оценка устойчивости пород, средняя величина, средневзвешенное значение

Реальный горный массив представляет собой среду из чередующихся слоёв с различными механическими свойствами, которые изменяются в широких пределах. Для оценки устойчивости горных выработок, расчета нагрузки на крепь и определения смещений пород в выработку в ряде предложенных методик [1 – 11], согласно требований нормативных документов [12 – 16] и используется значение расчетного сопротивление сжатию пород кровли и почвы – Rсж. Для расчета значения Rсж используют физико-механические свойства горных пород, прежде всего это предел прочности на одноосное сжатие σсж. Однако усреднённое значеср не в полной мере характеризует деформационные свойства поние Rсж род в массиве, имеющих свои структурно-механические особенности. Реальный породный массив представляет собой текстуру пород из чередующихся слоёв, значения прочности и толщины, которых изменяются в широких пределах. Поэтому цель данной статьи заключается в анализе подходов расчета значений средневзвешенной величины прочности породного массива в методиках оценки устойчивости пород в горных выработках. ср Рассмотрим существующие методики расчета показателя Rсж , от которого зависят оценки устойчивости, прогнозные смещения и выбор способов охраны горных выработок. Согласно, указаниям [12,13], средне-

*

Онокий Э. Ю. – студент группы ТБГД-14 Касьяненко А.Л. – к.т.н., доц. (научный руководитель) (ГОУ ВПО «Донецкий национальный технический университет», г. Донецк, ДНР) kas@mine.donntu.org

124

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

взвешенное расчетное сопротивление породного массива сжатию при наличии слоев с различной прочностью определяется по формуле: n

 R cжi ⋅m i

R cр = i=1 cж

n

 mi

(1)

i=1

где mi – толщина i-го слоя в текстуре пород, м.

Rcжi – расчетное сопротивление сжатию i-го слоя в текстуре пород почвы и кровли в массиве, Н/м2, определяемое по формуле:

Rcжi=σсжi⋅kci⋅kwi

(2)

где σсжi –значение прочности на одноосное сжатие в образце i-го слоя в текстуре пород почвы и кровли, МПа; kсi – коэффициент структурного ослабления пород, учитывающий дополнительную нарушенность массива пород поверхностями без сцепления либо с малой связанностью, выбирается в зависимости от типа пород i-го слоя; kwi – коэффициент обводненности, учитывающий длительную технологическую обводненность горной выработки, выбирается в зависимости от типа пород i-го слоя; n – суммарное количество слоев слагающих текстуру пород с толщиной mi>0,1 м с учетом разницы σсж более 30%, залегающих на расстояниях 1,5B в кровле и 1B в почве и боках выработки от контура выработки. Исходя из того, что степень влияния прочности слоев в текстуре пород, непосредственно примыкающих к выработке, гораздо большая, чем более удаленных от нее, авторами работы [7] предложена методика расчета для определения, приведенного сопротивления сжатию массива пород, учитывающего расстояние от контура выработки до разнопрочных слоёв по следующей формуле: n

 R cжi ⋅m i ⋅h i

R cр = i=1 cж

n

 m i ⋅h i

(3)

i=1

где hi – расстояние от контура выработки до i-го слоя пород, м. При решении вопросов, связанных с прогнозом устойчивости горных выработок, необходимо также учитывать не только удаленность слоя в текстуре пород определенной прочности от контура выработки, но и степень его участия в общей массе смещающихся пород[8]. Приведенное

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

125

сопротивление одноосному сжатию породного массива, окружающего выработку, рекомендуется определять по формуле: n

 R cжi ⋅m i ⋅k i

cр R cж = i=1

n

 m i ⋅k i

(4)

i=1

где ki – коэффициент, отражающий долю участия i-го слоя в общей массе слагающих текстуру пород, определяемый из выражения:

k i = e -α h i

(5)

где α – эмпирический коэффициент, зависящий от способа проведения и охраны выработки; Согласно, нормативным документам [14-16], выбор способов охраср ны и расчет Rсж осуществляется, аналогично (4), а учет влияния слоев пород учитывается при их толщине не более 5 м и удалении не более чем на 20 м от середины выработки в кровле и почве, с использованием коэффициента структурного ослабления ki, учитывающего влияние слоев в текстуре породного массива и определяемого по формуле:   l  k i = exp  − α  h i −   , 2   

(6)

где α – эмпирический коэффициент равный α=0,2 [14] для горногеологических условий Донбасса при охране выработки за счет проведения ее вприсечку к выработанному пространству ране отработанной лавы; hi – расстояние от середины выработки в проходке до середины i-го слоя пород, м; l – высота выработки в проходке, м. Согласно методике [14] предложена следующая классификация для определения состояния пород почвы: при Rсж≥60 МПа состояние устойчивое, Rсж=30÷60 МПа – среднеустойчивое, Rсж≤30 МПа – неустойчивое. В работах [1 – 11], при соблюдении ПБ [17] (в части сохранения формы и размеров выработок), на основании оценки геомеханического состояния вмещающих пород были выполнены исследования и разработаны методики для выбора и обоснования способов обеспечения устойчивости подземных горных выработок. На базе этих условий был разработан ряд численных критериев, позволяющих оценивать состояние породного массива по степени его устойчивости.

126

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

По результатам исследований проявлений горного давления для выработок, не подверженных влиянию очистных работ, Ю. З. Заславский [2] предложил критерий устойчивости породного массива, вмещающего выработку: kу=

γмH p

(7)

R cр cж

где γм – объемный вес породного массива, Н/м3; Нр– расчетная глубина расположения выработки, м; ср Rсж – расчетная средневзвешенная прочность пород, Н/м2. Данный критерий дает возможность оценивать НДС породного масср сива и влияние глубины разработки на Rсж . Для выработок подверженных влиянию очистных работ, на основе экспериментальных исследований указанный критерий был уточнен КузНИИШахтостроем [9] и предложен в виде: kу=

γ м H p k1k 2 k 3

(8)

R cр cж

где k1– коэффициент концентрации напряжений, учитывающий форму выработки; k2– коэффициент концентрации напряжений за счет влияния близко расположенных выработок; k3 – коэффициент концентрации напряжений за счет влияния очистных работ. В условиях глубоких шахт Донбасса при оценке устойчивости пород удовлетворительные результаты получены при использовании выражения [3]: kу=

γмH p

(9)

cр f с m т R cж

где fс – коэффициент стойкости породного массива; mт – коэффициент тектонической характеристики породного массива. Другой, уточнённый критерий устойчивости[10], определяется следующим выражением: kу=

q η1 η 2 η 3 cр k c k с k с R cж 1

2

(10)

3

где kc1 – коэффициент структурного ослабления породного массива;

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

127

kс2 – коэффициент длительной прочности породного массива; kс3 – коэффициент снижения прочности породного массива из-за обводненности; q – вертикальная составляющая начального поля напряжений породного массива q=γмНр, Н/м2; η1– коэффициент концентрации напряжений на контуре выработки; η2– коэффициент влияния смежных выработок; η3– коэффициент влияния очистных работ. Путем статической обработки данных о состоянии горных выработок Донбасса, авторами [1 – 3] предложена классификация состояния породного массива по численными значениями критерия kу. Устойчивое состояние пород наблюдается при kу≤0,3, среднеустойчивое состояние – kу=0,3÷0,4, и неустойчивое состояние – kу≥0,4. В общем, предложенный критерий kу позволяет объединить и комплексно учитывать прочностные свойства пород и величину первоначального горного давления с различными уточняющими коэффициентами, полученными эмпирически. Однако следует отметить, что методики определения устойчивости пород не лишены существенного недостатка, вызванного довольно сложной проблемой, которую называют проблемой осреднения [18]. Это связано отчасти с тем, что данный способ оценки устойчивого состояния не дает достоверного значения для массива пород состоящего из разнопрочных слоёв, т.к. в нем не учитываются отдельно слои, которые могут быть устойчивыми. Так как породный массив представляет собой слоистую текстуру, то его физико-технические параметры, как целого объекта, обусловлены усредненным содержанием физико-технических свойств его элементов – слоёв пород их взаимным расположением. Поэтому необходимо выработать подход, который учитывал бы элементы – породные слои, как цельного объекта – породного массива, с приведенными параметрами к его средней величине. Автором [19 – 20] был предложен подход, который сводится к выявлению отличий между параметрами элементов – слоёв, слагающих породы почвы выработки, с целью нахождения из их множества одного влияющего, как на цельный объект – почву, её элемента – «прочного» слоя, с показателями, определяющими степень его влияния – прочность и толщина слоя, выраженные через предложенный коэффициент разнопрочности. Таким образом, для учета ошибки осреднения параметров элементов, например, разнопрочных слоёв в массиве пород, можно использовать предложенную автором методику [19-20] на основе коэффициента разнопрочности с дальнейшим её совершенствованием.

128

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

Библиографический список 1. Черняк, И. Л. Управление горным давлением в подготовительных выработках глубоких шахт / И.Л. Черняк, Ю.И. Бурчаков. – М.: «Недра», 1984. – 304 с.

2. Заславский, Ю. 3. Расчеты параметров крепи выработок глубоких шахт/ Ю. 3. Заславский, А. Н. Зорин, И. Л. Черняк – К.:«Техніка», 1972. – 156 с.

3. Кошелев, К. В. Охрана и ремонт горных выработок [Текст] / К. В. Кошелев, Ю. А. Петренко, А. О. Новиков. – М.: Недра, 1990. – 218 с.

4. Дрибан, В. А. Определение критерия устойчивости выработок / В. А. Дрибан, И. А. Южанин, А. М. Терлецкий // Наукові праці УкрНДМІ НАН України. – Донецьк, 2010. – № 7. – С. 190-198.

5. Шашенко, А. Н. Оценка устойчивости пород почвы горных выработок [Текст] / А. Н. Шашенко, А. В. Солодянкин // Проблеми гірського тиску : під заг. ред. О. А. Мінаєва. – Донецьк, ДонНТУ, 2004. – Вип. 14 – С. 67-72.

6. Ставрогин, А. Н. Прочность горных пород и устойчивость выработок на больших глубинах / А. Н. Ставрогин, А. Г. Протосеня. – М.: «Недра», 1985. – 271 с.

7. Суворов, Н. Я. Влияние крепости горных пород на устойчивость капитальных выработок, закрепленных мелкоразмерными тюбингами / Н. Я. Суворов, М. И. Чугай // Изв. вузов. Горный журнал. – 1970. – №6. – С.32–34.

8. Андриенко, В. М. Определение средней прочности пород, участвующих в смещении контура выработки / В. М. Андриенко// Уголь Украины. –1995.–№7.– С. 8–9.

9. Ерофеев, Л. М. Повышение надежности крепи горных выработок / Л. М. Ерофеев, Л. А. Мирошникова. – М.: «Недра», 1988. – 245 с.

10. Баклашов, И. В. Механика подземных сооружений и конструкция крепи / И. В. Баклашов, Б. А. Картозия – М.: Недра, 1984. – 414 с.

11. Литвинский, Г. Г. Фундаментальные закономерности и новая классификация проявлений горного давления [Текст] / Г. Г. Литвинский // Наукові праці ДонНТУ: Серія «Гірничо-геологічна» – ДонНТУ, Донецьк, 2009. – Вип. 10 (151). – С. 21-28.

12. Указания по рациональному расположению, охране и поддержанию горных выработок на угольных шахтах СССР. – Изд. 4-е, дополненное. – Л.: ВНИМИ, 1986. – 122 с.

13. СНиП II-94-80. Подземные горные выработки [Текст] / Госстрой СССР. – М. : Стройиздат, 1982. – 31 с.

14. СОУ 10.1.00185790.011:2007. Підготовчі виробки на пологих пластах. Вибір кріплення, способів і засобів охорони [Текст] / Мінпаливенерго України. – Київ, 2007. – 113 с.

15. КД 12.01.01.201-98. Расположение, охрана и поддержание горных выработок при отработке угольных пластов на шахтах. Методические указания. – Донецк: УкрНИМИ, 1998. – 149 с.

16. КД 12.01.01.503-2001. Управление кровлей и крепление во очисных забоях на угольных пластах с углом падения до 35°. Руководящий нормативный документ государственного департамента угольной промышленности министерства топлива и энергетики Украины . – К.: Минтомэнерго Укаины, 2002. – 141 с.

17. Правила безопасности в угольных шахтах (НПАОТ 10.0-1.01-16 опубликовано 20.05.2016 года, с изменениями от 07.07.2016) [Электронный ресурс]: Официальный сайт государственного комитета горного и технического надзора Донецкой

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

129

Народной Республики – Режим доступа: http://gkgtn.ru/images/ПРАВИЛА БЕЗОПАСНОСТИ НА УГОЛЬНЫХ ШАХТАХ.pdf – Загл. с экрана. – 14.05.2018.

18. Халкечев, К. В. Разработка теории механических процессов в породных массивах с различными уровнями масштабов неоднородности и нарушенности при ведении горных работ: Автореф… дис… докт. техн. наук : 05.15.11 / Халкечев Кемал Владимирович; МГГУ. – Москва, 1994. – 35 с.

19. Касьяненко, А. Л. Об учёте разнопрочности слоёв в текстуре массива пород / А. Л. Касьяненко, Н. Н. Малышева // Инновационные перспективы Донбасса: материалы 3-й междунар. науч.-практ. конф., г. Донецк, 24-25 мая 2017 г. Т. 1: Проблемы и перспективы в горном деле и строительстве. – Донецк, 2017. – C.8-13.

20. Касьяненко, А. Л. Обеспечение устойчивости пород почвы выемочных выработок при наличии в их текстуре прочных слоев : автореф. дис. … канд. техн. наук : 25.00.22 / Касьяненко Андрей Леонидович. – Донецк, 2017. – 18 с.

130

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

УДК 622.831

ОСОБЕННОСТИ ПРИМЕНЕНИЯ АНКЕРНОЙ КРЕПИ ДЛЯ ПОДДЕРЖАНИЯ КОНВЕЙЕРНЫХ ШТРЕКОВ В УСЛОВИЯХ ГЛУБОКИХ ШАХТ ДОНБАССА Павленко Ю.В., Соловьев Г.И., Голембиевский П.П.* Приведены результаты применения комбинированного способа поддержания подготовительных выработок при усилении основной их крепи сталеполимерными анкерами в сочетании с продольно балочной крепью усиления

При отработке весьма газоносных пластов в условиях глубоких шахт Донбасса необходимо применять комбинированные системы разработки с прямоточным проветриванием выемочных участков и подсвежением исходящей струи. Проблема поддержания и сохранения устойчивости выработок, поддерживаемых позади очистного забоя актуальна не только с позиций возможности их повторного использования, но и для обеспечения прямоточного проветривания добычных участков, оснащенных высокопроизводительной выемочной техникой. Интересен опыт применения комбинированного способа охраны конвейерного штрека литыми полосами в сочетании с возведением системы сталеполимерных анкеров в условиях шахты «Покровская» (бывшая «Красноармейская – Западная» №1) [1]. Основная задача заключалась в том, чтобы найти приемлемый в геомеханическом, технологическом и экономическом аспектах способ сохранения устойчивости конвейерного штреков позади очистных забоев, отрабатываемых обратным ходом для их повторного использования в качестве вентиляционных выработок при последующей отработки смежных лав. Для этого на шахте использовался способ охраны конвейерного штрека литой полосой шириной 1,4 м в сочетании с установкой 12 – 14 сталеполимерных анкеров по кровле выработки. Химические анкеры длиной 3,0 м в количестве 8 – 10 штук устанавливались веерным способом в проходческом забое с наклоном на 10 градусов в сторону подвигания лавы. За 40 – 50 м от лавы производилась дополнительная установка четырех спаренных вертикальных сталеполимерных анкеров-подхватов для *

Павленко Ю.В. – студент гр. РПМ-13б Соловьев Г.И. – к.т.н., доц. (научный руководитель) Голембиевский П.П. – к.т.н., доц. (научный руководитель) (ГОУ ППО «Донецкий национальный технический университет», г. Донецк)

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

131

обеспечения снятия стоек арочной крепи при передвижке вынесенного на штрек привода забойного скребкового конвейера. Данный комбинированный способ позволил обеспечить устойчивое состояние пород кровли конвейерного штрека. Однако из-за интенсивного выдавливания пород почвы чему в значительной степени способствует и наличие на бровке лавы жесткой литой полосы, воздействующей на породы почвы как штамп) сразу за проходом лавы производилась двухкратная подрывка почвы на глубину 1,0 м. Одной из возможных альтернатив применению рассмотренного выше комбинированного способа является применение рамно-анкерной крепи в сочетании с продольно-балочной крепью усиления. На шахте «Южнодонбасская №3» с 1998 по 1999 г.г. в вентиляционном ходке 4-й восточной лавы пласта с11 впервые был испытан комбинированный способ поддержания выработки за счет использования продольно-балочной крепи усиления в сочетании с рамной анкерной крепью при поддержании выработки в различных зонах проявления горного давления (рис. 1) [5, 6].

3-я восточная лава

1996

1995

40 40 №4

1999

2000

40

№3

40

1994

40

№2

40

α=7-90

№1

40

1

1997

1998

4-я восточная лава

1999

1998

4-я „бис”восточная лава

2002

2001

2000

5-я восточная лава

1

Рисунок 1 – Выкопировка из плана горных выработок пласта с11 шахты «Южнодонбасская №3»

132

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

В качестве крепи усиления применялась жесткая продольная балка из двутавра № 14 (рис. 2). Очистной забой работал по восстанию пласта с применением комбинированной системы разработки. Вентиляционный ходок, проведенный комбайном 4ПП-2М вприсечку к конвейерному ходку ранее отработанной 3-й восточной лавы с оставлением угольного целика шириной 4 м, охранялся 2-мя рядами выкладываемых всплошную деревянных буто-костров с размерами 2,0×2,0 м.

а – по длине выработки; б и в – соответственно на 1-м и 2-м экспериментальных участках: 1 – стойка арочной крепи; 2 – верхняк арочной крепи; 3 – криволинейный сегмент жесткости из СВП-27; 4 – продольная балка из отрезков двутавра №14; 5 – элементы крепления балки к верхняку крепи; 6 – отрезок цепи для соединения анкера и верхняка крепи; 7 – сталеполимерные анкеры; 8 – зона распространения пенополиуретанового раствора; 9 – присечной целик угля; 10 – контурные реперы; 11 – два сплошных ряда бутокостров

Рисунок 2 – Конструкция вариантов продольно-балочной крепи усиления с химическими анкерами

Сталеполимерные анкеры, применяемые на 1-м и 2-м экспериментальных участках в качестве дополнительного силового элемента, соединялись с верхняком каждой рамы и продольными балками отрезками конвейерной цепи.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

133

На первом экспериментальной участке применялась одинарная продольная балка с сегментом жесткости в сочетании со сталеполимерными вертикальными анкерами, один ряд которых располагался по центру выработки. Каждый вертикальный сталеполимерный анкер длиной 2,5 м устанавливался возле стыка продольной балки с верхняком крепи и жестко соединялся с ними отрезком конвейерной цепи (рис. 2, б). На втором экспериментальном участке были установлены две параллельные продольные двутавровые балки с сегментом жесткости в сочетании с двумя рядами радиальных сталеполимерных анкеров длиной по 2,5 м. Анкеры устанавливались в поперечном сечении выработки с наклоном их донной части на 30 градусов в обе стороны от вертикали. Они жестко соединялись отрезками конвейерной цепи с верхняками основной крепи, сегментом жесткости и продольной балкой (рис. 2, в). На рис. 3 представлены результаты инструментальных наблюдений за смещениями и скоростями смещений контура кровли выработки на контрольном и 4-х экспериментальных участках при применении 4-х вариантов усиливающей крепи.

U,м 1,25 1,0

h

0,75

В

1

2 0,5

3

0,25

l, м 0

160

120

80

40

0

-40

-80

-120

1 – на контрольном, 2 – на первом, 3 – на втором экспериментальных участках Рисунок 3 – Графики смещений контура кровли вент. ходка от расстояния до лавы

Применение продольно-балочной крепи усиления с использованием 1-й и 2-х двутавровых балок №14 с жесткостью 15.106 Н.м2, как видно из представленных на рис. 3 графиков, позволило уменьшить вертикальные смещения кровли выработки в зоне влияния очистных работ соответственно в1,7 и 2,9 раза.

134

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

В 2004 г. в конвейерном штреке 4-й западной лавы пласта m3 шахты им. Е. Т. Абакумова производственного объединения «Донецкуголь» (рис. 4) сотрудниками ДонНТУ была проведена экспериментальная проверка эффективности комбинированного способа обеспечения устойчивости подготовительной выработки при использовании продольно-балочной крепи усиления в сочетании с анкерной крепью. В конвейерном штреке 4-й западной лавы пласта m3 на участке клиновидного целика между 4-й и 5-й западными лавами (рис. 5) была установлена двойная продольно-балочная крепь усиления из СВП-27 в сочетании с радиальными сталеполимерными анкерами (рис. 4).

1996

1997 1998 4-я западная лава

1993

2002

2003

2004 2005 250

1995

1996 1997 2001 2003

2000

2002

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

Анализ фактического состояния вентиляционного штрека ранее отработанной 6-й западной лавы пласта m3 показал, что выработка на участке негативного влияния на нее треугольного угольного целика, оставленного между 5-й и 6-й западными лавами (рис. 4), находилась в неудовлетворительном состоянии в связи со значительными смещениями боковых пород. На участке влияния на выработку треугольного целика подавляющее большинство комплектов крепи не работало в податливом режиме в зоне опорного давления лавы. Практически все арки представляли собой жесткие рамы с точечными концентрированными нагрузками, которые выгибали профиль крепи в полость выработки с разрывом большинства хомутов в замках крепи, что сопровождалось разрушением отдельных ее комплектов.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

а)

135

б)

Рисунок 5 – Общее состояние крепи конвейерного штрека 4-й западной лавы пласта m3 шахты им. Е.Т.Абакумова на участках с анкерной крепью (а) и при использовании двойной продольно-балочной крепи усиления (б)

Неблагоприятная обстановка формировалась в основном из-за залегания пласта m3 в слабых боковых породах, наличия в основной кровле пласта прочных песчаников, фокусирующих повышенные нагрузки на его краевые части и залегания в почве пласта весьма прочного слоя известняка. Слой известняка со средней мощностью 1,5 м и прочностью на одноосное сжатие 120 МПа в виде экрана аккумулировал повышенные нагрузки от выдавливаемых слабых пород основной почвы и, выгибаясь в полость выработки, способствовал интенсивным боковым смещениям разнопрочных слоев пород в боках выработки. Неблагоприятная обстановка формировалась в основном из-за залегания пласта m3 в слабых боковых породах, наличия в основной кровле пласта прочных песчаников, фокусирующих повышенные нагрузки на его краевые части и залегания в почве пласта весьма прочного слоя известняка. Слой известняка со средней мощностью 1,5 м и прочностью на одноосное сжатие 120 МПа в виде экрана аккумулировал повышенные нагрузки от выдавливаемых слабых пород основной почвы и, выгибаясь в полость выработки, способствовал интенсивным боковым смещениям разнопрочных слоев пород в боках выработки. Для обеспечения устойчивости конвейерного штрека в зоне влияния повышенного горного давления на участке оставления треугольного целика между конвейерным штреком 4-й западной лавы и вентиляционным штреком 5-й западной лавы был предложен комбинированный способ поддержания выработки за счет использования двойной продольнобалочной крепи усиления из СВП-27, системы из 4-х сталеполимерных анкеров и одного ряда буто-костров с размерами 2,0х2,0 м, возводимых на бровке лавы (рис. 6).

136

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

А-А

Б-Б Б

3

2,5

Нверт

1500

1

5

3

2

450

4300

750

2

4

Нверт

5

3000 4

Вгор 7 6

2000

4

1 6 800

5200

1 – арочная крепь; 2 – продольная балка; 3 – сталеполимерные анкеры; 4, 5, 6 – соответственно боковые, верхний и нижний контурные реперы; 7 – бутокостер

Рисунок 6 – Конструкция двойной продольно-балочной крепи из СВП-27 в сочетании со сталеполимерными анкерами

Комбинированная крепь была установлена на участке конвейерного штрека длиной 250 м (рис. 4). При этом анкерная крепь из четырех радиальных сталеполимерных анкеров в каждом межрамном промежутке была установлена на протяжении 160 м в средней части экспериментального участка, а двойная продольно-балочная крепь усиления была возведена в начале и конце участка длиной по 60 м, причем балки были подвешены с наложением по 30 м на участок с анкерной крепью. Такая схема установки крепи усиления позволила оценить эффективность работы анкерной и продольно-балочной крепей усиления, как в автономном, так и в комбинированной режимах работы. В качестве продольных балок использовались прямолинейные отрезки специального взаимозаменяемого профиля СВП-27 длиной по 4,5 м, которые с нахлестом на 0,5 м соединялись двумя стандартными хомутами. Балки подвешивались к верхняку каждого комплекта крепи на двух крючьях с планками и гайками донной частью профиля вверх. Сталеполимерные анкеры длиной по 2,5 м устанавливались с радиальным расположением в плоскости поперечного сечения выработки с наклоном крайних анкеров на 45 градусов от вертикали, а средних – на 15 градусов.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

137

В продольном сечении подготовительной выработки анкеры устанавливались в скрещивающемся режиме: крайний левый и средний правый анкеры имели наклон на 75 градусов в сторону подвигания лавы, а крайний правый и средний левый – на 75 градусов в противоположную сторону, в сторону выработанного пространства. На рис. 7 представлены результаты инструментальных наблюдений за смещения боковых пород на контуре конвейерного штрека на контрольном и экспериментальном участках соответственно без и при использовании новых способов обеспечения устойчивости выемочной выработки, поддерживаемой в зоне интенсивных проявлений опорного давления.

U, м 3,5 3,0

h 2,5 2,0

1

1*

1,5

2 1,0 0,5 00 -10 0,01 0,02

L, м

2* -5

0

5

10

3*

15

20

25

30

35

40

45

50

3

0,03

0,05 0,06

∆V

0,04

В

0,07

V,м/сут

Рисунок 7 – Графики зависимости вертикальных (1, 1*) и горизонтальных (2, 2*) смещений и скоростей смещений от расстояния до лавы, и горизонтальных смещений (3 и 3*) без применения и при использовании крепи усиления

138

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

Наличие жесткой продольной связи между комплектами основной крепи выработки консолидирует ее работу, устраняя возможность проседания или искривления комплектов или их элементов в продольнопоперечном направлении и создает предпосылки для реализации потенциальной энергии зависающих пород кровли не на деформацию и разрушение крепи выработки, а на образования и сохранения устойчивых грузонесущих сводов на контуре боковых пород и на частичную интенсификацию выдавливания боков и почвы выработки. Анализ результатов эксперимента показал, что использование продольно-балочной связи комплектов основной крепи в сочетании со сталеполимерными анкерами позволило снизить вертикальные и горизонтальные смещения на контуре конвейерного штрека в зоне влияния очистных работ соответственно в 2,0 – 2,2 и 1,6 – 1,7 раза. Продольные балки за счет своей жесткости обеспечивали перераспределение повышенной нагрузки между перегруженными и недогруженными комплектами крепи, тогда как на контрольном участке аналогичные комплекты крепи без продольной связи в силу их обособленной работы раньше воспринимали повышенную нагрузку и поодиночке интенсивно деформировались с разрушением элементов крепи. Таким образом, в результате проведения шахтных наблюдений установлено, что применение комбинированной крепи усиления позволяет обеспечить работоспособное состояние комплектов основной крепи на сопряжении с очистным забоем. Библиографический список 1. Байсаров, Л. В. Геомеханика и технология поддержания повторно используемых горных выработок / Л. В. Байсаров, М. А. Ильяшов, А. И. Демченко // – Днепропетровск: Лира, 2005. – 240с.

2. Виноградов, В. В. Геомеханика управления состоянием массива вблизи горных выработок. АН УССР / В. В. Виноградов // Ин-т геотехн. механики. – Киев: Наук. Думка, 1989. – 192 с.

3. Бондаренко, Ю. В. О влиянии жесткости каркасной крепи усиления на смещения пород кровли / Ю. В. Бондаренко, Г. И. Соловьев, Е. В. Кублицкий, О. К. Мороз // Известия Донецкого горного института. – 2001. – № 1. – С.59-61.

4. Соловьев, Г. И. Обеспечение устойчивости конвейерного штрека комбинированной продольно-балочной и анкерной крепями усиления в условиях шахты им. Е.Т.Абакумова/ Г. И. Соловьев, О. К. Мороз, Я. О. Шуляк // Górnictwo i geologia.

Kwartalnik, tom 4, zeszyt 2a. Wydawnictwo Politechniki Śląskiej. Polska. – Gliwice, 2009.

– S. 171-179.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

139

УДК 622.831

ОСОБЕННОСТИ ПРИМЕНЕНИЯ КОМБИНИРОВАННЫХ СПОСОБОВ ПОДДЕРЖАНИЯ ПОДГОТОВИТЕЛЬНЫХ ВЫРАБОТОК ГЛУБОКИХ ШАХТ ДОНБАССА Панин Ф.А., Панин А.А., Соловьев Г.И., Малышева Н.Н.* Приведен анализ способов обеспечения устойчивости конвейерных штреков при отработке пласта с11 шахты «Южнодонбасская №3», пласта h8 шахты им. М. И. Калинина и пласта k3 шахты «Коммунарская» ПАО «Шахтоуправление «Донбасс» при поддержании и охране их комбинированными способами. Показано, что применение продольно-балочной связи комплектов крепи по длине конвейерного штрека в сочетании с жесткой опорой на бровке лавы позволяет снизить величину вертикальных смещений боковых пород

За последние годы был предложен целый ряд технологических решений по обеспечению устойчивости подготовительных выработок глубоких шахт, поддерживаемых в зоне влияния очистных работ [1 - 4]. Однако применение большинства из предложенных способов осложнялось отсутствием учета особенностей механизма совместной работы вмещающих пород с основной и усиливающей крепями выемочных выработок при использовании сплошных и комбинированных (на базе сплошных) систем разработки [2, 3]. Одним из способов, обеспечивающих устойчивость рам основной крепи подготовительных выработок, является продольно-балочная связь этих комплектов в продольно-поперечном направлении выработок. Данный способ, прошедший достаточно широкую проверку на ряде глубоких шахт Донбасса, позволил снизить вертикальные смещения пород кровли в среднем в 2,0 – 2,5 раза [5, 6]. Применение одинарных или двойных продольных балок для связи рам крепи позволяет снизить повышенную нагрузку на отдельные комплекты крепи за счет перераспределения ее между перегруженными и недогруженными комплектами. Кроме того, обеспечение продольно-поперечной устойчивости рам крепи позволяет сохранить податливый режим их работы на концевых участках лав, в том числе и за счет предотвращения изгибов и разворотов элементов крепи и разрыва ее замков. Однако проведенные наблюдения за процессом деформирования боковых пород на контуре конвейерных штреков при использовании продольно*

Панин Ф.А., Панин А.А. – студенты гр. РПМ-14 Соловьев Г.И. – к.т.н., доц. (научный руководитель) Малышева Н.Н. – ассистент (научный руководитель) (ГОУ ВПО «Донецкий национальный технический университет», г. Донецк)

140

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

балочной крепи усиления (ПБКУ) позволили установить, что данная крепь усиления успешно выполняет свою работу лишь при наличии жесткой опорной полосы на бровке лавы. При отсутствии достаточно жесткой опоры после выемки угля сразу происходит проседание пород кровли со стороны лавы и создается осесимметричная нагрузка на рамы крепи. Это приводит к перекосу рам, заклиниванию замков крепи со стороны выработанного пространства с последующим их разрывом и разрушением элементов крепи. В данной работе представлены результаты наблюдений за смещениями боковых пород при использовании комбинированных способов охраны и поддержания конвейерных штреков глубоких шахт, поддерживаемых в зоне влияния очистных работ.

1. На шахте «Южнодонбасская №3» с 1998 по 1999 г.г. в вентиляционном ходке 4-й восточной лавы пласта с11впервые была применена жесткая продольная связь комплектов арочной крепи по длине подготовительной выработки при ее поддержании в различных зонах проявления горного давления [5, 6]. (рис. 1).

3-я восточная лава

1996

№4

1999

2000

40

40

№2

№3

40

1994

1995

40 40

40

α=7-90

№1

40

1

1997

1998

4-я восточная лава

1999

1998

4-я „бис”восточная лава

2002

2001

2000

5-я восточная лава

1

Рисунок 1 – Выкопировка из плана горных выработок пласта с11 шахты «Южнодонбасская №3»

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

141

Очистной забой работал по восстанию пласта с применением комбинированной системы разработки. В качестве крепи усиления применялась жесткая продольная балка из двутавра №14. Вентиляционный ходок, проведенный комбайном 4ПП-2М вприсечку к конвейерному ходку ранее отработанной 3-й восточной лавы с оставлением угольного целика шириной 4 м, охранялся 2-мя рядами выкладываемых всплошную деревянных буто-костров с размерами 2,0×2,0 м. Общее состояние вентиляционного ходка без применения продольнобалочной крепи усиления показано на рис. 2. Из представленных на рис. 2 фотографий видно, что при поддержании выработки в зоне влияния выработанного пространства на одних участках происходит интенсивное выдавливание пород почвы по центру выработки (рис. 2, а) и для обеспечения свободного прохода горнорабочих здесь производилась подрывка почвы с образованием траншеи в ее средней части. а)

б)

Рисунок 2 – Общее состояние вентиляционного ходка 4-восточной лавы пласта с11 без крепи усиления на расстоянии 60 м (а) и 120 м (б) вслед за лавой

Конструкция вариантов продольно-балочной крепи усиления, расположенных по длине вентиляционного ходка 4-й восточной лавы пласта с11 на четырех экспериментальных участках представлена на рис. 3. Крепь усиления устанавливалась в вентиляционном ходке на расстоянии 250 м перед лавой вне зоны влияния опорного давления лавы. Отрезки балки длиной по 4,5 м соединялись между собой внахлест на 0,5 м болтовыми соединениями. Для предотвращения искривления профиля верхняка основной крепи на всех экспериментальных участках между ним и балкой располагались криволинейные сегменты жесткости из спецпрофиля СВП-27 длиной 3,0 м, которые подвешивались к верхняку по своим концам двумя стандартными металлическими хомутами (рис. 3). Двойные продольные балки располагались симметрично относительно вертикальной оси поперечного сечения выработки на расстоянии 2 м друг от друга.

142

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

а – по длине выработки; б, в, г и д – соответственно на первом, втором, третьем и четвертом экспериментальных участках: 1 – стойка арочной крепи; 2 – верхняк арочной крепи; 3 – криволинейный сегмент жесткости из СВП-27; 4 – продольная балка из отрезков двутавра №14; 5 – элементы крепления балки к верхняку крепи; 6 – отрезок мс металлической цепи для соединения анкера и верхняка крепи; 7 – сталеполимерные анкера; 8 – зона распространения пенополиуретанового кристаллизующегося раствора в кровле выработки; 9 – присечной охранный целик угля; 10 – контурные реперы; 11 – два сплошных ряда бутокостров

Рисунок 3 – Конструкция вариантов продольно-балочной крепи усиления, расположенных по длине вентиляционного ходка 4-й восточной лавы пласта с11

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

143

Сталеполимерные анкеры, применяемые на 2-м и 3-м экспериментальных участках в качестве дополнительного силового элемента, соединялись с верхняком каждой рамы и продольными балками отрезками конвейерной цепи. На первом экспериментальном участке применялась одинарная продольная двутавровая балка, подвешиваемая по центру выработки к верхнякам каждого комплекта основной крепи на специальных крючьях с использованием планок и гаек (рис. 3, б). На втором экспериментальной участке применялась аналогичная одинарная продольная балка с сегментом жесткости в сочетании со сталеполимерными вертикальными анкерами, один ряд которых располагался по центру выработки. Каждый вертикальный сталеполимерный анкер длиной 2,5 м устанавливался возле стыка продольной балки с верхняком крепи и жестко соединялся с ними отрезком конвейерной цепи (рис. 3, в). На третьем экспериментальном участке были установлены две параллельные продольные двутавровые балки с сегментом жесткости в сочетании с двумя рядами радиальных сталеполимерных анкеров длиной по 2,5 м. Анкеры устанавливались в поперечном сечении выработки с наклоном их донной части на 30° в обе стороны от вертикали. Они жестко соединялись отрезками конвейерной цепи с верхняками основной крепи, сегментом жесткости и продольной балкой (рис. 3, г). На четвертом экспериментальном участке были установлены две параллельные продольные двутавровые балки с сегментом жесткости без сталеполимерных анкеров (рис. 3, д). На рис. 4 представлены результаты инструментальных наблюдений за смещениями и скоростями смещений контура кровли выработки на контрольном и 4-х экспериментальных участках при применении 4-х вариантов усиливающей крепи. Применение продольно-жесткой крепи усиления позволило отказаться от применения на сопряжении 4-й восточной лавы с вентиляционным ходком агрегатной крепи сопряжения, т.к. функции этой крепи эффективно выполняла крепь усиления. Применение продольно-балочной крепи усиления с использованием двутавровой балки №14 с жесткостью 15.106 Н.м2, как видно из представленных на рис. 4 графиков, позволило уменьшить смещения контура кровли в зоне влияния очистных работ более чем в 2,75 раза.

2. Для определения рациональных параметров поддержания подготовительных выработок глубоких шахт в зоне влияния очистных работ

144

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

при сплошной системе разработки на шахте им. М.И.Калинина с середины 2002 г. до середины 2005 г. в конвейерном штреке 2-й западной лавы пласта h10 (рис. 5) была проведена проверка эффективности применения продольно-балочной крепи усиления [5, 6].

U,м

Скорость смещений кровли

Смещения кровли

1,25 1,0

h

0,75

В

1 2 3

0,5

4

0,25

5

l, м 0 51

0,005 11 0,010

21 31

0,015

V,м/сут

41

160

120

80

40

0

-40

-80

-120

Расстояние до лавы

1 – на контрольном участке; 2 – на первом; 3 – на втором; 4 – на третьем: 5 – на четвертом экспериментальных участках

Рисунок 4 – Графики смещений (а) и скоростей смещений (б) контура кровли вентиляционного ходка от расстояния до лавы

Рисунок 5 – Схема расположения 2-й западной лавы пласта h10 на плане горных выработок

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

145

Пласт h10 «Ливенский» мощностью 1,22 м, углом падения 19-21°. Глубина ведения работ составляла 1230 – 1265 м. Непосредственно над пластом залегала ложная кровля, представленная тонкослоистым глинистым сланцем мощностью 0,5 м и пределом прочности на одноосное сжатие 15 – 20 МПа. Непосредственная кровля пласта была представлена аргиллитом мощностью 0,5 – 2,0 м и пределом прочности на одноосное сжатие 54 МПа, выше которого залегал глинистый сланец мощностью 3,5 – 5,0 м и прочностью 64,5 МПа. В основной кровле пласта залегал однородный слоистый глинистый сланец мощностью 5,15 м и прочностью 64,5 МПа и глинистый сланец мощностью 3,50 м и прочностью 57,6 МПа. Выше залегал песчаник мощностью 5,76 м и пределом прочности на одноосное сжатие 90,2 МПа. Непосредственная почва пласта была представлена песчано-глинистым сланцем мощностью 1,0 м и прочностью 69,5 МПа. В основной почве пласта залегал мелкозернистый песчаник мощностью 12,0 м и прочностью 125 МПа. Отработка 2-западной лавы осуществлялась по простиранию пласта с применением сплошной системы разработки со средним вентиляционным штреком. Верхний воздухоподающий и средний – вентиляционный штреки проводились вслед за лавой с отставанием до 8 м, а конвейерный штрек проводился с опережением лавы на первом этапе исследований равным 40 м и на втором этапе – 20 м. Средняя скорость подвигания лавы составляла 57 м в месяц, общая длина выемочного поля – 1130 м. Очистной забой 2-й западной лавы был оснащен механизированной крепью 2МКД-90, узкозахватным комбайном РКУ-10 и скребковым конвейером СПЦ-163. Проветривание лавы – возвратноточное: свежая струя подавалась в лаву по 2-му и 1-му западным полевым откаточным штрекам, затем по промежуточным квершлагам, 2-му западному конвейерному штреку и 2му западному воздухоподающему штреку соответственно. Отвод исходящей струи на выработанное пространство осуществлялся по 2-му западному вентиляционному штреку (рис. 5). По бровкам очистного забоя отбойными молотками вынимались две ниши. Длина верхней ниши составляла 6,5 – 9,0 м. В верхней нише вдоль оставляемого выше угольного целика сооружался запасной выход за счет установки по простиранию деревянных рамок с расстоянием между стойками по падению – 1,3 м. Каждая рамка состояла из верхняка (распил из 0,5 деревянной стойки диаметром 0,016 м) длиной 2,4 м и трех деревянных стоек диаметром 0,16 м и длиной 1,6 м. Длина нижней ниши – 2,0 – 4,0 м. Нижняя ниша крепилась индивидуальной металлической крепью, состоящей из металлических верхняков из

146

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

СВП-27 длиной 3,0 м, устанавливаемых по простиранию в одну линию с нахлестом, и гидравлических стоек 11СУГ-30. По мере передвижки конвейера гидравлические стойки снимались и за конвейером вместо них устанавливались деревянные стойки. Вынесенная на конвейерный штрек приводная станция конвейера СПЦ-163 устанавливалась на постель секции КМ-87УМН с гидростойками и крепилась двумя составными упорными деревянными или металлическими стойками из СВП-33. Выемка угля и породы (над приводом скребкового конвейера в верхней нише и на бровке лавы у конвейерного штрека) производилась одним забоем на высоту 1,6 м. При установке в нишах комплектов постоянной крепи на участках с легкообрушающимися породами кровли производилась затяжка кровли вразбежку деревянной доской-шилевкой длиной 1,2 м и толщиной 0,035 м. Конвейерный штрек проводился буровзрывным способом и крепился пятизвенной арочной податливой крепью (АП-5/16,6) из спецпрофиля СВП-33 с шагом установки рам крепи 0,5 м. Для обеспечения устойчивости интенсивно деформирующихся выработок (конвейерного и воздухоподающего штреков) применялось их группирование на полевые штреки, проводимые под выработанным пространством в прочных песчаниках почвы пласта с отставанием от лавы на 100 – 150 м и на расстоянии 20 м по нормали от пласта. Полевые штреки соединялись с пластовыми штреками наклонными промежуточными квершлагами, расстояние между которыми по простиранию составляло 200 – 250 м. Охрана 2-го западного конвейерного штрека осуществлялась за счет: – выкладки чураковой стенки на глине шириной 1,3 м с оставлением бермы шириной 0,7 м выше конвейерного штрека, заполняемой вручную дробленой породой от подрывки почвы выработки; – возведения однорядной обрезной органной крепи вдоль линии обрушения пород непосредственной кровли. Органка из деревянных стоек диаметром 0,14 м устанавливалась с шагом 0,2 м под деревянный верхняк из половины стойки диаметром 0,16 м. Сопряжения конвейерного штрека с запасными выходами из лавы крепились деревянным распилом длиной 1,0 – 1,5 м из половины деревянной стойки диаметром 0,16 м, который укладывался одним концом на желоб сегмента арки крепи штрека, а другой – опирался на верхняк крепи запасного выхода. Выше верхняков укладывалась деревянная затяжка всплошную. Основная крепь конвейерного штрека усиливалась одиночными металлическими стойками из спецпрофиля, устанавливаемыми через 1,5 м под верхняки арочной крепи. Для обеспечения устойчивости этих стоек на верхний ее конец под углом 90° был приварен отрезок из спецпрофиля СВП-33 длиной 0,3 м. В зависимости от высоты выработки

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

147

Т-образные металлические стойки изготавливались либо из одного отрезка, либо составными из двух отрезков спецпрофиля СВП-33, соединяемых между собой двумя стандартными скобами. В зоне влияния опорного давления лавы наблюдалось интенсивное деформирование боковых пород. По этой причине в конвейерном штреке производилась двукратная подрывка пород почвы по всей длине выработки на глубину 1,0 м. Неудовлетворительное состояние конвейерного штрека при традиционном его поддержании показано на фотографиях рис. 6. а)

в)

б)

г)

Рисунок 6 – Состояние конвейерного штрека без крепи усиления на расстоянии 60 м (а-в), 100 м (г) от лавы и при перекреплении выработки

В результате анализа наблюдений за проявлениями горного давления в конвейерном штреке 2-й западной лавы пласта h10 было установлено, что в опережении штрека, на сопряжении с лавой и на участке длиной 30 – 40 м вслед за очистным забоем максимальные смещения породного контура происходили по напластованию пород кровли при значительных смещениях элементов крепи в замках со стороны массива. При этом интенсивный рост вертикальных смещений породного контура начинался на расстоянии 20 – 25 м перед лавой.

148

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

На сопряжении с лавой вертикальные смещения составляли в среднем около 2,5 м, из которых на долю кровли приходилось 75-80 %, а горизонтальные смещения равнялись 1,25 – 1,3 м. Вслед за лавой в зоне влияния выработанного пространства на участке длиной 60 – 80 м вертикальные смещения достигали 3 м, из которых смещения кровли составляли около 60 %. Таким образом, уже на расстоянии 100 м вслед за лавой необходимо было перекреплять конвейерный штрек из-за неудовлетворительного состояния крепи, что видно из фотографий, представленных на рис. 6. Вслед за лавой на участке штрека длиной 30 – 40 м, происходил перекос комплектов крепи из-за асимметричной нагрузки рам. Вследствие этого большинство (около 80 %) замков со стороны выработанного пространства заклинивалось и разрывалось, что сопровождалось выдавливанием забойных стоек арочной крепи в полость выработки на величину 0,9 – 1,3 м (рис. 6, в). На первом этапе опытно-промышленной проверки на двух участках конвейерного штрека длиной по 150 м комплекты арочной крепи были связаны по длине выработки одинарной продольно-балочной крепью усиления с симметричным (рис. 6, а) и асимметричным (рис. 6, б) расположением относительно вертикальной оси выработки. Крепь усиления представляла собой продольную балку из отрезков спецпрофиля СВП-33 длиной по 4,5 м, которые соединялись на каждом стыке внахлест на 0,5 м двумя стандартными хомутами. Балка подвешивалась в средней части верхняка каждой рамы крепи на 2-х металлических крючьях диаметром 0,024 м с помощью планок и гаек (рис. 7). Отставание продольно-балочной крепи от проходческого забоя конвейерного штрека не превышало 4 – 6 м.

1 – верхняк крепи; 2 – стойка крепи; 3 – отрезок продольно-балочной крепи усиления из СВП-33; металлические соответственно: 4 – болты-крючья; 5 – планки; 6 – гайки 7 – пластины-подкладки в зазоре

Рисунок 7 – Элементы крепления продольно-балочной крепи усиления к верхняку основной крепи

149

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

На втором этапе, для повышения жесткости крепи усиления и предотвращения интенсивных боковых смещений контура выработки со стороны напластования пород, в штреке была установлена двухбалочная усиливающая крепь с симметричным расположением балок по верхняку на расстоянии 2,0 м друг от друга по ширине выработки (рис. 8 в, д). б) 3

1

2 3

5,5

2 3

5,5

1

1,2

1 5,2

1,2

5,5

2

в)

5,2

г)

1,2

а)

5,2

д)

е) 2

5,2

3,6 5,5

3

1 5,2

3

1,2

5,2

1

1,2

1

5,5 3,6

3

2

1,2

5,5

2

1 – арочная крепь; 2 – продольная балка; 3 – элементы крепления балки к верхняку основной крепи

Рисунок 8 – Способы усиления арочной крепи конвейерного штрека 2-й западной лавы пласта h10 «Ливенский» шахты им. М.И.Калинина при: однобалочной (а, в) и двухбалочная (б, г, д) крепях усиления из спепрофиля СВП-33; при симметричном (а, в, д) и асимметричном (б, г, е) расположении балок по периметру крепи

Применение двухбалочной крепи усиления с симметричным расположением балок по верхняку крепи позволило повысить эффективность работы арочной крепи за счет пространственной консолидации ее комплектов и создания из них жесткой каркасной конструкции, препятствующей продольно-поперечным перемещениям рамам основной крепи. На третьем этапе для повышения качества работы продольно-балочной крепи усиления, расположение балок по профилю верхняка было изменено таким образом, что одна балка была размещена по центру верхняка, а вторая – на 0,2 м выше замка арочной крепи – по линии действия максимальной нагрузки со стороны напластования пород кровли (рис. 8, е).

150

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

Такое симметричное расположение балок относительно напластования и вектора максимального давления на крепь позволило улучшить состояние арочной крепи за счет перераспределения повышенной и неравномерной нагрузки между перегруженными и недогруженными комплектами арочной крепи по длине выработки и локализовать вредное воздействие на элементы крепи больших изгибающих моментов. Наличие жесткой продольно-балочной усиливающей связи, расположенной по линии воздействия максимальных нагрузок со стороны напластования пород кровли, создало предпосылки для образования в кровле пласта и в боку выработки локальных грузонесущих зон, препятствующих развитию процесса складкообразования, что в конечном итоге обеспечило сохранение устойчивости выработки (рис. 9). а)

б)

в)

г)

Рисунок 9 – Состояние конвейерного штрека с продольно-балочной крепью усиления в проходческом забое (а) и вслед за лавой на расстоянии соответственно: б) – 60 м; в) – 80 м (при отсутствии крепи усиления на локальном участке); г) –120 м за (при подрывке почвы)

На рис. 10 представлены результаты инструментальных наблюдений за смещениями и скоростями смещений боковых пород на контуре конвейерного штрека при использовании 3-х вариантов продольно-балочной крепи усиления (рис. 8).

151

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

Применение продольно-балочной крепи усиления позволило, при минимальных затратах сил и средств и без создания технологических помех выполнению рабочих процессов в конвейерном штреке на его сопряжении с лавой, снизить конвергенцию боковых пород на контуре выработки. а)

б)

Uверт, м

Uбок., м

6,0

3,0 1

5,0

2,5 2

4,0 3,0

Расстояние до лавы

0 0,02

40 20

0

-20

-40 -60

4

L, м

-80 -100

4

1, 0

Расстояние до лавы 0, 40 20 0,02 0,04

0,04 0,06

3 2 1

0,08 Vкр., м/сут

3

1,5

4

1,0

2

1

2,0

3

2,0

В

0,06

0

-20

-40 -60

L, м

-80 -100

3

2 1

4

0,08 0,10 Vбок., м/сут

Рисунок 10 – Графики зависимости вертикальных (а) и горизонтальных (б) смещений и скоростей смещений породного контура конвейерного штрека 2-й западной лавы пласта h10 от расстояния до лавы: 1 – на контрольном участке без продольнобалочной крепи усиления; 2 – на первом экспериментальном участке при использовании одной центральной балки из СВП-33; 3 и 4 – на втором и третьем экспериментальных участках соответственно при двух симметричных и двух асимметричных балках и опережении лавы забоем конвейерного штрека на 45 м

При однобалочной крепи усиления величина вертикальных смещений была снижена на 0,9 м (в 1,6 раза) на сопряжении с лавой и на 1,5 м (или в 1,4 раза) на расстоянии 120 м за лавой. При использовании двух балок вертикальные смещения на сопряжении с лавой уменьшились в среднем на 1,6 м (в 2,78 раза), а на расстоянии 120 м за лавой они снизились на 2,6 м (в 1,9 раза) и 2,8 м (в 2,1 раза) соответственно при асимметричном и симметричном расположении балок по длине верхняка крепи. Горизонтальные смещения боков конвейерного штрека при использовании одной балки были снижены на 0,5 м (в 1,67 раза) на сопряжении с лавой и на 0,3 м (в 1,12 раза) на расстоянии 120 за лавой.

152

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

Применение двухбалочной крепи усиления позволило снизить боковые смещения в створе с лавой в среднем на 0,65 м и 0,75 м (в 2,1 и 2,5 раза) соответственно при асимметричной и симметричной схемах расположения продольных балок. На расстоянии 120 м за лавой боковые смещения были снижены соответственно на 0,8 м и 1,1 м (в 1,4 и 1,65 раза). Положительные результаты проверки эффективности продольнобалочной крепи усиления в условиях конвейерного штрека 2-й западной лавы пласта h10 шахты им. М.И.Калинина, полученные при использовании сплошной системы разработки и подержании выработки в зоне влияния выработанного пространства, позволили сделать вывод о возможности управления процессом самоорганизации породных отдельностей на контуре выработки при продольно-жесткой связи рам основной крепи. Таким образом, выполненные наблюдения за смещениями боковых пород на контуре выемочных выработок в условиях шахт «Южнодонбасская №3» и им. М.И. Калинина позволили установить, что применяемые на шахтах комбинированные способы поддержания и охраны выработок обеспечивают их устойчивое состояние на весь срок службы выработки. Библиографический список 1. Каретников, В. Н. Крепление капитальных и подготовительных горных выработок. Справочник / В. Н. Каретников, В. Б. Клейменов, А. Г. Нуждихин // – М.: Недра, 1989. – 571с.

2. Черняк, И. Л. Повышение устойчивости подготовительных выработок / И. Л. Черняк. – М.: «Недра», 1993. – 256с.

3. Черняк, И. Л. Управление состоянием массива горных пород / И. Л. Черняк, С. А. Ярунин. – М.: Недра, 1995. – 395с.

4. Литвинский, Г. Г. Стальные рамные крепи горных выработок / Г. Г. Литвинский, Г. И. Гайко, М. И. Кулдыркаев. – К.: Техніка, 1999. – 216с.

5. О возможности перераспределения повышенной нагрузки между комплектами арочной крепи выемочных выработок глубоких шахт / Соловьёв Г. И. [и др.] // Науковий вісник Національного гірничого університету. – Дніпропетровськ, 2004. – №10. – С.48-52.

6. Соловьев, Г. И. Особенности физической модели самоорганизации боковых пород на контуре выемочной выработки при продольно-жестком усилении арочной крепи / Г. И. Соловьев // Науковий вісник Національного гірничого університету. – Дніпропетровськ, 2006.– №1. – С.11-18.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

153

ОБОСНОВАНИЕ ВИДА ПЕРЕПРАВЫ КЕРЧЕНСКОГО ПРОЛИВА Палейчук Н.Н., Санин Д.А., Рябичев В.Д.* Обоснована практическая целесообразность перспективы сооружения в Керченском проливе подводного многоуровневого тоннеля. Выполнено сравнение технико-экономических показателей сооружения Керченского моста и предлагаемого варианта тоннеля. Обосновано конструктивное решение обделки тоннеля при помощи метода конечных элементов. Ключевые слова: Керченский пролив, мост, тоннель, риски, стоимость, пропускная способность, напряженно-деформированное состояние, перемещения, целесообразность.

Актуальность исследований вызвана рядом спорных вопросов вокруг строительства моста в Керченском проливе и, прежде всего, техникоэкономической обоснованностью такого решения. Геологическое строение Керченского пролива представлено морскими илами и алевритами с черноморским комплексом фауны, новоазовскими илами и алевритами, древнечерноморскими илами и алевритами, ракушечниками с лиманно-морским комплексом фауны, песками с лиманным комплексом фауны, оторфованными илами, морскими отложениями со смешанной фауной, кварцевыми песками, глинами, суглинками, супесями, известняками, ракушечниками, мелководными глинами, конгломератами и другими маломощными прослойками [1]. При обосновании того или иного технико-технологического решения следует принимать во внимание не только технико-экономическую эффективность, но и вероятные риски при соответствующем варианте инженерно-строительного решения. При строительстве подземных сооружений риски представлены следующими составляющими [2]:экологической, коммерческой, экономической, контрактной, управленческой, исполнительской, социальной, строительной и эксплуатационной. При строительстве мостов к рискам, характерным для строительства промышленных и гражданских зданий и сооружений в составляющую группу эксплуатационных рисков добавляются: высокая вероятность военного поражения тактическим и стратегическим типами воору*

Палейчук Н.Н. – к.т.н., доц. каф. ГД Санин Д.А. – студент гр. РМСо-141 Рябичев В.Д. – д.т.н., проф. (научный руководитель) (АФГТ ЛНУ им. В.Даля, г. Антрацит, paleynik@live.com)

154

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

жений, землетрясение (в геоактивных районах), теракт, аварии с участием кораблей и штормами [3]. К составляющей экономических рисков в настоящее время также следует отнести финансовые и страховые ограничения, связанные с действием политических и экономических санкций ряда стран. Для предварительного анализа в качестве технико-экономических параметров сравнения приняты удельная стоимость сооружения тоннеля и моста, полная стоимость сооружений, планируемые грузо- и пассажиропотоки. С учетом инженерно-геологических условий пролива в настоящее время целесообразными являются два варианта протяженности тоннеля [4, 5] – 12 км в районе о. Тузла и 7 км – в районе косы Чушка. Если рассматривать вариант тоннеля протяженностью 12 км, то даже в этом случае полная стоимость тоннеля будет на 20 % ниже полной стоимости моста [5] в силу большей на 2,8 км протяженности моста. По предварительным расчетам полная проектная стоимость тоннеля длиной 12 км будет составлять 180 млрд. руб., а полная стоимость моста – 230 млрд. руб. [4, 5].

а)

б) а – стоимость 1 м строительства; б – полная стоимость строительства

Рисунок 1 – Сопоставление проектной стоимости сооружения моста и тоннеля

Сравнение плановой пропускной способности, показывает, что тоннель предпочтительнее моста, так как пропускная способность последнего в целом на 20 % ниже. Пропускная способность автомобильной части составляет 40 и 50 тыс. автомобилей в сутки у моста и тоннеля соответственно. Плановая пропускная способность железнодорожного транспорта тоннеля на 31 пару поездов в сутки больше, чем данный показатель моста (рис 2).

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

а)

155

б) а – автомобильного транспорта; б – железнодорожного транспорта Рисунок 2 – Сопоставление проектной пропускной способности моста и тоннеля

Сравнение технико-экономических показателей показало, что строительство тоннеля экономически выгоднее, несмотря на большую, чем у моста, удельную стоимость сооружения. В силу меньшей по сравнению с мостом протяженности тоннеля полная стоимость тоннеля более чем на 27% меньше полных затрат при сооружении моста, а учитывая меньшее количество рисков и большую пропускную способность тоннеля, становится очевидным его полное преимущество. Анализ оптимальности форм и размеров поперечных сечений по экономическим соображениям (стоимость строительства и эксплуатации по аналогии с зарубежными странами) показал, что наиболее предпочтительны в условиях Керченского пролива тоннель круглой формы с 4-мя автомобильными полосами, и 2-мя железнодорожными полосами и тоннель в форме эллипса. Для окончательного выбора поперечного сечения тоннеля был проведен анализ напряженно-деформированного состояния обделки тоннеля при помощи метода конечных элементов. На рис. 3 представлены изополявертикальных перемещений, максимальные значениякоторых наблюдаются в верхней части обделки тоннеля и составляют для кругового и эллиптического поперечных сечений соответственно 1,57 мм и 1,09 мм. Характер вертикальных напряжений при исследовании НДС обделки более равномерный по контуру сечения, в то время как при круговой форме, максимальные напряжения наблюдаются в нижней части обделки, что позволяет сделать вывод о целесообразности выбора эллиптической формы поперечного сечения.

156

а)

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

б) Рисунок 3 – Изополя вертикальных перемещений обделки тоннеля: а – кругового поперечного сечения; б – эллиптического сечения

В результате сравнения рисков, технико-экономических параметров: удельной стоимости сооружения тоннеля и моста, полной стоимости сооружения, планируемых грузо- и пассажиропотоков, а также параметров НДС, можно сделать вывод о том, что более целесообразным по сравнению с мостом является сооружения тоннеля эллиптической формы поперечного сечения. Библиографический список 1. Геология шельфа УССР. Керченский пролив [Текст] / Шнюков Е. Ф. [и др.]

– Киев : Наук.думка, 1981.– 160 с.

2. Куликова, Е. Ю.Классификация рисков при строительстве городских подземных сооружений [Текст] / Е. Ю. Куликова // Горный информационноаналитический бюллетень. – №12. Специальный выпуск 39. – 2016. – С. 27-43.

3. Васильева, Е. Керченский мост – проблемы / Е. Васильева. – [Электронный ресурс]. – Режим доступа: http://kontinentusa.com/kerchenskii-most-problemy/.

4. Рыжевский, М.Переправа через керченский пролив – мост или тоннель / М. Рыжевский.

– [Электронный ресурс].

– Режим доступа: http://undergroundexpert.info/issledovaniya-i-tehnologii/analitika/kerchenskij-proliv-mostili-tonnel/.

5. Утверждена итоговая стоимость строительства Керченского моста // РИА Новости Украина.

– [Электронный ресурс].

– Режим доступа: https://rian.com.ua/society/20160711/1012991244.html

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

157

УДК 622.016+519.86

ЭКОНОМИЧЕСКИЕ АСПЕКТЫ ГЕОТЕХНОЛОГИИ НА ШАХТАХ ВОСТОЧНОГО ДОНБАССА Палейчук Н.Н., Спичак Ю.Н.* Рассмотрены варианты потенциального стратегического техникоэкономического развития угледобывающей отрасли. Приведены основные типы экономических моделей предприятий при нисходящем и восходящем порядках отработки запасов шахтных полей. Выполнен анализ направлений повышения эффективности функционирования угольной отрасли. Ключевые слова: угольные запасы, потребление, добыча, конкурентоспособность, себестоимость, экономическая эффективность.

Актуальность. В последнее время угольная отрасль переживает не лучшие времена. Сокращается количество шахт, а многие действующие предприятия находятся на пороге рентабельности. Привлечение инвестиций несколько повысило экономическую стабильность шахт, однако доля частных и корпоративных инвесторов сокращается в связи с туманными перспективами самой технологии отработки угольных запасов при переходе шахт рубежа глубины 1000 м. В связи с вышеизложенным является актуальным аналитическое исследование экономических аспектов существующей и перспективной геотехнологии в условиях шахт восточного Донбасса. Общие запасы угля на планете оцениваются в 860 млрд. тонн. По прогнозам человечеству хватит их на 200 лет. Это солидный срок, учитывая, что запасы нефти и газа должны истощиться гораздо раньше. Как следует из [1], динамика потребления угля в мире увеличивается и к 2030 году составит более четырех миллиардов тонн в год. А основным драйвером этого роста, согласно прогнозам, выступит Азиатско-Тихоокеанский регион. Добыча угля в России также будет увеличиваться. Для России угледобыча является одной из важных составляющих экономики, так как кроме обеспечения внутренних потребностей, уголь является стратегически важным экспортным сырьем. По данным энергетической стратегии до 2040 года, Россия располагает существенными ресурсами угля, значитель*

Палейчук Н.Н. – к.т.н., доц. каф.ОТ Спичак Ю.Н. – д.т.н., проф. каф.ГД (ДонГТУ, г. Алчевск, АФГТ ЛНУ им. В.Даля, г. Антрацит) paleynik@live.com

158

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

ная часть ресурса приходится на Сибирь (64 %) и Дальний Восток (30 %). Около половины добытого угля в России идет на экспорт, в январедекабре 2016 года было добыто 357,33 млн. тонн угля (что на 1,5 % больше по сравнению с 2015 годом), экспорт российского угля в 2016 году составил 149,329 млн. тонн (что на 8,3 % больше по сравнению с показателем 2015 года). Одним из главных экономических показателей эффективности работы предприятия является себестоимость продукции – удельная стоимость или затраты отнесенные на единицу выпускаемой продукции. Этапы и последовательность формирования полной себестоимости 1 т угля на шахте представлены на рис. 1.

Рисунок 1 – Формирование полной себестоимости угля

Рассматривая вопрос конкурентоспособности и экономической эффективности угледобычи в восточном Донбассе следует остановиться на некоторых моментах: во-первых – объективные рыночные и форсмажорные факторы, такие, как военные действия, экономическая блокада и скачки спроса на высокометаморфизованные антрациты обнажили многие проблемы угольной отрасли, накапливавшиеся годами, а именно – доставшиеся от советской эпохи модели финансирования, менеджмента и развития предприятий и отрасли в целом являются слишком инертными в

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

159

условиях рыночной экономики и слабо адаптируются под изменяющиеся условия; во-вторых, для Донбасса уголь – превалирующий невозобновляемый ресурс, что требует особого подхода к его разработке и применению; в-третьих – в современных условиях развития альтернативных источников энергии применение угля только в качестве топлива экономически не оправдано. Кроме того практически все шахты Донбасса работают в нисходящем порядке отработки запасов, что обуславливает тенденцию роста удельных условно-постоянных затрат на добычу 1 т, что описывается кривой С ( t ) на рис. 2.

Рисунок 2 – Изменение затрат на добычу угля при нисходящем порядке отработке запасов

При отсутствии инновационных подходов к разработке месторождения, граница экономически целесообразной работы шахты определяется 2-й точкой безубыточности производства. 1-й точкой безубыточности традиционно является время выхода на плановую производственную мощность шахты А1. Самые низкие затраты будут при оптимальной производственной мощности А2, при которой себестоимость 1 т угля будет минимальной. При увеличении добычи сверх этого значения или при длительной работе шахты в соответствующем режиме, удельные затраты начнут возрастать до предела экономической целесообразности. Одним из перспективных направлений для новых шахт является обратный (восходящий) порядок отработки запасов – от нижней к верхней

160

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

техническим границам. В этом случае область экономически целесообразного производства увеличивается при снижении удельных условнопостоянных затрат, что отображено на рис.3.

Рисунок 3 – Изменение затрат на добычу угля при восходящем (обратном) порядке отработке запасов

Область экономически эффективного производства для зависимостей рис. 2 и 3 описывается выражением x2

Е =  ( f1 ( x ) − f 2 ( x ) )dx ;

(1)

x1

где Е – область экономически эффективного производства; x1 и x2 – соответственно время освоения производственной мощности и время/производственная мощность шахты при достижении второй точки безубыточности производства; f1 ( x ) – функция, аппроксимирующая условнопеременные затраты C ( t ) ; f 2 ( x ) – функция, аппроксимирующая удельные условно-постоянные затраты C ( A) . Область экономически эффективного производства при восходящем порядке отработки запасов одной и той же шахты более чем на 20 % превышает данный параметр при отработке от верхней к нижней технической границе шахтного поля. Данный факт являлся не последним аргументом в

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

161

пользу соответствующей технологии реализуемой на многих предприятиях за рубежом [2]. Одним из направлений эффективного использования угля является производство на его основе продуктов высокого спроса, стоимость которых в 20 – 25 раз выше стоимости самого угля. Уголь является началом цепочки по формированию продукции с высокой добавленной стоимостью. Например, из 1 тонны антрацита, стоимость которого около 3 – 4 тыс. руб., можно получить 1 тонну углеродного сорбента, стоимость которого может достигать 3 млн. руб. [2]. На рис. 4 представлены варианты эффективного использования недр, реализация которых позволит существенно повысить область экономической эффективности и практической целесообразности.

Рисунок 4 – Основные направления комплексного освоения недр

Поскольку к ресурсам месторождения при его разработке относится не только уголь, следует оценить потенциал использования недр в других направлениях, таких как попутная добыча газа, производство строительных материалов, добыча редкоземельных элементов, использование подземных вод, использование добытых пород как стройматериалы, медицина, использование подземных пустот, фармакология, использование угля в качестве фильтрующего агента и др. Вышеизложенное позволяет сделать следующие выводы:

162

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

1. Себестоимость угля при нисходящем порядке отработки запасов будет возрастать в связи с увеличением постоянных и удельных переменных затрат.

2. Потенциал использования угля позволит выводить его на новые рынки, что приведет к формированию экономической деятельности, в которой ископаемый уголь будет являться началом цепочки по формированию продукции с высокой добавленной стоимостью. Библиографический список 1. Развитие угольной промышленности в России. [Электронный ресурс]. – Режим доступа: http://doloni.ru/ugolnaya_promyishlennost_rossii.html#h2_3.

2. Каплунов, Д. Р. Развитие теории проектирования комплексного освоения недр при разработке рудных месторождений [Текст] / Д. Р. Каплунов // Горный журнал. – №5, 2005. – С12-15.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

163

УДК 622.831.322:635

ВЫБРОСООПАСНОСТЬ ПОЛОГИХ НАРУШЕННЫХ УГОЛЬНЫХ ПЛАСТОВ ДОНБАССА Радченко А.Г., Киселев Н.Н., Радченко А.А., Горбунов И.Э.* В условиях Донецко-Макеевского геолого-промышленного района Донбасса выполнен статистический анализ проявления внезапных выбросов угля и газа на нарушенных угольных пластах в зависимости от амплитуды нарушения и расстояния до него. Ключевые слова: угольные пласты, внезапные выбросы угля и газа, геологические нарушения, амплитуда нарушения, расстояние до нарушения, разведочные скважины, длина скважин, напряженное состояние

Углепородный массив является сложной, дискретной, блочной, неоднородной геологической средой. Неоднородность горного массива обусловлена влиянием геологических, тектонических, геодинамических и геомеханических факторов. К геологическим факторам следует отнести следующие процессы: осадконакопление, метаморфизм углей и катагенез пород, процессы флюидизации и процессы движения газов в нарушенном горном массиве. Под воздействием тектонических сил формируются участки, отличающиеся степенью интенсивности трещиноватости, степенью нарушенности, газоносности угольных пластов и вмещающих пород. В результате совместного действия геодинамических, геологических и тектонических процессов в горном массиве сформировались различные участки, характеризующиеся: а) анизотропией свойств горных пород и угольных пластов; б) неравномерностью распределения напряжений и газоносности в угольных пластах и вмещающих их породах. В угольных пластах наблюдаются геологические нарушения различных уровней и масштабов: утонения и утолщения пластов, невыдержанность по мощности и углам падения, расщепления пластов, выклинивания пластов, седи*

Радченко А.Г. – горный инженер-маркшейдер отдела эколого-геофизических исследований РАНИМИ Киселев Н.Н. – начальник отдела геологии, к.т.н., ст. научный сотрудник Горбунов И.Э. – ведущий инженер отдела эколого-геофизических исследований (Республиканский академический научно-исследовательский и проектно-конструкторский институт горной геологии, геомеханики, геофизики и маркшейдерского дела (Министерство образования и науки ДНР, г. Донецк), andrei.agrov@yandex.ua)

Радченко А.А. – инженер-строитель, асс. кафедры металлоконструкций (Донбасская национальная академия строительства и архитектуры (Министерство образования и науки ДНР, г. Макеевка)

164

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

ментационные, структурные, пликативные и дизъюнктивные нарушения, зоны складчатости, тектонополосы, узлы сопряжений геологических нарушений и тектонополос, линеаменты и т. д. В зонах геологических нарушений угольные пласты и вмещающие их породы характеризуется как физически дискретная, неоднородная среда, в которой усиливаются градиенты изменения физико-механических, газокинетических свойств углей, вмещающих пород и их напряженного состояния. В углепородном массиве в тектонически нарушенных зонах изменения физико-механических свойств, напряженного и газодинамического состояния носят нелинейный, дискретный, а во многих случаях и скачкообразный характер. Практикой ведения горных работ на шахтах и рудниках установлено, что в горном массиве наблюдаются большие вертикальные и горизонтальной напряжения. Геомеханические процессы, происходящие при ведении горных работ в зонах геологических нарушений, имеют свои особенности и отличия по сравнению с ведением горных работ в нормальных условиях залегания угольных пластов и вмещающих пород. При ведении горных работ в зонах геологических нарушений в результате происходящих геомеханических процессов наблюдается перераспределение напряженного и газодинамического состояний в системе «угольный пласт – вмещающие породы». Обобщение опыта ведения горных работ в сложных горно-геологических условиях на шахтах Донбасса показало, что в зонах геологических нарушений частота и интенсивность внезапных выбросов угля и газа возрастают, ведение горных работ в зонах нарушений сопровождается серьезными авариями и повышенным травматизмом [1]. Знание основных особенностей изменения напряженного и газодинамического состояний в зонах геологических нарушений позволяет принимать правильные технические и технологические решения при пересечении зон горногеологических нарушений (ГГН) и выбирать наиболее рациональные способы и оптимальные технологические схемы для выполнения: а) способов оценки степени выбросоопасности зон ГГН; б) способов ведения текущего прогноза выбросоопасности угольных пластов; в) способов борьбы с внезапными выбросами угля и газа; г) способов контроля эффективности применяемых противовыбросных мероприятий. Поэтому, целями настоящей работы являются: а) установление особенностей распределения напряжений при переходе зон ГГН; б) установление закономерностей проявления внезапных выбросов угля и газа в зонах геологических нарушений на шахтах Донбасса. Геологические нарушения в одних случаях усиливают потенциальную выбросоопасность угольных пластов (как правило, в зонах сжатия), а в других случаях снижают выбросоопасность пластов (зоны растяжения гор-

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

165

ного массива). При проведении горных выработок происходит взаимное наложение существующих полей напряжений: 1) опорного давления, существующего впереди проводимой выработки (рис.1, а); 2) эпюр напряжений, существующих в зонах геологических нарушений (рис. 1, б, в, г, д, е). Эпюры напряжений в зонах геологических нарушений взяты из работы [2]. Необходимо отметить, что в работе [2] рассматриваются только статические поля напряжений. Наряду с этим, следует также учитывать динамические пригрузки, т. е. динамические поля напряжений, которые возникают при динамических посадках непосредственной и основной кровель.

а – для нормальных условий залегания пласта; б, в, г, д, е – в зонах нарушений Рисунок 1 – Эпюры напряжений в призабойной зоне выработок при подходе к нарушению – (1) и при его пересечении – (2)

Наиболее неблагоприятным является момент приближения забоя выработки к разрывному нарушению и затем вскрытие сместителя нарушения. Наиболее высокая пригрузка краевой части угольного пласта происходит при углах падения сместителя α ≤ 90о (см. рис. 1б,1в). В этих слу-

166

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

чаях вышележащий блок пород и угольный пласт не являются единым целым горного массива, сдвижение пород проходит более интенсивно, а в ряде случаев скачкообразно. При этом площадь угольного целика, расположенного между плоскостью забоя выработки и сместителем нарушения, постоянно сокращается, напряжения в целике угля постоянно растут, потенциальная выбросоопасность этого участка значительно возрастает. Из анализа рис.1 следует, что процессы сдвижения горных пород непосредственно связаны с геологическими и тектоническими условиями залегания угольных пластов. Так, например, в работе [3] рассмотрены особенности строения угленосной толщи в зонах разрывных и пликативных геологических нарушений и показано существенное их влияние на процессы деформирования горного массива. Согласно [3], кривая оседаний породных слоев имеет скачкообразный характер (нелинейный, знакопеременный, пилообразный характер). В горном массиве при наличии зон ГГН происходит ассиметричное распределение напряжений в пространстве, которое обусловливает аномальный характер распределения сдвижений и деформаций пород кровли. Весьма часто в горном массиве наблюдается одновременное присутствие различных типов нарушений: разрывных, пликативных, структурных, что весьма характерно для складчатых структур. Складчатость оказывает важное влияние на процессы сдвижения углепородного массива. Согласно [3], основной причиной аномального развития процессов сдвижения в складках является изменение углов падения слоев. Обобщение многолетнего опыта ведения горных работ в сложных горно-геологических условиях разработки на шахтах Донбасса показало, что выбросопасность зон геологических нарушений зависит также от следующих факторов: а) расстояния от зоны ГГН до плоскости забоя выработки – R, м; б) от амплитуды геологического нарушения – А, м; в) от пространственного расположения выработки и нарушения, т.е. от угла встречи между плоскостью забоя проводимой выработки и линией сместителя разрывного нарушения –ϕ о[1]. С целью установления ряда закономерностей проявления внезапных выбросов угля и газа в зонах геологических нарушений был выполнен статистический анализ внезапных выбросов на пологих пластах ДонецкоМакеевского геолого-промышленного Донбасса. Сведения о количестве внезапных выбросов, зафиксированных на различных расстояниях от зон ГГН, приведены в таблице 1. Анализ проявления внезапных выбросов был выполнен за период 1961 – 1980 гг. по трем особо выбросоопасным пластам h7, h8, h10. Из табл. 1 следует, что большинство внезапных выбросов и выбросов, произошедших при сотрясательном взрывании, зафиксированы на расстояниях до 10,0м от зон геологических нарушений.

167

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

Также был выполнен анализ изменения количества внезапных выбросов угля и газа в зависимости от расстояния – R, м до разрывных геологических нарушений и относительной амплитуды смещения пласта – А / m, м по трем особо выбросоопасным пластам h7, h8, h10 за период 1961 – 1980 гг., см. таблицу 2. Таблица 1 – Количество внезапных выбросов угля и газа, зафиксированных на различных расстояниях от зон мелкоамплитудных нарушений, на особо выбросоопасных пластах h7, h8, h10 Донецко–Макеевского геолого-промышленного района Донбасса

Расстояние, R, м 0–2 2,1 – 4 4,1 – 6 6,1 – 8 8,1 – 10 10,1 – 15 15,1 – 20 Всего

Внезапные выбросы Кол –во, ед.

139 10 9 5 1 6 1 171

Частота, % 81,29 5,85 5,26 2,92 0,58 3,51 0,58

Выбросы при сотрясательном взрывании Кол – во, ед. Частота, % 238 87,50 8 2,94 10 3,68 5 1,84 4 1,47 3 1,10 4 1,47 272

Таблица 2 – Изменение количества внезапных выбросов угля и газа в зависимости от расстояния – R, м до разрывных геологических нарушений и относительной амплитуды смещения пласта – А / m, м по трем особо выбросоопасным пластам h7, h8, h10 Донецко–Макеевского геолого-промышленного района Донбасса

Расстояние, м 0–2 2,1 – 4 4,1 – 6 6,1 – 8 8,1 – 10 10,1 –12,0 12,1 –14,0 14,1– 16,0 16,1– 18,0 18,1 – 20,0 Итого:

Относительная амплитуда А/m, м 0,1– 1,0 1,1– 2,0 2,1–3,0 3,1– 15,0 15,1–50,0 142 17 4 2 1 14 2 1 1 9 2 2 1 1 8 1 1 2 1 1 1 4 1 1 1 1 1 3 182 24 6 5 8

Всего: 166 17 15 10 4 1 4 3 1 4 225

168

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

Анализ данных таблицы 2 показал, что с ростом значений относительной амплитуды смещения пласта – А/m, м увеличивается зона влияния разрывных геологических нарушений и выбросы происходят на расстояниях до 20,0 м. Также был выполнен анализ изменения количества внезапных выбросов угля и газа в зависимости от угла встречи между плоскостью забоя проводимой выработки и линией сместителя разрывного нарушения – ϕ о по трем особо выбросоопасным пластам h7, h8, h10 за период 1961 – 1980 гг., см. таблицу 3. Таблица 3 – Изменение количества внезапных выбросов угля и газа в зависимости от угла встречи между плоскостью забоя проводимой выработки и линией сместителя разрывного нарушения – ϕ о по трем особо выбросоопасным пластам h7, h8, h10 Донецко-Макеевского геолого-промышленного района Донбасса

Угол встречи, ϕо 0 – 30 31 – 60 61 – 90 Всего 0 – 30 31 – 60 61 – 90 Всего

Выбросы при сотрясательном взрывании Кол –во, ед. Частота, % Кол – во, ед. Частота, % Очистные выработки 12 16,67 4 11,43 37 51,39 25 71,43 23 31,94 6 17,14 72 35 Подготовительные выработки 31 30,69 25 83,33 38 37,62 5 16,67 32 31,68 30 101 Внезапные выбросы

Анализ таблицы 3 показал, что: 1) в очистных забоях наибольшее количество внезапных выбросов происходит при углах встречи ϕ = 31 – 60°; 2) в подготовительных забоях наибольшее количество внезапных выбросов также зафиксировано при углах встречи ϕ = 31 – 60°. А вот при проведении подготовительных выработок буровзрывным способом в режиме сотрясательного взрывания количество выбросов по углам встречи распределено более равномерно, хотя наибольшее количество выбросов также зафиксировано при углах встречи ϕ = 31 – 60°. Основные результаты статистических исследований были использованы в практике ведения горных работ на пологих нарушенных выбросоопасных угольных пластах Донбасса, их отдельные положения вошли в нормативные документы [4]. В нормативные документы [4] вошли следующие положения:

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

169

– рекомендации по ведению оценки степени выбросоопасности геологических нарушений; – рекомендации по проведению подготовительных выработок вблизи зон разрывных геологических нарушений. Также разработаны рекомендации по выбору оптимальных величин длин разведочных скважин и их неснижаемого опережения при ведении разведки и доразведки зон геологичесих нарушений из проводимых шахтных выработок, эти рекомендации вошли в нормативные документы [5]. Выводы 1. Зоны геологических нарушений являются участками повышенной потенциальной выбросоопасности угольных пластов. При проведении горных выработок происходит взаимное наложение существующих полей напряжений: 1) опорного давления, существующего впереди проводимой выработки и 2) эпюр напряжений, существующих в зонах геологических нарушений.

2. Степень потенциальной выбросоопасности зон геологических нарушений зависит от следующих факторов: а) расстояния от зоны нарушения до плоскости забоя выработки; б) амплитуды геологического нарушения; в) от угла встречи между плоскостью забоя проводимой выработки и линией сместителя разрывного нарушения. Библиографический список 1. Минеев, С. П. Горные работы в сложных условиях на выбросоопасных угольных пластах: [монография], [Текст] / С. П. Минеев, А. А. Рубинский, О. В. Витушко, А. Г. Радченко. – Донецк: ООО «Східний видавничий дім», 2010. – 603 с.

2. Николин, В. И. Борьба с выбросами угля и газа в шахтах [Текст] / В. И. Николин, И. И. Балинченко, А. А. Симонов. – М. Недра, 1981. – 300с.

3. Гавриленко, Ю. Н. Научные основы прогнозирования сдвижений земной поверхности при разработке угольных пластов в условиях нарушенного залегания пород: автореферат дис. ... доктора технических наук: 05.15.01. [Текст] / – Днепропетровск, 1997. – 38 c.

4. СОУ 10.1.00174088.011–2005 Правила ведения горных работ на пластах, склонных к газодинамическим явлениям. – Киев: Минуглепром Украины, 2005. – 225 с.

5. Правила пересечения горными выработками зон геологических нарушений на пластах, склонных к внезапным выбросам угля и газа. СОУП. 10.1 00174088.17:2009. Рубинский А.А., Коптиков В.П., Колчин Г.И., Мхатвари Т.Я., Тимофеев Э.И., Радченко А.Г., Тиркель М.Г., Канин В.А., Никифоров А.В., Бойко Я.Н., Богоудинов Р.М., Мусатова Н.Л., Бабенко И.В., Дунаев А.К., Борисенко Э.В., Рудченко Н.А., Миненко И.Н., Коваленко В.С., Гармаш И.Н., Крышнев А.С., Адельшина Л.П. – Минуглепром Украины, Киев, 2009. – 40 с.

170

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

УДК 622.831.322:635

КОМПЛЕКС ФАКТОРОВ, ОКАЗЫВАЮЩИХ ВЛИЯНИЕ НА ФОРМИРОВАНИЕ ГАЗОДИНАМИЧЕСКОЙ АКТИВНОСТИ УГОЛЬНЫХ ПЛАСТОВ, ПРИ ПРОВЕДЕНИИ ПОДГОТОВИТЕЛЬНЫХ ВЫРАБОТОК Радченко А.Г., Киселев Н.Н., Радченко А.А., Гетманец Л.В.* Рассмотрен ряд глобальных, региональных, локальных и текущих факторов, оказывающих влияние на формирование газодинамической активности угольных пластов при проведении подготовительных выработок на шахтах Донбасса Ключевые слова: глобальные и региональные факторы, локальные и текущие факторы, подготовительные выработки, суммарное газовыделение в шпуре, коэффициент выбросоопасности, волнообразное изменение, внезапные выбросы угля и газа

Знание основных закономерностей изменения напряженного состояния в недрах Земли и в частности в массиве горных пород позволяет: а) правильно оценивать состояние среды; б) разрабатывать надежные горногеологические прогнозы при ведении горных работ; в) выбирать оптимальные технические решения, позволяющие увеличить надежность подземных сооружений; г) при ведении горных работ в сложных горно-геологических условиях снизить количество газодинамических явлений и уменьшить их последствия. Практикой ведения горных работ на шахтах и рудниках установлено, что в горном массиве наблюдаются большие вертикальные и горизонтальной напряжения. Геодинамические и геомеханические процессы оказывают существенное влияние на перераспределение напряженного состояния в горных породах и угольных пластах. Поэтому, целью настоящей работы является рассмотрение комплекса факторов, оказывающих влияние на формирование газодинамической активности угольных пластов, при проведении подготовительных выработок на шахтах Донбасса. *

Радченко А.Г. – горный инженер-маркшейдер отдела эколого-геофизических исследований РАНИМИ Киселев Н.Н. – начальник отдела геологии, к.т.н., ст. научный сотрудник Гетманец Л.В. – зам. начальника отдела патентно-лицензионной, изобретательской работы и стандартизации (Республиканский академический научно-исследовательский и проектно-конструкторский институт горной геологии, геомеханики, геофизики и маркшейдерского дела (Министерство образования и науки ДНР, г. Донецк), andrei.agrov@yandex.ua)

Радченко А.А. – инженер-строитель, асс. кафедры металлоконструкций (Донбасская национальная академия строительства и архитектуры (Министерство образования и науки ДНР, г. Макеевка)

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

171

Рассмотрим влияние глобальных (планетарных), региональных, локальных и текущих факторов на изменение напряженного состояния в горном массиве. Согласно работам Н. В. Короновского, источники напряжений в земной коре можно разделить условно на три группы: 1-я группа – это факторы, связанные с эндогенными, то есть внутренними, процессами, происходящими не только в земной коре, но также и в мантии Земли. Эти процессы генерируют как глобальное поле напряжений Земли, так и тектонические движения в земной коре; 2-я группа источников напряжений связана с экзогенными факторами, такими, например, как покровные оледенения, нагрузка искусственных водохранилищ, эрозионная деятельность рек, откачка нефти, газа, воды с глубин (первые километры). В формировании глобального поля напряжений эта группа факторов играет меньшую роль; 3-я группа факторов связана с космическими источниками, например с ротационными силами Земли или силами, возникающими при быстром, практически скачкообразном изменении скорости вращения планеты, а также с приливным воздействием Луны. Из всех перечисленных источников самый существенный вклад в общее поле напряжений вносят эндогенные процессы, которые и формируют поля напряжений разных рангов. Следует отметить, что за последние десятилетия значительно изменились основные положения теории тектоники плит, которые можно сформулировать следующим образом. Верхняя часть твёрдой Земли делится на хрупкую литосферу и пластичную астеносферу. Конвекция в астеносфере – главная причина движения плит. Современная литосфера делится на 8 крупных плит, десятки средних плит и множество мелких. Мелкие плиты расположены в поясах между крупными плитами. Сейсмическая, тектоническая и магматическая активность сосредоточена на границах плит. Литосферные плиты в первом приближении описываются как твёрдые тела, и их движение подчиняется теореме вращения Эйлера. Существует три основных типа относительных перемещений плит: 1) расхождение (дивергенция), которое выражено рифтингом и спредингом; 2) схождение (конвергенция), выраженное субдукцией и коллизией; 3) сдвиговые перемещения по трансформным геологическим разломам. Перемещение литосферных плит вызвано их увлечением конвективными течениями в астеносфере. В 2003 году была опубликована монография А. В. Викулина «Физика волнового сейсмического процесса», в которой в рамках представлений Пейве – Седова – Садовского о блоковой среде с собственным макромоментом предложена модель планетарного сейсмического процесса. В рамках данной модели дано количественное объяснение эффектам миграции очагов землетрясений, теоретически обосновывается существование

172

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

принципиально нового типа ротационных упругих волн в геофизических (блоковых, вращающихся) средах, которые ответственны за взаимодействие слагающих их блоков и тектонических плит. Вращение геоблоков подтверждено инструментальными геодезическими GPS наблюдениями [1]. Деформационные и маятниковые волны инструментально зарегистрированы в шахтах и смоделированы в лабораторных условиях [2]. Эти данные показывают, что характерными для блоковой вращающейся среды (геосреды) помимо продольных и поперечных сейсмических волн являются и ротационные «медленные» (солитоны) и «быстрые» (экситоны) волны. Вывод о существовании нового типа волн подтверждается теоретическими и экспериментальными данными, полученными в физике твердого тела [3], физической акустике [4] и материаловедении [5]. Таким образом, в своих работах А. В. Викулин в рамках развиваемой им ротационной геомеханики указывает на наличие взаимосвязи между нелинейностью геосреды и ее волновыми свойствами. В работе [6] подробно изложен ряд положений о нелинейности геофизической среды. Академик М. А. Садовский в работе [6] подчеркивает, что важнейшими свойствами горного массива являются: неоднородность, дискретность, постоянное деформирование, постоянный приток механической энергии. В работе [6] рассмотрена дискретная, блочноиерархическая модель геофизической среды. Постоянно деформируемая природная среда стремится к самоорганизации, сейсмичность недр в работе [6] рассматривается как самоорганизующийся процесс в окрестности критической точки. Далее в работе [6] подчеркивается автомодельность геофизической среды и указывается на необходимость интеграции наук о Земле. М. А. Садовский отмечает, что свойство автомодельности геофизических процессов необходимо использовать при изучении сейсмических, тектонических и других процессов, связанных с деформированием пород. В качестве убедительного примера успешной интеграции наук о Земле рассмотрим кратко основные положения работы Э. Н. Халилова [7]. В работе [7] рассмотрено влияние сверхдлинных гравитационных волн на геодинамические процессы, происходящие в недрах Земли, в том числе на цикличность вулканической активности. Существование гравитационных волн было предсказано впервые в 1916 году Альбертом Эйнштейном. Монография [7] является фундаментальным научным трудом, в котором влияние гравитационных волн на геодинамику Земли рассматривается с позиций ряда наук: квантовая механика, физика атома, классическая физика, астрономия, астрофизика, геология, сейсмология, вулканология, геофизика, геодинамика и т. д. Прохождение гравитационной волны через Землю вызывает ее деформацию и изменение момента инерции, отражающегося

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

173

в вариациях ее угловой скорости вращения. В работе [7] выполнен сравнительный анализ вариаций гравитационной постоянной G с изменением длительности суток, а также проявлением сейсмической активности вулканов. Данные сейсмологии, геофизики, геологии подтвердили, что в зонах субдукции литосфера Земли подвергается гигантским напряжениям сжатия, которые вызывают землетрясения. В работе [7] показано, что наблюдаемые вариации значений гравитационной постоянной G носят волновой характер и с ними взаимосвязана сейсмическая активность мира, см. рис.1.

Рисунок 1 – Сравнение графиков вариаций измеренных значений гравитационной постоянной G и сейсмической активности мира с 1985 по 2000 годы. Ось G – значения G начиная со второй цифры после запятой; Ось n – усредненное число землетрясений с магнитудой М > 5 за год (по данным [7])

На рис. 2 дано сравнение графиков вариаций длительности земных суток и сейсмической активности Земли. На рис. 2 максимумы всех циклов сейсмической активности Земли, полностью совпали с максимумами вариаций длительности земных суток. В работе [7] указывается, что более 95 % всех использованных землетрясений с магнитудой М ≥ 5, относятся к поясам сжатия Земли и, следовательно, отражают активизацию процессов сжатия. В то же время, квадрупольный характер влияния гравитационной волны предполагает одновременное расширение Земли, перпенди-

174

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

кулярно оси сжатия. Из рис. 2 следует, что периоды повышения сейсмической активности, отражают процессы сжатия Земли в одном направлении, в то время, как расширение происходит в противоположном направлении и не проявляется столь ярко в сейсмической активности поясов растяжения Земли в силу малочисленности и слабости землетрясений рифтовых зон. Изменяющийся при этом момент инерции, приводит к замедлению скорости вращения Земли (увеличению длительности суток), [7].

Рисунок 2 – Сравнение графиков вариаций длительности земных суток и сейсмической активности Земли. Ось n – усредненное за год число землетрясений с М ≥ 5; Ось γ, (ms) – изменения длительности земных суток в ms; γ1 – график вариаций длительности земных суток; S – график сейсмической активности Земли (по данным [7])

Таким образом, в работе [7] приведены доказательства того, что Землю и происходящие в недрах геологические процессы, необходимо рассматривать в тесной связи с космосом. В работе [7] выполнен анализ проявления цикличности в глобальных геодинамических процессах и показано, что проявления энергетики нашей планеты отражаются во всем многообразии геодинамики, начиная от горизонтальных движений литосферных плит и кончая периодическими вариациями радиуса и формы Земли. В качестве одной из ключевых проблем геодинамики, физики очага землетрясений, горного дела и тектонофизики Ю. Л. Ребецкий рассматривает существование в земной коре континентов таких областей, в которых оси напряжений максимального сжатия действуют в субгоризонтальном

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

175

направлении. Эксперименты, выполненные Н. Хастом [Hast, 1969] в Скандинавии, Ирландии, Канаде, Замбии (Африка), показали, что верхние горизонты коры во многих случаях находятся в состоянии, когда горизонтальные сжимающие напряжения превосходят вертикальные напряжения, которые в свою очередь близки к весу столба горных пород на данной глубине. Превышение горизонтального сжатия над вертикальным может быть 5 – 10 кратное (на Хибинских рудниках такое превышение в некоторых случаях 20-ти кратное [Марков, 1977]). По данным Г. А. Маркова и И. Т. Айтматова в рудниках стран СНГ и в зарубежных рудниках на глубинах Н = 100 – 2000 м наблюдается рост горизонтальных напряжений. Айтматов И. Т. в своих работах подчеркивает, что важными особенностями пространственного распределения режимов напряженного состояния являются их латеральная мозаичность и вертикальная периодичность [Айтматов И. Т., 2003]. Эксперименты [Rutter, Neumann, 1995] и расчеты [Стефанов, 2005, 2008] по сжатию образцов пород под давлением показывают, что в образцах участки компакции выстраиваются в узкие зоны, ортогональные оси максимального сжатия. При этом они прерывисто распределены по пространству образцов (см. рис. 3). Как видно из рис. 3 под действием сжимающих напряжений в породах формируются чередующиеся участки с различной степенью интенсивности сжатия.

Рисунок 3 – Результаты модельных расчетов уплотнения горных пород под действием одноосного сжатия в стесненных условиях [Стефанов, 2005, 2008]. Более сильная интенсивность деформаций объемного сжатия (уплотнения) отвечает областям более интенсивного затемнения

176

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

Ю. Л. Ребецкий указывает на важность изучения изменений напряженного состояния горных пород при их вертикальных перемещениях в процессе осадконакопления и горообразования. Рассмотрев влияние глобальных факторов на изменение напряжений в недрах Земли, теперь следует выполнить анализ влияния геодинамических, геологических и тектонических процессов на изменение напряжений в горном массиве на региональном уровне. В работах Т. Ю. Тверитиновой (2010г.) указывается на волнообразное чередование геологических и тектонических структур. В литосфере чередуются положительные и отрицательные структуры разных порядков, т.е. распределение структур подчиняется знакопеременному закону. Это свойство литосферы является универсальным и проявляется на уровнях от глобального до локального, а также в структурах разного возраста – от древнейших до современных [8]. Анализ пульсационной динамики Земли указывает на существование циклов разных порядков [Милановский Е. Е.,1995], [Тверитинова Т. Ю., 2010]. Вопросы закономерной смены во времени и пространстве полей напряжений рассмотрены в работах О. И. Гущенко [1979, 1999]. В работе [8] Т. Ю. Тверитинова указывает, что закономерное знакопеременное распределение разноранговых структур на поверхности Земли и в литосфере, т.е. «волноподобное» чередование в ней положительных и отрицательных структурных форм, с позиций волновой геодинамики может рассматриваться как результат волновых деформационных процессов. По мнению автора, это может относиться практически ко всему разнообразию положительных и отрицательных тектонических структур, возможно вплоть до одиночных складок. При таком подходе практически все структуры Земли (древние платформы, подвижные пояса и формирующиеся на их месте горноскладчатые области, щиты и плиты, антеклизы и синеклизы, антиклинории и синклинории, антиклинали и синклинали и т.д.), как особые, аномальные с разных точек зрения геологические объемы, являются примерами деформационных литосферных волн разного порядка [8]. Таким образом, все перечисленные структуры отражают изменение напряженнодеформированного состояния литосферы во времени и пространстве на разных структурных уровнях. На региональном уровне в процессе осадконакопления происходит опускание участков земной коры, которое сопровождается различными тектоническими подвижками. Слои горных пород и угольные пласты испытывают погружение на различные глубины. С ростом глубины возрастает горное давление, давление газов и температура. В процессе катагенеза происходят структурно-химические изменения в слоях пород. В угольных пластах в процессе метаморфизма также происходят структурно-химические преобра-

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

177

зования в молекулярной и надмолекулярной организации угольного вещества. В зависимости от глубины погружения формируются угли различного марочного состава. На последующих геологических этапах при совместном воздействии ряда космологических и эндогенных факторов происходит поднятие угольных пластов до современных глубин их залегания. Под действием геодинамических процессов погружения, а затем поднятия угольных пластов, а также при воздействии различных многоцикличных, многофазовых, разно направленных тектонических процессов происходили многократные, знакопеременные изменения напряженного состояния углепородного массива, как по площадям, так и по глубине, т.е. происходили многократные перераспределения внутренней упругой энергии недр. Из выше сказанного следует, что роль геодинамических, геологических и тектонических процессов на региональном уровне сводится к перераспределению энергии в горном массиве. Совместное воздействие геодинамических, геологических и тектонических процессов приводит к усилению неоднородности, изменчивости свойств горного массива: усиливается неравномерность в распределении структурно-химических, физикомеханических, газокинетических свойств углепородного массива, а также его напряженно-деформированного состояния, как по площадям, так и по глубине. Угли различных марок имели разные палеоглубины погружения, различную убыль кислорода и различный процент выделившихся летучих продуктов [9]. Анализ работы [9] показал, что: а) процессы углефикации происходили нелинейно и характеризовались скачками углефикации; б) количество летучих продуктов, выделившихся на разных стадиях углефикации, характеризуется цикличной волнообразной синусоидальной затухающей кривой с четырьмя убывающими максимумами (см. рис. 4). Геомеханические процессы, происходящие в горном массиве на пластах пологого падения, существенно отличаются от процессов, происходящих на пластах наклонного и крутого падений. Поэтому, анализ проявления выбросоопасности углей в ряду метаморфизма проводился отдельно для пластов пологого и отдельно для пластов наклонного, крутого падений. Всего было проанализировано 2442 внезапных выброса угля и газа. По исходным данным работы [10] был выполнен статистический анализ внезапных выбросов угля и газа за период 1946 – 2006 гг., который показал, что на пластах пологого падения наблюдается три максимума в проявлении выбросоопасности: 1) Nв = 161 при Vdaf > 29,0%; 2) Nв = 655 при Vdaf = 18,0÷13,1%; 3) Nв=214 при Vdaf ≤ 9,0%. На пластах наклонного, крутого падений наблюдается два максимума в проявлении выбросоопас-

178

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

ности: 1) Nв = 164 при Vdaf > 29,0%; 2) Nв = 335 при Vdaf = 18,0÷13,1%; (табл. 1).

Рисунок 4 – Количество летучих продуктов, выделившихся на разных этапах углефикации, в % на органическое вещество конца торфяной стадии (С = 58,97 %). 1 – сумма летучих продуктов углефикации, в %; 2 – СО2; 3 – Н2О; 4 – СН4; (по данным [9]).

Основные результаты анализа приведены в таблице 1. Таблица 1 – Количество внезапных выбросов по группам метаморфизма за период 1946 – 2006 гг.

Залегание пластов 1.Пологое 2. Крутое и наклонное.

3.Пологое, крутое и наклонное

Vdaf > 29,0%

Vdaf = 29,0÷ 25,1%

Vdaf = 25,0÷ 18,1%

Vdaf = 18,0÷ 13,1%

Vdaf = 13,0÷ 9,1%

Vdaf ≤ 9,0%

Всего

161

30

172

655

20

214

1252

164

62

332

335

222

75

1190

325

92

504

990

242

289

2442

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

179

Суммарное количество выбросов, зафиксированных на пластах пологого, наклонного и крутого падений, в ряду углефикации изменяется также волнообразно и имеет три максимума в проявлении выбросоопасности: 1) Nобщ = 325 при Vdaf > 29,0%; 2) Nобщ = 990 при Vdaf = 18,0÷13,1%; 3) Nобщ = 289 при Vdaf ≤ 9,0%. Таким образом, наблюдается волнообразный, мультимодальный характер изменения числа внезапных выбросов в ряду метаморфизма. На рис.5 показано распределение выбросов согласно таблице 1.

а)

б)

а) на пластах пологого падения; б) на пластах наклонного и крутого падений Рисунок 5 – Изменения количества внезапных выбросов угля и газа по группам метаморфизма за период 1946 – 2006 гг. на шахтах Донбасса

180

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

При анализе графиков, изображенных на рис. 4 и рис. 5 необходимо обратить внимание на следующие факты: – количество летучих продуктов, выделившихся на разных этапах углефикации, в % на органическое вещество конца торфяной стадии (С = 58,97 %) изменяется нелинейно, уменьшается циклически, скачкообразно и имеет 4 убывающих по амплитуде максимума; это указывает на циклические изменения в структуре угольного вещества в процессе метаморфизма (скачки углефикации); – пласты пологого падения существенно отличаются от пластов наклонного и крутого падений, так как на них практически отсутствует многократная надработка и подработка, в меньшей степени они подвержены воздействию сил гравитации, которые вызывают обрушения угля, переходящее часто во внезапные выбросы угля и газа; поэтому статистическое распределение внезапных выбросов угля и газа на пластах пологого падения менее подвержено влиянию различных случайных факторов; – первый максимум внезапных выбросов угля и газа на пологом падении (рис. 5,а) находится в диапазоне Vdaf = 37 – 33 % и совпадает с первым максимумом внезапных выбросов, произошедших на пластах наклонного и крутого падений (рис. 5,б); – первый минимум внезапных выбросов угля и газа на пологом падении (рис. 5,а) находится в диапазоне Vdaf = 30 – 24 % и совпадает с первым минимумом внезапных выбросов, произошедших на пластах наклонного и крутого падений (рис. 5,б); – второй максимум внезапных выбросов угля и газа на пологом падении (рис. 5а) находится в диапазоне Vdaf = 19 – 13 % и фактически совпадает со вторым максимум внезапных выбросов, произошедших на пластах наклонного и крутого падений (рис. 5,б); следует отметить, что вторые максимумы внезапных выбросов угля и газа как на пологих, так и на пластах наклонного и крутого падений находятся в диапазоне Vdaf = 19 – 13 % или Сdaf = 92 – 90 % (рис.5) и совпадают со вторым максимумом метана, выделившегося на разных этапах углефикации (рис.4, график 4), а также совпадают с 3-м убывающим максимумом суммы летучих продуктов углефикации, в % (см. рис. 4, график 1). Таким образом, анализ графиков на рис. 4 и рис. 5 показал, что выбросоопасность угольных пластов Донбасса тесно связана со скачками углефикации, с изменениями структурно-химических свойств углей. Изменения структурно-химических свойств углей ряду метаморфизма и их влияние на физико-механические свойства углей, их напряженное состояние и газокинетические свойства более детально рассмотрены в работе [11].

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

181

На поля региональных неоднородностей распределения напряжений и газов накладываются неоднородности в распределении напряжений, газов локального и текущего уровней. Совместное воздействие геодинамических, геологических и тектонических процессов приводит к усилению степени неоднородности, степени изменчивости свойств и состояний горного массива, результатом синергетического воздействия является рост градиентов физико-механических, газокинетических свойств и напряженного состояния углепородного массива по площадям и по глубине. На локальном и текущем уровнях частота внезапных выбросов угля и газа возрастает: а) в зонах повышенного горного давления (ПГД); б) в зонах горно-геологических нарушений (ГГН); в) в зонах аномально высоких пластовых давлений газов (АВПД). Зоны ПГД, ГГН, АВПД являются участками с явно выраженными повышенными градиентами изменения напряженного состояния, физико-механических и газокинетических свойств угольных пластов и вмещающих их пород. На локальном и текущем уровнях тектонические процессы способствуют дальнейшему перераспределению энергии в горном массиве. Углепородный массив характеризуется неоднородностью, иерархичностью дискретного и блочного строения. Выбросы угля и газа, разломы почвы, кровли, скачкообразные сдвижения горного массива часто приурочены к зонам геологических нарушений [12]. Области активизации газодинамических процессов имеют локальный, ячеистый характер, располагаются по площадям горного массива мозаично, образуя замкнутые области сложной конфигурации [13]. Установлено волнообразное распределение в горном массиве зон малоамплитудных геологических нарушений [13]. Выемка угля и пород, которая осуществляется при подвигании подготовительных и очистных забоев, приводит к зависаниям, а затем к периодическим посадкам непосредственной и основной кровель, способствует формированию статической и динамической составляющих опорного давления [14]. В работе [14] говорится, что в породах вокруг одиночной выработки по мере ее проходки должно происходить периодическое разрушение породных слоев и их отделение от массива. Из сказанного выше следует, что в одиночной выработке имеет место два вида периодичности: 1) периодическое изменение напряжений, связанное с цикличностью работ по проведению выработки; 2) периодичность, связанная с разрушением породных слоев. При этом графики изменения смещений пород кровли носят волнообразный, квазипериодический характер [14], см. рис. 6. По данным [14], подтверждение указанной аналогии между подготовительной и очистной выработками было получено в процессе проведения инструментальных наблюдений за изменением высот выработок на участ-

182

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

ках длиной 300 – 400 м. Измерения в 6-м западном конвейерном штреке пласта 181 ш/у «Октябрьское» и в 59-м Бортовом ходке пласта h8 шахты им. газеты «Социалистический Донбасс», п/о «Донецкуголь» представлены на рис. 6. Из графиков 1 и 2 прослеживается четкая периодичность изменения высоты выработок. Статистическая обработка измерений показала, что среднее значение периода колебаний высоты для первой выработки составляет 24,9 м с коэффициентом вариации 22,0 %, а для второй выработки эти параметры соответственно равны 17,3 м и 17,0 % [14]. Периодический характер деформирования пород кровли и почвы дает возможность утверждать, что с удалением забоя (с ростом протяженности выработки) наблюдается процесс «обжатия» выработки. Приконтурный слой вблизи поверхности забоя проводимой подготовительной выработки имеет заделку в боках выработки и над забоем. Как известно, в этих местах концентрация напряжений максимальная. По мере подвигания забоя прогиб данного слоя увеличивается, что приводит к росту напряжений в заделке. В тот момент, когда значения напряжений в заделке становятся критическими, происходит разрушение слоя, после чего напряжения снижаются. При этом необходимо отметить, что если разрушение первоначально наступит в боковых заделках, то колебания напряжения при разрушении слоя над забоем будут более значительными [14]. В, мм

1 – в 6-м западном конвейерном штреке ш/у «Октябрьское»; 2 – в 59-м бортовом ходке шахты им. газеты «Социалистический Донбасс», (позже «Заперевальная -2 »; п/о «Донецкуголь», по данным работы [14])

Рисунок 6 – Распределение высот выработок – (В,мм) по их протяженности L,м

Далее автор работы [14] подводит итог выше сказанному: «….таким образом, участок, где происходит разрушение слоя, в течение некоторого времени (периода) испытывает повышенные напряжения, которые и при-

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

183

водят к большему его деформированию по сравнению с соседними. Поэтому период смещений пород по длине выработки будет определяться моментом разрушения слоя над забоем». Анализ экспериментальных данных, приведенных в работе [15], показал, что впереди движущегося забоя выработки наблюдается чередование зон разрыхленных и уплотненных пород. Волнообразное изменение опорного давления впереди движущегося забоя проявляется в чередовании зон повышенного горного давления и зон разгрузки, таким образом, зоны сжатия чередуются с зонами растяжения. Открытия, сделанные в области геомеханики [16,17], раскрывают сущность самоорганизации породных массивов и подчеркивают важность учета волновых колебаний, происходящих в горном массиве впереди движущейся выработки. Рассмотрим на текущем уровне изменение напряженного состояния угольного пласта при проведении подготовительных выработок. С целью выяснения общих закономерностей изменений начальной скорости газовыделения из шпуров gн и коэффициента выбросоопасности Квыб в угольном пласте впереди проводимых подготовительных забоев были выполнены шахтные экспериментальные исследования. По данным работы [18], анализ изменения газодинамического состояния (ГДС) и напряженнодеформированного состояния (НДС) был выполнен в условиях ш/у «Покровское» в блоке № 10 в призабойной части угольного пласта d4. Пласт d4 по всей площади блока № 10 характеризуется относительной выдержанностью по мощности, которая колеблется от 0,60 м до 2,58 м; угол падения пласта изменяется от 3° до 8° (вне зон горно-геологических нарушений – ГГН). В блоке № 10 имеет место широко развитая микро- и мелкоамплитудная нарушенность пласта d4. Природная газоносность пласта составляет 10 – 25,0 м3/т.с.б.м., весовой выход летучих веществ изменяется в пределах Vdaf = 28 – 33 %, коэффициент крепости угля равен f = 0,8 – 1,2 ед. по шкале Протодьяконова (вне зон ГГН). В кровле пласта залегает песчаный сланец мощностью m = 1,05 – 9,85 м, крепостью f = 5 – 6, часто во многих местах блока № 10 кровля пласта представлена песчаником мелкозернистым, m = 7,80 – 15,7 м, крепостью f = 6 – 7. Почва пласта d4 сложена песчаным сланцем m = 0,35 – 0,80 м и f = 5 – 6. Согласно нормативного документа [19], по пласту d4 ведется текущий прогноз выбросоопасности угольных пластов по начальной скорости газовыделения из шпуров – gн и по параметрам акустического сигнала по данным аппаратуры АПСС определяется коэффициент выбросоопасности – Квыб. и другие показатели сейсмосигналов. Шахтные исследования проводились в блоке № 10 по пласту d4 в 3-м, 4-м и 5-м южных конвейерных

184

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

штреках. Согласно [19], текущий прогноз выбросоопасности по gн в блоке № 10 ведется на интервалах шпура: 1,5 м; 2,5 м; 3,5 м. По каждому шпуру рассчитывалось суммарное значение начальной скорости газовыделения, измеренной на интервалах шпура: 1,5 м; 2,5 м; 3,5 м – ∑gн шп. Следует отметить, что анализировались участки различной протяженности: l = 20 – 90 м, причем участки с зонами горно-геологических нарушений – ГГН и участки с нормальными условиями залегания пласта – НУ анализировали отдельно. Далее в каждом анализируемом участке выделяли однородные отрезки-интервалы и для каждого отдельно взятого однородного отрезкаинтервала рассчитывали среднее арифметическое значение суммарной скорости газовыделения интервала – ∑gн инт. В результате выполненных исследований в блоке № 10 по пласту d4 в 3-м, 4-м и 5-м южных конвейерных штреках установлено следующее: а) в зонах геологических нарушений наблюдается волнообразное чередование отрезков с пониженными и повышенными значениями ∑gн инт ; б) на участках с нормальными условиями залегания пласта также наблюдается чередование отрезков с пониженными и повышенными значениями ∑gн инт; в) зоны геологических нарушений имеют более высокие значения ∑gн инт и их коэффициентов вариации Квар, %; г) в зонах геологических нарушений и на участках с нормальными условиями залегания пласта установлены квазипериодические изменения показателей суммарной скорости газовыделения интервала – ∑gн инт и коэффициента выбросоопасности – Квыб, которые обусловлены: 1) периодическими изменениями напряжений, связанными с цикличностью работ по проведению выработки; 2) периодическими расслоениями породных слоев, их сдвижением и разрушением вмещающих пород кровли. Более подробное описание результатов выполненных шахтных исследований (таблицы, графики) приведены в работах [12,18]. Выводы 1. В недрах Земли постоянно происходят различные движения, преобразования, превращения: движение тектонических плит, землетрясения, действие вулканов, осадконакопление, метаморфизм углей и катагенез пород, сдвижение горного массива при выемке полезных ископаемых, периодические посадки непосредственной и основной кровель и т.д. Свойствам недр и происходящим геодинамическим, геологическим, тектоническим, геомеханическим процессам присущи следующие характеристики: а) неоднородность, дискретность, блочность строения, постоянный приток

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

185

механической энергии; б) самоорганизация, саморазвитие; в) автомодельность, самоподобие на различных уровнях – глобальном, региональном, локальном, текущем; г) цикличность, периодичность; д) изменение объема, миграция в пространстве и во времени.

2. Примерами самоорганизации недр Земли могут служить: смена полюсов Земли, изменение радиуса Земли и скорости ее вращения, смена циклов при осадконакоплении, метаморфизм углей и катагенез пород, периодические посадки непосредственной и основной кровель при проведении горных выработок и т.д.

3. Геодинамическим, геологическим, тектоническим и геомеханическим процессам свойственны волнообразный характер изменения, периодичность, цикличность, изменения в пространстве и во времени (например, на шахтах Донбасса наблюдается волнообразный, мультимодальный характер изменения числа внезапных выбросов в ряду метаморфизма).

4. В зонах геологических нарушений, а также на участках с нормальными условиями залегания пластов установлены квазипериодические изменения показателей суммарной скорости газовыделения интервала – ∑gн инт и коэффициента выбросоопасности – Квыб, которые обусловлены: 1) периодическими изменениями напряжений, связанными с цикличностью работ по проведению выработки; 2) периодическими расслоениями породных слоев, их сдвижением и разрушением вмещающих пород кровли. Библиографический список 1. Кузиков, С. И. Структура поля современных скоростей коры в районе Центрально-Азиатской GPS сети [Текст] / С. И. Кузиков, Ш. А. Михамедиев // Физика Земли. – 2010. – № 7. – С. 33 – 51.

2. Викулин, А. В. О современной концепции блочно-иерархического строения геосреды и некоторых ее следствиях в области наук о Земле [Текст] / А. В. Викулин, А. Г. Иванчин // Физико-технические проблемы разработки полезных ископаемых. – 2013. – № 3. – С. 67 – 84.

3. Ильгамов, М. А. Скорость волн и спектр частот продольных колебаний нанопленок из интерметаллов [Текст] / М. А. Ильгамов // Физика твердого тела. – 2015. – Т. 57. – Вып. 5. – С. 950 – 954.

4. Руденко, О. В. Нелинейная модель гранулированной среды, содержащей слои вязкой жидкости и газовые полости / О.В. Руденко [и др.] // Акустический журнал. – 2012. – Т. 58. – № 1. – С. 112 – 120.

5. Зуев, Л. Б. Физика макролокализации пластического течения [Текст] / Л. Б. Зуев, В. И. Данилов, С. А. Баранникова // Новосибирск: Наука, 2008. – 328 с.

6. Садовский, М. А. Избранные труды. Геофизика и физика взрыва [Текст] М. А. Садовский // Москва. Наука, 2004. – 440с. / Электронная библиотека «История Росатома».

186

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

7. Халилов, Э. Н. Гравитационные волны и геодинамика [Текст] / Э. Н. Халилов // Баку-Берлин-Москва, Элм – ICSD/IAS, 2004. – 330с.

8. Тверитинова, Т. Ю. Волновая тектоника Земли [Текст] / Т. Ю.Тверитинова // Геодинамика и тектонофизика. – Москва. 2010. – Т. 1. – № 3. – С. 297–312.

9. Саранчук, В. И. Надмолекулярная организация, структура и свойства угля [Текст] / В. И. Саранчук, А. Т. Айруни, К. Е. Ковалев. Отв. ред. В. А. Сапунов – К.: Наукова думка, 1988. – 192 с.

10. Выбросы угля, породы в шахтах Донбасса в 1906-2007 гг., справочник [Текст] / Н. Е. Волошин [и др.] – Донецк: СПД Дмитренко, 2008. – 920 с.

11. Антипов И.В. Проявление выбросоопасности углей в ряду метаморфизма [Текст] / И. В. Антипов, А. Г. Радченко, А. А. Радченко // Безопасность труда в промышленности. – М., 2015. – № 5. – С. 59 – 65.

12. Горные работы в сложных условиях на выбросоопасных угольных пластах: [монография], [Текст] / Минеев С. П. [и др.] – Донецк: ООО «Східний видавничий дім», 2010. – 603 с.

13. Булат, А. Ф. Фракталы в геомеханике / А. Ф. Булат [и др.] – Киев: Наукова думка, 2007. – 389 с.

14. Черняк, И. Л. Повышение устойчивости подготовительных выработок [Текст] / И. Л. Черняк. – М.: Недра, 1993.– 256 с.

15. Закономерности самоорганизации грунтовых и породных массивов, ослабленных подземными выработками / Ильяшов М. А. [и др.] // Материалы международной конференции «Форум горняков – 2008».– Днепропетровск: НГУ, 2008. – С.

59 – 72.

16. Научное открытие № 318. Закономерность самоорганизации грунтовых и породных массивов вокруг протяженных горных выработок / Байсаров Л. В. [и др.]. – М.: РАЕН, 2006. – 6 с.

17. Научное открытие № 188. Явление образования перемещающихся нарушенных зон в напряженных горных породах / Кириченко В. Я. [и др.] // Сборник кратких описаний научных открытий, научных идей, научных гипотез. – 2002. – С.

62 – 63.

18. Киселев, Н. Н. Исследование особенностей изменения газодинамического и напряженно-деформированного состояний в призабойной части пласта d4 / Н. Н. Киселев, В. П. Коптиков, А. Г. Радченко, А. А. Радченко // Наукові праці УкрНДМІ НАН України. Випуск 9 / Під заг. ред. А.В. Анциферова. – Донецьк, УкрНДМІ НАН України, 2011. – Ч.1. – С.336 – 342.

19. СОУ 10.1.00174088.011–2005 Правила ведения горных работ на пластах, склонных к газодинамическим явлениям. – Киев: Минуглепром Украины, 2005. – 225 с.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

187

АНАЛИЗ ХИМИЧЕСКИХ РАСТВОРОВ, ПРИМЕНЯЕМЫХ ПРИ УПРОЧНЕНИИ ПОРОД Резник А.В., Мазилин А.В., Петренко Ю.А.*

В последнее время широкое распространение получил способ химического упрочнения пород, основанный на способности синтетических смол под действием соответствующих отвердителей образовывать прочные и водонепроницаемые соединения, которые связывают сыпучие и сильно нарушенные породы в плотный монолитный массив. Для упрочнения пород через инъекторы в шпуры нагнетают скрепляющий состав, состоящий из смолы или её водного раствора и соответствующих отвердителей, который, увеличиваясь в объеме, вытесняет из пор и трещин воду, и воздух заполняет их. В результате этого массив разупрочненных пород насыщается скрепляющим составом. Вокруг отдельных частиц разрушенного массива пород образуется жидкая пленка из упрочняющего состава, которая через определенный промежуток времени превращается сначала в студенистый гель, а затем отвердевает, цементируя и скрепляя куски породы в связанный, прочный и водонепроницаемый массив. Анализ химических растворов, применяемых за рубежом при упрочнении пород, показывает, что они могут быть разделены на две основные группы: составы на основе акриламида (США, Канада, Япония) и эпоксидной смолы (Германия, Польша). Наибольшее распространение в практике инъекционного упрочнения имеют растворы АМ-9 и сумисойл, а также полиуретаны, получаемые при реакции взаимодействия диизоцианатов и полимерных спиртов. Под воздействием выделяющихся в процессе полимеризации газов, при взаимодействии полиэфирной композиции (смеси многофункциональных полиэфирных спиртов) и полиизоцианата (ПИЦ), происходит вспенивание полиуретана. После отверждения образованный таким образом пенопласт отличается высокой адгезией к горным породам и достаточной прочностью на изгиб и растяжение. Благодаря образованию высокомолекулярного соединения с множеством гибких, эластичных связей пенополиуретан приобретает свойства податливости без отрыва от породы и без разрыва когезионных связей не только при *

Резник А.В. – инженер Мазилин А.В. – студент Петренко Ю.А. – д.т.н., проф. (научный руководитель) (ГОУ ВПО «Донецкий национальный технический университет», г. Донецк)

188

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

макродеформациях, но и значительных взаимных перемещениях скрепленных блоков пород. Эти отличительные качества – вспенивание в процессе полимеризации и эластичность в отвержденном виде – делают полиуретан универсальным и надежным составом для упрочнения пород в широком диапазоне горно-геологических условий. В отечественной горной практике для укрепления пород были разработаны и испытаны следующие химические растворы на основе синтетических смол: − эпоксидные; − полиэфирные; − фенолформальдегидные; − мочевино-формальдегидные; − меламино-мочевино-формальдегидные. В качестве добавок, вызывающих отверждение смол, были испытаны: − соляная кислота; − щавелевая кислота; − фосфорная кислота; − метилсиликат натрия; − хлористый аммоний. Для укрепления пород за счет непосредственного нагнетания чаще всего используют композиции карбамидных смол (мочевиноформальдегидные и меламино-мочевино-формальдегидные) типов УКС, МФФ-М, КФ-Ж, КФ-МТ, МФ-17 и др., а также различные крепители на их основе (М-2, М-3, ВК-1, ММБ-40 и др.). Существенным недостатком составов на основе карбамидных смол является их усадка в процессе отверждения, что свойственно всем поликонденсационным смолам. Применяемые в отечественной горной практике эпоксидные смолы отверждаются с небольшими усадками, образуя материал с хорошими физико-механическими характеристиками и высокой адгезией к различным металлам и многим неметаллическим материалам, однако они обладают высокой вязкостью, дороги и токсичны. Токсичность составов на основе эпоксидных смол обусловлена не только самими смолами, но и некоторыми отвердителями, в частности аминами и ангидридами органических двухосновных кислот. Для упрочнения горных пород КузНИУИ и КНИИХП разработаны составы на основе фенолформальдегидной смолы СФЖ-3032Д, модифицированной диэтиленгликолем.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

189

По сравнению с карбамидными указанные составы имеют более высокие (в 2 – 2,2 раза) и более стабильные (до 3 мес.) прочностные показатели и меньшую (в 8 – 10 раз) усадку. Учитывая положительный опыт применения полиуретана за рубежом, Владимирский научно-исследовательский институт синтетических смол создал целое семейство полиуретановых составов для химического закрепления анкеров и глубинного упрочнения горных пород. Разработанные ВНИИСС полиуретановые составы обладают хорошими смачивающими свойствами, легко проникают в трещины с размером зияния менее 0,2 мм, одинаково хорошо вступают в поверхностный контакт со всеми типами горных пород независимо от их химической активности и минералогического состава. К основным недостаткам пенополиуретановых композиций относятся их высокая стоимость и дефицитность. Управление «Шахтоспецполимеркрепь» применяет органоминеральную систему «Монолит - 1-3» (ТУ 12-0179601.003-93), предназначенную для упрочнения сухих, слабообводненных и обводненных неустойчивых, трещиноватых пород. Система представляет собой совокупность компонентов, имеющих в своем составе минеральную и органическую части. Основу минеральной части составляет жидкое стекло, органической – полиизоцианат. Модифицированные добавки и ускорители полимеризации вводятся как пластификаторы и ускорители отверждения. В УкрНИМИ разработан тампонажный состав «СКАТ» на карбамидной основе. Компаунд «СКАТ» состоит из двух компонентов: А – карбонадоформальдегидная смола (КФ-МТ-15), составляющая 85 – 95% в массовых частях и Б – отвердитель (изометилтетрагидрофталевый ангидрид, составляющий 5 – 15%). Время желатинизации компаунда «СКАТ» при оптимальной концентрации отвердителя (8 – 12%) составляет 20-40 мин, а набор 100 %-й прочности завершается через 10 – 15 ч. При этом конечная усадка отвержденного материала не превышает 0,7 %. Введение модифицирующих добавок позволяет в широких пределах регулировать свойства компаунда – адгезионную и когезионную прочность, пластичность, водостойкость, вязкость и скорость отверждения. Отличительной особенностью компаунда «СКАТ» от известных составов на карбамидной основе является то, что за счет специфики взаимодействия отвердителя с карбамидной смолой в процессе отверждения не выделяется свободный формальдегид.

190

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

В табл. 1 приведены характеристики химических укрепляющих материалов. Таблица 1 – Характеристика химических укрепляющих материалов Тип укрепляющих ма- Отвердители териалов 1. Эпоксидные 2. Полиуретановые 3. Полиэфирные 4. Фенолформальдегидные 5. Магнезиальные составы 6. Карбамидные: КФ-Ж КФ-МТ «Скат»

Динамическая вязкость, Па⋅с

Прочность по конВремя такту, МПа гелеобразования, мин на разрыв на сдвиг

Амины Полиизоцианат Диоксид бензола

0,4

3–4

20–50

25–65

0,23–0,35

4–45

3–45

4–45

0,2–0,35

3–50

2–12

3–14

Кислоты

0,18–0,28

5–200

3–3,5

2,4–3,8

Хлорид магния

0,2–0,25

15–300

0,5–5,5

0,7–5,8

0,14–0,23

5–300

2,5–3,0

2,7–3,2

0,14–0,23

5–100

3,2–3,8

3,6–4,1

0,1–0,15

5–30

5,6–7,2

2,4–3,2

0,3

10–15

3–5

4–6

0,3

2–5

3–5

4–6

Раствор щавелевой кислоты То же Изометилтетрагидрофталевый ангидрид

Органоминеральные «Монолит-1-3»: М-1-3Н М-1-3У

Полиизоцианат То же

На основании выполненного обзора характеристик различных скрепляющих материалов для создания ЛУЗ предпочтение следует отдавать химическим смолам. Таким образом, в настоящее время рассчитывать на широкое применение технологий ремонта выработок с использованием укрепляющих составов не представляется возможным.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

191

УДК 622.281.424:622.268.12.016.8

ВРЕМЕННАЯ НАБРЫЗГБЕТОННАЯ КРЕПЬ ОСНОВНЫХ ВЫРАБОТОК, СООРУЖАЕМЫХ БУРОВЗРЫВНЫМ СПОСОБОМ Резник А.В., Мазилин А.В., Петренко Ю.А.*

С развитием угольной промышленности в Донецком бассейне увеличиваются глубины ведения горных работ и осложняется поддержание выработок. Проведенное обследование капитальных горных выработок протяженностью 58 км показало, что в процессе образования зоны неупругих деформаций, когда происходит интенсивные и неравномерные смещения пород по контуру выработки, наблюдаются основные нарушения крепи. Управлять процессом образования зоны неупругих деформаций позволяет система «крепь-порода», создаваемая в начальный период сооружения выработки с помощью временной крепи. При этом повышается устойчивость породных обнажений и создаются благоприятные условия работы постоянной крепи. Применяемая в забойной части выработки временная крепь должна быть технологичной, взрывостойкой, легко вписываться в общий технологический процесс сооружения выработки. При минимальных затратах средств и труда на возведение, крепь должна обеспечивать рабочее и безопасное состояние призабойной части выработки. Конструкция крепи должна обеспечивать максимальную степень механизации работ по ее возведению. Анализ конструкции временных крепей подтверждает, что наиболее полно указанным требованиям отвечает временная набрызгбетонная крепь. При нанесении набрызгбетона непосредственно после выемки породы при проведении выработок можно отделить (по месту производства работ) процесс возведения постоянной крепи от прочих производственных процессов проходческого цикла. Это создает благоприятные предпосылки *

Резник А.В. – инженер Мазилин А.В. – студент Петренко Ю.А. – д.т.н., проф. (научный руководитель) (ГОУ ВПО «Донецкий национальный технический университет», г. Донецк)

192

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

для механизации процесса крепления и способствует проведению выработок с большой скоростью. Кроме того, временная набрызгбетонная крепь уже в начальный период сооружения выработки, создавая систему «крепьпорода», улучшает условия работы постоянной крепи, что позволяет применять облегченные конструкции. Для определения возможности использования набрызгбетона в качестве временной крепи были выполнены лабораторные исследования физико-механических свойств набрызгбетона через несколько дней после укладки, его взрывостойкости, проникающей и упрочняющей способности, исследованы прочностные характеристики набрызгбетонапри при введении в него упрочняющих добавок. Исследования показали, что при использовании в качестве временной крепи набрызгбетона можно создавать не только ограждающую оболочку, которая защищает призабойное пространство, но и упрочнить приконтурный массив пород, способствуя тем самым равномерности их смещения по периметру выработки.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

193

УДК 622.272

ОПРЕДЕЛЕНИЕ КОМПЛЕКСА СОЦИАЛЬНО-ЭКОНОМИЧЕСКОЙ ИНФОРМАЦИИ ПРИ ПРОЕКТИРОВАНИИ ТЕХНОЛОГИЧЕСКОЙ СХЕМЫ УГОЛЬНОЙ ШАХТЫ Сивоконь М.А., Бабак Б.Н., Выговская Д.Д., Выговский Д.Д.* В статье приводятся рекомендации и подходы по отбору социальноэкономической информации используемой при проектировании технологической схемы угольной шахты с учетом надежности, точности и динамичности принимаемых параметров и факторов. Ключевые слова. Исходная информация, режим работы, стоимостные параметры, надежность, динамичность показателей

Комплекс социально-экономической информации включает сведения, характеризующие величину трудовых, материальных, энергетических ресурсов на шахте, эффективность их использования и нормативы расходования. В этот комплекс также относятся данные о режиме работы шахты, средней заработной плате, коэффициентах сравнительной экономической эффективности, оптовой цене угля, нормах расходования времени, энергии и материалов. В соответствии с постановлениями Руководства угольной промышленности ДНР в настоящее время поддерживается следующий режим работы шахт, очистных и подготовительных забоев. Число рабочих дней в году принято 300; число рабочих смен по добыче угля в сутки – три; продолжительность рабочей смены на подземных работах для шахт с особо вредными и тяжелыми условиями труда – 6 ч и для остальных шахт – 7 ч; продолжительность рабочей смены на поверхности – 8 ч. На шахтах с особо вредными и тяжелыми условиями труда в очистных забоях установлен следующий режим: при разработке пластов, не опасных по внезапным выбросам, а также при работе в невыбросоопасных зонах, определенных прогнозом, угольных пластов – три добычных и одна ремонтно-подготовительная; при разработке пластов, опасных по внезапным выбросам угля и газа, а также угольных пластах крутого и крутонаклонного падения, требующих мероприятий по пылеподавлению, – две *

Сивоконь М.А. – студент группы РПМ-13а Бабак Б.Н. – студент группы РПМ-13б Выговская Д.Д. – к.т.н., доц. (научный руководитель) Выговский Д.Д. – к.т.н., доц. (научный руководитель) (ГОУ ВПО «Донецкий национальный технический университет», г. Донецк)

194

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

добычных смены и одна для проведения специальных мероприятий, а так же одна ремонтно-подготовительная смена. На шахтах с обычными условиями труда установлен суточный режим работы очистных забоев с двумя добычными и одной ремонтноподготовительной сменами. В подготовительных забоях шахт с особо вредными и тяжелыми условиями труда установлены три смены (по 6 ч) непосредственно по проведению выработки и одна для осуществления специальных мероприятий и ремонтно-подготовительных работ. Для подготовительных забоев, совмещенных с очистными забоями, число смен по проведению выработок должно определяться расчетом. При моделировании и проектировании угольных шахт наиболее значительную часть социально-экономических данных составляют стоимостные параметры (показатели) применяемые при осуществлении горностроительных и монтажных работ, приобретении оборудования, осуществлении производственных процессов и др. Важнейшими элементами информационного обеспечения оптимального проектирования угольных шахт принадлежат стоимостные показатели, и они являются основой для любых технико-экономических расчетов. Стоимостные показателями укрупненные параметры стоимости любых видов работ на угольной шахте, относятся к определенной единице объема работ. Такими параметрами единицы объема работ выступают площадь поперечного сечения или объем выработки (м2, м3), масса добываемого угля (т), время (сут., год) и др. И если известны значения объемов работ и стоимостной показатель, то легко подсчитываются (моделируются) суммарные затраты на производство работ в течение какого-либо периода времени. К стоимостным параметрам (показателям) предъявляют повышенные требования надежности, простоты расчетов и динамичность их использования. Они должны обеспечивать необходимую точность определения затрат в различных вариантах проектов и возможность детального анализа результатов проведенных расчетов. Надежность показателя обеспечивается тем, что значения его должно определяться при условии использования прогрессивной техники, технологии и организации выполнении работ, применения научных обоснованных норм расходования материалов, энергии и других технологических параметров. Простота расчетов должна обеспечиваться характером зависимостей, входящих в целевую функцию с факторами, влияющими на уровень целевой функции. Количество принятых факторов не должно быть большим, чтобы стоимостные показатели легко были используемы при расчетах.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

195

Учет динамичности стоимостных параметров (показателей) связан с их структурой и целью задачи при принятии числовых значений входящих в формулу расчета параметра. Необходимо находить такие аналитические формы стоимостного показателя, которые отражающую зависимость затрат от основных параметров проектируемого объекта применяя посредством коэффициенты, величина которых возможно и целесообразно объединять и сводить в таблицы. Такой подход дает возможность легко изменять и обновлять их значения. Это обеспечивает со временем требуемую точность и надежность, учитывает технический прогресс при выполнении проектных и строительных работ. Стоимостные параметры (показатели), которые имеют статистическую основу, а также структуру корреляционных зависимостей, в меньшей степени обеспечивают динамичность, надежность и точность показателя. Точность стоимостных параметров (показателей) возможно достичь при полном учете принятых элементов затрат, учета факторов, влияющих на затраты, а также при учете расчетных условий по реальным горнотехническим условиям, при которых выполняются конкретные работы. При неопределенности включаемых в формулу стоимостного параметра (показателя) аргумент точности его может снижаться из-за увеличения числа таких аргументов (факторов). При проектировании стоимостные параметры (показатели) выражаются функциональными зависимостями удельных затрат на производство принятого вида работ, исходных информации и оптимизируемых переменных. Это требует проведения большого объема исследовательской и расчетной работы. Используемые методы математической статистики, прямые расчеты необходимо производить деления расходов на группы. В качестве исходных данных при статистическом анализе необходимо использовать единичные расценки на виды горных работ, результаты проводимых расчетов, фактические сведения угольной шахты о затратах на ремонт и поддержание выработок и др. Стоимостные параметры (показатели) постоянно должны корректироваться и уточняться из-за состояния и изменениями социальноэкономических условий со временем влияющих на исходную информацию принимаемых факторов. Библиографический список 1. Малкин, А. С. Проектирование шахт. Учебник для вузов / А. С. Малкин [и др.]. Под ред. Л.А. Пучкова. М. – Изд-во АГН, 2000.– 375с.

196

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

ОБОСНОВАНИЕ И ВЫБОР МЕРОПРИЯТИЙ ПО ПРЕДОТВРАЩЕНИЮ ГАЗОДИНАМИЧЕСКИХ ЯВЛЕНИЙ ПРИ ПРОВЕДЕНИИ УЧАСТКОВЫХ ПЛАСТОВЫХ ВЫРАБОТОК В УСЛОВИЯХ ПЛАСТА h6 ОП «ШАХТА ИМ. А.А. СКОЧИНСКОГО» ГП «ДУЭК» Степаненко Д.Ю., Дрипан П.С.* Основные подготовленные запасы ОП «Шахта 1 им. А. А. Скочинского» ГП «ДУЭК» сосредоточены в пласте h6 «Смоляниновский». Работы по добыче ведутся в уклонной части шахтного поля. Шахта им. А. А. Скочинского относится к сверхкатегорийной, опасной по внезапным выбросам угля, породы и газа. Разрабатываемый пласт h16 склонен к самовозгоранию Но основной проблемой на шахте является проблема газодинамических явлений (ГДЯ) – внезапных выбросов угля и газа со смертельным травматизмом. В качестве противовыбросного мероприятия в наиболее опасных зонах – в верхних нишах лав и конвейерных штреках лав применяют сотрясательное взрывание. Повсеместное применение сотрясательного взрывания в целом привело к снижению числа внезапных выбросов угля и газа. Недостатки сотрясательного взрывания: возможность взрыва метановоздушной смеси и негативное влияние на эффективность угледобычи «спровоцированных» выбросов угля и газа, так как большое число и сила выбросов угля и газа в нишах лав влияют на добычу угля, а выбросы в подготовительных выработках не только сдерживают темпы подготовки выемочных участков, но также влияют на безопасность и техникоэкономических показатели очистной выемки при переходе полостей выбросов. Для снижения вероятности возникновения выбросов угля и газа при сотрясательном взрывании предлагается способ опережающей гидровзрывной обработки пласта при каждом очередном цикле сотрясательного взрывания. *

Степаненко Д.Ю. – студент Дрипан П.С. – ст. препод. каф. РМПИ (научный руководитель) (ГОУ ВПО «Донецкий национальный технический университет», г. Донецк)

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

197

Под гидровзрывной обработкой пласта понимается взрывание патронов ВВ в окружении воды. Наличие воздушного зазора между зарядом ВВ и стенками скважины (шпура) приводит к непроизводительным затратам энергии ВВ: давление продуктов взрыва в скважине (шпуре) резко падает; расширение ВВ в зоне реакции детонационной волны вызывает появление химических потерь; большая энергия взрыва затрачивается на переизмельчение угля в зоне пластических деформаций. При взрывании патронов ВВ в окружении воды недостатки устраняются. Плотность воды, сжатой ударной волной, приближается к плотности угля, что создает благоприятные условия для передачи энергии продуктов детонации угольному массиву по всей длине шпура в виде волны сжатия. Возникающий при взрыве импульс вследствие несжимаемости жидкости мгновенно передается на поверхность всех прилегающих к шпуру трещин, заполненных водой. При взрыве заряда ВВ в жидкости детонационная волна на границе заряд-жидкость преобразуется в гидравлическую ударную волну, в которую переходит большая часть энергии взрыва. При этом начальное давление во фронте ударной волны примерно в 200 раз выше, а скорость потока в 1,5 – 2,0 раз меньше чем в воздухе. Наличие воды вокруг заряда обеспечивает высокую безопасность взрывания, так как слой воды вокруг заряда толщиной более 5 мм полностью флегматизирует продукты взрыва. Выше изложенные достоинства взрывания зарядов в окружении воды создают благоприятные предпосылки для опережающей гидровзрывной обработки пласта при сотрясательном взрывании с целью снижения вероятности «спровоцированных» выбросов угля и газа. Сущность предлагаемого способа достаточно полно поясняется представленным рисунком и заключается в следующем (рис.1). Шпуры для сотрясательного взрывания с опережающей гидровзрывной обработкой пласта располагают примерно по той же схеме что и для производства обычного сотрясательного взрывания. Основным отличием является удвоенная длина шпуров и расположение шпуров под углом 5 – 7° к горизонтальной плоскости для удержания воды. В остальном параметры БВР, по крайней мере, на проведение опытного взрывание, не отличаются от паспортных. Патроны ВВ досылают на глубину отбойки угля. Шпуры перед производством взрывания заливают водой. В качестве забойки используют гидрозабойку в сочетании с запирающей забойкой из

198

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

А

глины и смеси глины с песком. Применение забойки необходимо для исключения выполнения требования §269 ЕПБ при ВР, согласно которому при гидровзрывной обработке пласта необходима непрерывная подпитка наклонных скважин водой.

3

А-А

4

о

5-7

А

LГ 2LГ

1 – шпуры для сотрясательного взрывания с опережающей гидровзрывной обработкой пласта; 2 – граница отбойки (выемки) пласта; 3 – патроны ВВ; 4 – шпуры от предыдущего цикла сотрясательного взрывания; LГ LГ – глубина досылки патронов; LШ – длина шпуров

Рисунок 1 – Схема сотрясательного взрывания с опережающей гидровзрывной обработкой пласта

При взрывании зарядов в результате гидроудара в концевой части удлиненных шпуров происходит гидровзрывная обработка пласта, т.е. его частичное разрушение (трещинообразование) и дегазация и, как следствие, устранение выбросоопасности. Последующее взрывание зарядов в этой обработанной зоне не должно спровоцировать (вызвать) выброс угля и газа или существенно снизить вероятность его возникновения. Предлагаемый способ не противоречит требованиям ЕПБ при ВР, а его применение не встретит технологических и технических трудностей. Для реализации способа разработан опытный паспорт БВР (рис. №2) на производство сотрясательного взрывания с опережающей гидровзрывной обработкой пласта в конвейерном штреке лавы, включающий схему расположения шпуров, схему расположения полиэтиленовых сосудов с водой для предотвращения взрывов метановоздушной смеси и конструкцию шпурового заряда для сотрясательного взрывания.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

15 3 4 3 7 10

17

18

6

19

20

9

8 5 1 2 6 9

18 17 16 21 20 19

21

1,5

0,60 0,60

2

10

25

1,0

1400

3970

25 1,5

16

1

7

25

1,5

5

8

4

3

3110

3

14 13 12 11

11

0,60

15

12

13

0,35 0,60

15

15 14

Схема расположения полиэтиленовых сосудов с водой

0,35

Схема расположения шпуров

199

1,0

2800

21

20

19

18

17

16

1,5

2800

Конструкция шпурового заряда для сотрясательного взрывания с гидровзрывной обработкой пласта

1400

11 6

10 9

12

3 2

13 16

3 14

8 15

Глина

Патроны ВВ - скальный аммонит №1 Вода 1400 2800

0,25

0,5

0,5

0,5 0,5 0,5 0,5 0,5

0,25

Рисунок 2 – Паспорт буровзрывных работ в конвейерном штреке

200

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

УДК 662.74

О ВОЗМОЖНОСТИ ПЕРЕРАБОТКИ УГЛЕЙ ДОНЕЦКОГО БАССЕЙНА В СИНТЕТИЧЕСКОЕ ЖИДКОЕ ТОПЛИВО Терлецкий Ю. Н., Касьяненко А. Л.* В данной работе является рассмотрение возможности использования угля Донецкого бассейна для переработки его в синтетическое жидкое топливо для более эффективного и рационального его использования. Обусловлено данное предложение тем, что получаемый вид энергетического ресурса является более удобным для транспортирования, хранения, потребления, чем уголь, а также избавлен от большинства вредных для окружающей среды компонентов. Ключевые слова: синтетическое жидкое топливо, уголь, углепереработка, Донецкий бассейн, гидрогенизация, газификация.

На мировых топливно-энергетических рынках в структуре потребления первичных энергоносителей доминирует нефть, а второе и третье место между собой делят соответственно природный газ и уголь [1]. Жёсткие условия мировой конкуренции и неблагоприятная ситуация на внешнем рынке поставили перед горными предприятиями ряд проблем, связанных с эффективным регулированием деятельности предприятий, поэтому основными задачами, стоящими перед Министерством угля и энергетики ДНР являются [2]: обеспечение рационального и безопасного использования энергетических ресурсов, повышение конкурентоспособности энергетического сектора и эффективности использования топливноэнергетических ресурсов. На сегодняшний день уголь является единственным видом твёрдого топлива в Республике, поэтому важной задачей является разработка и создание технологий для его использования в качестве наиболее перспективного, с учётом практически неисчерпаемости запасов, энергетического ресурса. Поэтому целью работы является рассмотрение технологий получения синтетического жидкого топлива из угля, а также задача выбора наиболее эффективного способа для условий Донецкого угольного бассейна.

*

Терлецкий Ю. Н. – студент группы РПМ-15 Касьяненко А. Л. – к.т.н., доц. (научный руководитель) (ГОУ ВПО «Донецкий национальный технический университет», г. Донецк) kas@mine.donntu.org

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

201

Решением поставленной задачи связанной с повышением эффективности использования топливно-энергетических ресурсов может стать применение инновационных технологий связанных с переработкой твёрдых углей в жидкую форму. Актуальность и перспектива данного предложения обусловлены поискомальтернативы нефти и газу, как источникам получения энергии, в обозримом будущем в связи с их исчерпаемостью. Обоснование внедрения и применения инновационных технологий искусственного получения из угля жидких топлив основано на том, что уголь, как широко распространённый вид твёрдых горючих ископаемых на Донбассе, является наиболее перспективным сырьём для производства синтетического жидкого топлива (СЖТ). Такая форма и вид энергетического ресурса является более удобным для транспортирования, хранения, потребления, чем уголь, а также избавлен от большинства вредных для окружающей среды компонентом. Использование углей включает в себя традиционные направления переработки – сжигание, коксование и полукоксование (рис. 1), и широкий диапазон так называемых нетопливных видов их потребления.

Рисунок 1 – Традиционная методы переработки угля

Продукты, получаемые в результате пререработки, могут не только эффективно заменить природный газ и жидкое топливо, но и служить исходным сырьем для производства экологически чистого бензина, авиационного, ракетного и дизельного топлива, водорода и ценных химических веществ (восков, церезина и др.).

202

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

Главная задача коксования – получение прочного металлургического кокса. Кроме того, при коксовании получают коксовый газ и смолу, представляющие собой ценное химическое сырье. При полукоксовании, которое ведется при температуре порядка 500 – 600 °С и также за счет внешнего подвода тепла, главная задача состоит в том, чтобы получить химические продукты (смолу, газ), а твердый остаток – полукокс – является энергетическим топливом. В настоящее время наиболее распространенные технологии получения СЖТ из угля основаны на двух процессах: газификация и гидрогенизация (рис. 2).

Рисунок 2 – Инновационные методы переработки угля

Гидрогенизация (прямое ожижение) – превращение органической массы угля под давлением водорода (до 300 атм.) в жидкие и газообразные продукты в присутствии катализатора в среде растворителя при температуре до 500 °С, с последующим гидрооблагораживанием полученных жидких продуктов. Газификация угля (косвенное ожижение) – получение синтез-газа с последующим каталитическим синтезом углеводородов. Реализация этих технологий предусматривает резкое расширение традиционной углехимической линейки с получением синтетической нефти, высокооктанового бензина, авиационного, ракетного и дизельного

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

203

топлива, а также нафты, смазочных масел, парафинов, фенолов и другой углехимической продукции – сырья для основного органического синтеза [3]. Способ получения СЖТ путем прямой (деструктивной) гидрогенизации исходного угля основан на термической переработке угля, к числу которых относятся, в частности, полукоксование и коксование. Однако различие между полукоксованием и коксованием заключается в разложении вещества без доступа кислорода, ведущее к повышению выхода твердого продукта. В случае же гидрогенизации тот же термический процесс, но в присутствии избытка водорода приводит к образованию главным образом жидких и газообразных продуктов при малом выходе твердого остатка (табл. 1). Таблица 1 – Выход продуктов при термической обработке и гидрогенизации угля в пересчёте на горючую массу, %

Продукт Кокс (остаточный уголь) Масло Смола Газ Расход водорода

Каменный уголь Полукоксование Гидрогенизация 78,0 10,5 5,0 64,7 8,5 8,5 24,8 8,8

Теоретические основы воздействия водорода на органические соединения под давлением были разработаны еще в начале XX века академиком В. Н. Ипатьевым. Первые широкие исследования по применению гидрогенизационных процессов к переработке угля были проведены немецкими учеными в 1920 г., а в 1940-х г. в Германии был создан ряд промышленных предприятий на базе этой технологии. На основе многочисленных исследований установлено, что для гидрогенизационной переработки в жидкие продукты предпочтительны каменные угли невысоких стадий метаморфизма со следующим составом: углерод >65 %, водород >5 % а и летучие вещества >30 % в расчете на органическую массу. Важно чтобы содержание золы не превышало 10 %, так как высокая зольность отрицательно сказывается на материальном балансе процесса и затрудняет эксплуатацию оборудования. Помимо характера исходного угля, большое значение имеет выбор режимов давления, температуры и катализаторов. Осуществление процес-

204

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

са гидрогенизации углей в промышленных условиях связано с большими трудностями, особенно если иметь в виду его экономичность и эффективность[4]. Газификация угля представляет собой процесс превращения каменного угля с помощью газифицирующих агентов в смесь газов: оксида и диоксида углерода, водорода, метана, водяного пара и азота. В качестве газифицирующих агентов обычно используют воздух, кислород, водяной пар, диоксид углерода и водород, а также смеси этих веществ. Образующийся при газификации угля метан применяется как заменитель природного газа, а смесь СО и Н2 (синтез-газ) с разным соотношением компонентов используется во многих последующих синтезах. Основными реакциями при газификации являются реакции неполного окисления углерода органической массы: C + ½O2 →CO,C + CO2 → 2CO,C + H2O → CO + H2. Такой вид газификации отличается следующими преимуществами: при сжигании газа не образуется твердых остатков (золы), легко достигаются автоматизация и регулирование процесса, полнота сгорания, высокий температурный уровень горения. Для превращения твердого топлива в газообразное применяют специальные аппараты – газогенераторы основанные на реакции пиролиза – термического разложения твердого топлива. При этом получается горючий газ, который должен пройти несколько ступеней очистки, перед тем как поступитьна сжигание. Современные технологии газификации позволяют получать высококачественный синтез-газ из низкосортных видов твердого топлива, использование которого в энергетике позволяет существенно снизить экологическую нагрузку на окружающую среду, повысить КПД получения тепловой и электрической энергии, сократить расходы на транспорт топлива. Основной недостаток: сложность организации технологического процесса и контроля распространения фронта газификации в подземных условиях [5]. Способ производства СЖТ на основе процесса гидрогенизации газа, предварительно полученного при газификации углей, названый методом Фишера–Тропша, освоенный в промышленных масштабах в Германии в 1940 г. и получивший дальнейшее развитие во многих вариантах (рис. 3). Следует отметить, что во время Второй мировой войны синтетическое топливо, полученное из угля, практически полностью покрывало потребности немецкой авиации. Процесс Фишера-Тропша (ФТ-синтез) описывается следующим уравнением:

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

205

CO + 2H2 → CH2 + H2O, 2CO + H2 → CH2 + CO2. Получение жидкого топлива при ФТ-синтезе из каменного угля конвертируются в синтез-газ – смесь СО и Н2, монооксида углерода и водорода называется «сингаз» или «водяной газ», с последующим синтезом углеводородных смесей, используемых в качестве бензина, дизельного топлива или компонентов моторных топлив. Принципиальное значение этого процесса – это производство синтетических углеводородов для использования в качестве синтетического смазочного масла или синтетического топлива. По мнению специалистов [6], Рисунок 3 – Получение СЖТ технология ФТ-синтеза имеет следуметодом Фишера – Тропша ющие преимущества: (ФТ-синтез) 1) производство сверхчистых продуктов (дизельного топлива, метанола) без содержания серы и с низким содержанием твердых частиц; 2) уменьшение выброса углекислого газа путем технологии улавливания и хранения углерода или получения из него карбамида; 3) использование низкокачественного угля. При сравнение рассматриваемых технологий переработки угля в СЖТ, технология ФТ-синтеза является хорошо зарекомендовавшей себя. Она применяется для преобразования синтетического газа, полученного из угля, в чистое, жидкое высококачественное топливо, включая сверхчистый дизель и топливо для реактивных двигателей. Вывод. Таким образом, на основе вышеприведенного анализа можно сделать вывод о том, что эффективное использование углей Донецкого бассейна, в том числе низкокачественных углей, которые доступны на внутреннем рынке ДНР в избытке, возможна их переработка в СЖТ с помощью ФТ-синтеза.

206

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

Библиографический список 1. BP Statistical Reviewof World Energy 2017 [Электронный ресурс]: Официальный сайт BP Global Company – Режим доступа: https://www.bp.com/content/dam/bp/en/corporate/pdf/energy-economics/statisticalreview-2017/bp-statistical-review-of-world-energy-2017-full-report.pdf - Загл. с экра-

на. – 14.05.2018.

2. Задачи Министерства угля и энергетики Донецкой Народной Республики [Электронный ресурс]: Официальный сайт Министерства угля и энергетики Донецкой Народной Республики – Режим доступа: http://mintekdnr.ru/index/zadachi_ministerstva/0-12 – Загл. с экрана. – 14.05.2018.

3. Химические вещества из угля. Пер. с нем. / Под ред. И. В. Калечица – М.: Химия, 1980.– 616 с.

4. Алексеев, К. Ю. Современные условия для промышленной реализации процессов СЖТ из углей в России / К. Ю. Алексеев, Е. Г. Горлов, А. В. Шумовский // Уголь. – 2012. – № 8. – С. 91–93.

5. Глубокая переработка углей Казахстана / Ермагамбет Б. [и др.] // Промышленность Казахстана. – 2014. – № 1 (82). – С. 24-28.

6. Бакурова, Е. В. Социально-экономические аспекты реализации проекта переработки углей в синтетическое жидкое топливо на территории Приморского края / Е. В. Бакурова // Известия Дальневосточного федерального университета. Экономика и управление. – 2016. – №1(77).–С.

100-115.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

207

УДК 622.281

АНАЛИЗ СУЩЕСТВУЮЩИХ ТЕХНОЛОГИЧЕСКИХ СХЕМ РЕМОНТА ГОРНЫХ ВЫРАБОТОК Холод А.Н., Новиков А.О.* Как показал проведенный анализ состояния выработок, на многих шахтах более 15 % из объема поддерживаемых выработок не соответствуют эксплуатационным требованиям из-за потери сечения, деформирования элементов крепи и отсутствия необходимых зазоров между крепью и движущимися транспортными агрегатами. Проведение разовых ремонтных работ не всегда обеспечивает сохранность эксплуатационного состояния выработки на оставшийся срок ее эксплуатации. Во многих случаях эти работы проводятся повторно. Несмотря на важность проблемы за последние 20 лет крайне мало выполнено работ, посвященных вопросам разработки новых и модернизации известных технологических схем выполнения ремонтных работ. Известные на сегодняшний день способы и технологии ведения ремонтных работ, обеспечивающие эксплуатационное состояние поддерживаемых выработок по характеру влияния на окружающий породный массив можно условно разделить на несколько групп. К первой группе можно отнести так называемую «традиционную» технологию ведения ремонтных работ. Ее реализация сопряжена с выполнением следующих основных процессов: подготовка, разрезка выработки, разработка (выпуск) породы, установка новой рамы крепи. Подготовительные операции: производится подноска инструмента и приспособлений к месту работы, устанавливаются световые сигналы, устанавливается прибор непрерывного измерения метана, устанавливается усиливающая крепь, снимаются кабели с подвесок, укладываются на почву и накрываются настилом, накрывается водоотливная канавка. Разрезка выработки производится на величину (глубину), позволяющую установить раму новой крепи. Она производится оборником, обушком, отбойным молотком или ВР. При необходимости сместить продольную ось выработки, разрезка может производиться с одной или с двух сторон. Разборку (вырубку) затяжки производят участками в сыпучих породах не более 2 шт., в породах средней устойчивости – не более 3 – 4 шт., *

Холод А.Н. – студент Новиков А.О. – д.т.н., проф. каф. РМПИ (научный руководитель) (ГОУ ВПО «Донецкий национальный технический университет», г. Донецк)

208

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

в устойчивых породах – не более 5 шт. Разработку породы начинают с кровли выработки и производят в направлении сверху вниз, а с боков – снизу вверх. Выпуск породы из кровли производится или на почву, или непосредственно в вагонетку, которая обязательно крепится к рельсам. Производится разработка породы заходками до необходимых размеров, по мере разборки породы обнаженное пространство перекрывается затяжками (рис. 1), порода грузится в вагонетки, готовятся лунки для установки новой рамы.

1 – брус; 2 – стойки временной крепи (уст. через 0,3-0,5); 3 – стойка усиления

Рисунок 1 – Технология расширения выработки

Установка рамы новой крепи производится по известной технологии. Недостатками традиционной технологии ведения ремонтных работ являются низкие темпы работ и во многих случаях невозможность предотвращения неконтролируемого выпуска породы (вывала), что вызывает необходимость закладки образующихся пустот за устанавливаемой новой крепью. Ко второй группе можно отнести способ ремонта выработок с использованием временной крепи, возводимой в выработке до производства ремонтных работ. Суть его заключается в том, что с целью предотвращения обрушений пород при расширении ремонтируемой выработки из старой выработки в межрамном пространстве до проектного контура новой выработки бурится серия скважин (рис. 2), в которые устанавливаются закрепные стойки. Под их концы подводится металлический арочный сегмент, через который осуществляется нагружение закрепных стоек с помощью гидродомкратов, устанавливаемых в боках выработки. Нагруженные закрепные стойки предотвращают возможность неконтролируемого выпуска породы. Это позволяет повысить темпы ремонтных работ и устойчивость выработки в после ремонтный период за счет ограничения расслоения пород кровли в период выполнения ремонтных работ.

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

209

1 – скважины; 2 – опорные элементы (закрепные стойки); 3 – арочный сегмент; 4 – стойки усиления; 5 – крепь выработки; 6 – проектный контур выработки; 7 – контур ремонтируемой выработки

Рисунок 2 – Способ перекрепления выработки

К третьей группе можно отнести способы ремонта выработок с использованием временной опережающей забивной крепи в виде металлических или деревянных шильев. Такая крепь применяется при весьма разрушенных породах в пределах свода их естественного равновесия в окрестности ремонтируемой выработки, а также при восстановлении выработки при завале (рис. 3).

Рисунок 3 – Ремонт выработки с использованием опережающих забивных шильев

210

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

В слабых породах применяются деревянные шилья, в более крепких – металлические шилья. Шилья забиваются из-под вновь возведенной крепи за пределы будущего контура расширяемой выработки на глубину, позволяющую установить не менее 1 рамы крепи с опережением до 1 м. Одна сторона шила опирается на массив и «старую» крепь, а вторая сторона – не менее, чем на две рамы вновь установленной крепи. При невозможности забивки шильев на достаточную глубину в разрушенных породах в необходимых местах бурят короткие (0,3 – 0,4 м) шпуры, в которые забивают шилья. Элементы забивной крепи, как правило, используются в качестве постоянной затяжки, перекрывающей межрамные пролеты. К четвертой группе можно отнести ряд технологических схем ремонта выработок, в которых предусматривается предварительное создание укрепленной породной оболочки за проектным породным контуром новой выработки. В одном из вариантов для предупреждения обрушений пород в ремонтируемой выработке предусматривается предварительное механическое укрепление пород с помощью анкерной крепи. Суть его заключается в том, что до начала ремонтных работ в перекрепляемой выработке в кровлю бурят скважины, в которые устанавливаются взрыво-распорные трубчатые анкеры (рис. 4).

Рисунок 4 – Технология ремонта выработки с использованием анкерной крепи

Анкеры длиной 1,5 м устанавливаются в скважины таким образом, чтобы после расширения выработки до проектного сечения все скважины оставалась концевая часть анкера с резьбой, на которую устанавливается опорная плита. Заряжание трубчатого анкера осуществляется одним патроном ВВ. Расстояние между анкерами выбирается из условия не более 1 анкера на 1 м2 обнажения. Анализ рассматриваемой технологической схемы ремонта выработок показывает, что эффективная работа анкерной крепи, устанавливаемой до ремонта выработки, будет производится

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

211

только после установки опорной плиты. В момент перекрепления выработки (разделки породы) она не может существенно препятствовать возможности обрушения пород. Сейсмическое действие ВВ при расклинивании анкера будет способствовать увеличению расслоения пород в старой выработке. Затруднено применение данной технологии на сильно газовых шахтах. В других вариантах технологических схем ремонта выработок предусматривается предварительное создание укрепленной породной оболочки за проектным породным контуром новой выработки за счет применения инъекционного упрочнения пород. Сущность данных технологических схем заключается в создании вокруг ремонтируемой выработки оболочки из упрочненных пород толщиной 1 – 1,5 м, внутренним контуром которой является проектный контур выработки. Под защитой создаваемой оболочки производится выпуск разрушенной породы, которая заключена между проектным и существующим контурами выработки, и устанавливается новая крепь (рис.5).

1 – выпускаемый породный массив; 2 – упрочненная породная оболочка; 3 – проектный контур выработки; 4 – распорноизолирующее устройство; 5 – инъекторы Рисунок 5 – Параллельная технологическая схема перекрепления выработок с использованием инъекционного упрочнения пород

212

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

Первоначально по периметру ремонтируемой выработки бурят скважины 5, в которые устанавливают специальные инъекторы со специальными распорно-изолирующими устройствами 4, которые фиксируются в скважине на уровне проектного контура новой выработки 3. За счет нагнетания цементного раствора образуется породоцементная оболочка 2, под защитой которой происходит выпуск породы 1 и установка крепи. В случае значительной потери сечения выработки авторами рекомендуется последовательная схема инъекционного укрепления пород (рис. 6). Сущность ее заключается в том, что создание породоцементной оболочки производят через шпуры, пробуренные под определенным углом из отремонтированной части выработки в сторону производства ремонтных работ.

Рисунок 6 – Параллельная технологическая схема перекрепления выработки с использованием инъекционного укрепления

Рассмотренные технологические схемы создают безопасные условия при производстве ремонтных работ и обеспечивают повышение устойчивости выработки в послеремонтный период. Вместе с тем эти схемы имеют ряд недостатков. Во-первых, использование высоко напорных схем нагнетания песчано-цементного раствора приводит к упрочнению не только запроектированного объема пород в виде оболочки вокруг новой выработки, но и, учитывая максимальную трещиноватость пород на контуре ремонтируемой выработки, массива пород, подлежащих выпуску. Темпы выполнения работ снижаются вследствие необходимости ожидания времени набора прочности образуемого цементного камня. Применение в качестве связующего разрушенных пород полимерных смол (на основе полиуретана) приводит к существенному повышению стоимости работ. Данные технологические схемы проведения ремонтных работ не получили широкого распространения. На наш взгляд, их применение возможно на отдельных участках перекрепления выработок со зна-

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

213

чительным сроком службы (например, в зонах геологических нарушений), с определенной модернизацией. Так для уменьшения расхода дорогостоящих связующих составов необходимо использовать новые способы их нагнетания в породный массив с использованием эффекта вакуумирования. Сущность их заключается в том, что при низконапорном нагнетании скрепляющего раствора в одни скважины, одновременно из других производят отсос воздуха вакуум-насосом (рис. 7). При этом создается направленный фильтрационный поток, позволяющий производить упрочнение пород в заданных объемах.

а)

б)

1 – скважина; 2 – инъектор; 3 – распорно-изолирующее устройство; 4 – трубка подачи сжатого воздуха Рисунок 7 – Технология предупреждения излишнего выпуска породы при перекреплении с использованием процесса вакуумирования (а) и воздушной «опалубки» (б)

Выполненный анализ показывает, что широко применяемая в настоящее время «традиционная» технология перекрепления горных выработок не предупреждает излишний выпуск породы и не обеспечивает безопасные условия труда при производстве работ. Разработанные же технологии перекрепления выработок с использованием предварительного укрепления вяжущими вмещающих пород или механического подпора, а также технологии заполнения образовавшихся при ремонте пустот в закрепном пространстве, не нашли широкого применения из-за не технологичности, многооперационности, высокой стоимости и трудоемкости. Следует также отметить, что за последние 20 лет исследования в данном направлении не проводились. В этой связи разработка высоко эффективной и мало затратной технологии перекрепления выработок без излишнего выпуска породы и обоснование ее параметров, является весьма актуальной задачей для угольной промышленности.

214

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

В ДонНТУ разработан способ укрепления горных пород, сущность которого заключается в следующем: вначале бурят шпуры по контуру выработки, производят их герметизацию. Затем нагнетают в шпур саморасширяющийся материал. Его нагнетание осуществляется за пределами проектного контура. После затвердевания состава при его расширении создается необходимое усиление распора, позволяющее осуществлять демонтаж деформированного рамного крепления без угрозы обрушения пород. Затем устанавливают новую рамную крепь под проектный контур выработки (рис.8).

1 – разрушенные горные породы; 2 – шпуры; 3 – фактический контур выработки; 4 – проектный контур выработки; 5 – деформированная рама крепления; 6 – крепление по проектному контуру; 7 – укрепленная зона пород Рисунок 8 – Схема укрепления горных пород

Целесообразно необходимое усилие распора рассчитывается по формуле:

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

215

где y – суммарная высота упрочненной зоны, м; B – расстояние между шпурами в поперечном сечении выработки, м; H – глубина заложения выработки, м; γ – объемный вес породы, кг / м3; kтр – коэффициент трения породы; n – количество блоков, на которые разделен приконтурной породный слой. Использование способа позволяет исключить возможность излишнего выпуска породы при перекреплении выработок, и, как следствие, уменьшить себестоимость их ремонта. Выводы Проанализировав все существующие на сегодняшний день технологии перекрепления выработок, можно сделать вывод о том, что разработанная в ДонНТУ технология ремонта выработки при помощи укрепления пород за проектным контуром выработки с помощью невзрывчатых разрушающих веществ является наиболее целесообразной, менее трудоемкой и экономически выгодной. Библиографический список 1. Новиков, А. О. Технология ремонта и погашения горных выработок: Учебное пособие для студентов горных специальностей высших учебных заведений / А. О. Новиков, И. Н. Шестопалов – Донецк: ДонНТУ, 2016. – 205 с.

2. Пат. 51574 Украина, МПК Е 21 D 11/00, Способ укрепления горных пород / Касьян Н. Н., Сахно И. Г., Овчаренко Н. А., Новиков А. О., Петренко Ю. А. : заявитель и патентообладатель ДонНТУ. – № u201000011; заявл. 11.01.2010; опубл.

26.07.2010 ; Бюл. №14. – 3 с. : ил.

216

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

УДК 622.28

О ПОВЫШЕНИИ УСТОЙЧИВОСТИ ВЫРАБОТОК В УСЛОВИЯХ НШУ «ЯРЕГАНЕФТЬ» ООО «ЛУКОЙЛ-КОМИ» Чулаков К.П., Новиков А.О.* Выполнен анализ проблемы ухудшения состояния горных выработок, расположенных в пределах туфитового горизонта НШУ «Яреганефть». Установлены основные причины деформирования выработок. Предложен комплекс мер, позволяющих повысить устойчивость поддерживаемых выработок. Ключевые слова: горная выработка, технология добычи нефти, качество работ по проходке, прорывы пара, потеря прочности пород, обрушения в выработки, прогноз состояния, мероприятия по повышению устойчивости.

Разработка подземным способом нефтесодержащих пород в условиях шахт НШУ «Яреганефть» представлена на рис.1. Месторождение представляет из себя антиклинальную складку пород, нефтеносный слой – песчаник, мощностью до 40 м. Выше него залегают слабые породы – туфиты, а ниже – титаносодержащие песчаники. Месторождение вскрыто 3-мя вертикальными стволами. Околоствольный двор и основные выработки расположены выше нефтеносного горизонта (в туфитах). Там же пройдены верхние галереи для подготовки к выемке панели. От них, под углом 14 – 15 град., к почве нефтесодержащего пласта проходятся уклоны, а от них – нижние галереи. С поверхности, к нефтесодержащему пласту бурятся пропадающие скважины, через которые перегретым паром (120 – 160 °С) нагревают породы. Из нижней галереи бурятся парораспределительные и добывающие скважины, нефть из которых собирают в зумпфах и откачивают на поверхность. При существующей технологии, обсадные трубы устанавливают на участке в 10 м от устья пропадающих скважин, при этом нагреваются все породы вскрытые скважиной. Проведенными исследованиями было установлено, что слабые породы (в том числе туфиты), в которых располагаются верхние галереи панели, с естественной прочностью на сжатие в 12 – 16 МПа, под действием пара снижают ее в 3-4 раза, а остаточную прочность – в 6 раз. Это является одной из причин потери устойчивости выработок. Другой причиной, как показали результаты визуального обследования выработок, является низкое качество работ по креплению (не забучивается верхняя часть кре*

Чулаков К.П. – студент группы РПМ-15а Новиков А.О. – д.т.н., проф. (научный руководитель) (ГОУ ВПО «Донецкий национальный технический университет», г. Донецк, ДНР) alexfelinov@yandex.ru

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

217

пежных рам при переборах породы до 0,5 м. Положение усугубляется большим количеством трещин, которыми разбиты породы. Из-за прорывов пара при добычных работах (панель отрабатывается до 7 лет) через трещины, старые выработки и скважины, вмещающие породы ухудшают свои ФМС, размокают и отслаиваются, обрушаясь в выработки. Деформации выработок закрепленных как деревянной так и металлической рамной крепью представляют собой разрушение межрамного ограждения, приводящие к завалам при высоте обрушения кровли до 10 м.

Рисунок 1 – Принципиальная схема нефтешахты в разрезе

В настоящее время добыча нефти в НШУ «Яреганефть» сопровождается значительной трудоемкостью работ на проведение и поддержание добычных выработок (при механизации процессов до 20 % объемы работ

218

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

по ликвидации последствий обрушений только по НШ-1 в 2017 году превысили 3500 м3). Существующая технология проведения и поддержания выработок на нефтешахтах не обеспечивают их устойчивое состояние и безопасность труда рабочих. При этом дополнительные затраты, связанные с ликвидацией последствий от возникающих аварийных ситуаций приводят к увеличению себестоимости добываемой нефти. Авторами статьи предлагается следующие направления комплексного решения проблемы обеспечения устойчивости выработок и безопасности труда подземных рабочих: • На основе полной и достоверной геологической, маркшейдерской, горно-технической и технологической информации разрабатывается 3Dмодель месторождения (отрабатываемого участка).

• С ее помощью выполняется планирование горных работ и обоснование технологии их ведения.

• Намечаются мероприятия, обеспечивающие направленную подачу пара к разогреваемому участку нефтеносного пласта.

• Планируются работы по направленному укреплению зон повышенной трещиноватости пород, через которые возможны прорывы пара к поддерживаемым выработкам.

• Планируются дополнительные (локальные) мероприятия, направленные на сохранение устойчивости выработок и обеспечение безопасности рабочих на случай прорыва пара к выработкам.

• Эти дополнительные мероприятия выполняются локально (при прогнозируемой угрозе) как на этапе проведения выработок, так и при подготовке к ведению добычных работ и их ведении.

• Мероприятия, выполняемые при проведении выработок, включают возведение межрамных ограждений, обеспечивающих возможность быстрой изоляции выработки и проведения тампонажа закрепного пространства.

• Мероприятия, выполняемые при подготовке и ведении добычных работ предусматривают поэтапную установку (при необходимости) крепи усиления, с возможностью регулирования ее несущей способности. Авторами статьи предложены направления для комплексного решения проблемы обеспечения устойчивости выработок в условиях добычи нефти в НШУ «Яреганефть». Библиографический список 1. http://www.mining-enc.ru/sh/shaxtnaya-razrabotka-neftyanyx-mestorozhdenij/ 2. http://mineoil.blogspot.com/p/blog-page_3810.html 3. http://www.nashural.ru/article/promyshlennost-urala/yaregskie-nefteshahti/

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

219

ОБОСНОВАНИЕ И ВЫБОР СПОСОБА ОХРАНЫ МАГИСТРАЛЬНЫХ ВЫРАБОТОК ПРИ РАЗРАБОТКЕ ЗАПАСОВ УКЛОННОГО ПОЛЯ ПЛАСТА h10в ОП «ШАХТА ИМ. С.М. КИРОВА» ГП «МАКЕЕВУГОЛЬ» Якубовский С.С., Дрипан П.С.* ОП «Шахта им. С.М. Кирова» входит в состав ГП «Макеевуголь». В настоящее время шахта ведет разработку пласта h10в , на котором сосредоточены основные запасы предприятия. Пласт h10в опасен по внезапным выбросам угля и газа. Запасы залегают в уклонной части пласта. В центре панели проводятся две наклонные выработки по пласту угля с охраной целиками угля (рис. 1). Размеры целиков составляют 60 м, а расстояние между выработками – 40 м. Оставляемые целики угля могут создавать зоны повышенного горного давления на близлежащих пластах. Такой способ расположения и охраны планируется осуществлять на шахте и в других пластах шахтного поля. Глубина ведения работ в остальных частях будет увеличиваться и состояние подготавливающих наклонных выработок (уклонов с ходками) будет ухудшаться.

Рисунок 1 – Расположение по пласту с охраной целиками *

Якубовский С.С. – студент Дрипан П.С. – ст. преподаватель каф. РМПИ (научный руководитель) (ГОУ ВПО «Донецкий национальный технический университет», г. Донецк)

220

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

С увеличением глубины будут увеличиваться размеры целиков, необходимых для охраны выработок, а значит и потери угля. Поэтому целесообразным является выбор и обоснование рационального способа охраны подготавливающих выработок. Предлагаю рассмотреть альтернативные варианты охраны.

1) Предварительная выемка угля над выработкой при полевом ее расположении. Разгрузочная лава длиной 220 м движется по простиранию пласта, размер выемочного поля 200 м. (рис. 2)

Рисунок 2 – Расположение в почве пласта с предварительной надработкой

Выемка осуществляется полосами угля по мере необходимости углубки уклона с ходком. По краям выработанного пространства лавы оставляются целики угля шириной 60 м. Выработка проводится на расстоянии 12 м от почвы пласта. Расстояние до предохранительного целика 58 м.

2) Вторым альтернативным вариантом принято полевое расположение выработки. По пласту угля оставляется полоса шириной 160 м, кото-

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

221

рая будет отрабатываться после окончания ведения горных работ в панели (рис.3).

Рисунок 3 – Расположение в почве пласта с охраной полосой угля

Проведенные расчеты смещений пород кровли и почвы выработки показали, что во всех вариантах максимальные смещения не превышают допустимых по податливости крепи и транспортному оборудованию. Значения смещений приведены в таблице 1. Таблица 1 – Результаты расчета смещений

Технико-экономическое сравнение вариантов охраны показало, что при учете затрат на проведение, охрану и потери угля наиболее экономичным является вариант охраны полосой угля. Значения затрат по вариантам охраны приведены в таблице 2.

222

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

Таблица 2 – Технико-экономическое сравнение вариантов

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

223

СОДЕРЖАНИЕ Агарков А.В., Симонов А.М., Карнаух Н.В., Мавроди А.В., Захлебин В.В. Поддержание подготовительных выработок в условиях шахты имени Челюскинцев .......................................................................................... 4 Бабак Б.Н. (научный руководитель Касьян Н.Н.) Совершенствование конструкции сооружения из рядовой породы, помещенной в оболочку, с целью улучшения его нагрузочнодеформационной характеристики ................................................................. 12 Вережникова Е.А., Зозуля Я.Д. (научн. рук. Макеев А.Ю., Шестопалов И.Н.) Методика расчета параметров комбинированной рамно-анкерной крепи .................................................................................................................. 19 Воронова И.Н. (научный руководитель Гомаль И.И.) Отработка пластов опасных по горным ударам............................................ 30 Высоцкий С.А., Дрига И.В. (научн. рук. Выговский Д.Д., Выговская Д .Д.) Особые требования при технологии ликвидации вертикального ствола угольной шахты.................................................................................. 36 Гречко П.А. (научный руководитель Касьяненко А.Л.) Изучение проявлений горного давления с помощью лазерных сканирующих систем ....................................................................................... 40 Гнидаш М.Е., Иващенко Д.С. (научн. рук. Соловьев Г.И., Нефедов В.Е.) Особенности поддержания конвейерных штреков при различных вариантах сплошной системы разработки в условиях шахты «Коммунарская» «ПАО Шахтоуправление «Донбасс»............................... 45 Елистратов В.А. (научный руководитель Гомаль И.И.) Возможные направления использования геотермальной энергии угольных шахт .................................................................................................. 54 Иванюгин А.А. (научный руководитель Стрельников В.И.) Компьютерные технологии рецензирования проекта разработки угольного пласта .............................................................................................. 59 Иващенко Д.С., Гнидаш М.Е. (научн. рук. Соловьев Г.И., Нефедов В.Е.) Охрана подготовительных выработок глубоких шахт комбинированными опорными конструкциями ........................................... 68 Кириленко Ю.И, (научный руководитель Касьяненко А.Л.) Исследование состава пород угольных пластов Донецко-Макеевского района Донбасса ............................................................................................... 79

224

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

Корниенко И.М., Сидяченко О.А. (научный руководитель Скаженик В.Б.) Компьютерная анимация горных работ на угольных шахтах ..................... 87 Кукота М.В. (научный руководитель Гомаль И.И.) Анализ существующих методов борьбы с внезапными выбросами в условиях ОП «Шахта Холодная Балка» ГП «Макеевуголь» и в мировой практике ............................................................................................. 91 Манухин С.В., Склепович К.З. Исследование напряженно-деформированного состояния горных пород при анкеровании почвы подготовительной выработки .................... 99 Нескреба Д.А., Поляков П.И. Исследование физико-механических свойств и процессов развития нарушенности в несущих слоях горного массива ....................................... 105 Николаев И.А., Бабак Б.Н. (научн. рук. Касьян Н.Н., Дрипан П.С.) Перспективные направления совершенствования технологии применения анкерной крепи .......................................................................... 109 Обедников Д.В. (научный руководитель Литвинский Г.Г.) Разработка программы расчета на ЭВМ смещений пород в горных выработках ....................................................................................................... 115 Онокий Э. Ю. (научный руководитель Касьяненко А.Л.) Анализ методик оценки устойчивости пород в горных выработках ......... 123 Павленко Ю.В. (научн. рук. Соловьев Г.И., Голембиевский П.П.) Особенности применения анкерной крепи для поддержания конвейерных штреков в условиях глубоких шахт Донбасса ...................... 130 Панин Ф.А., Панин А.А. (научн. рук. Соловьев Г.И., Малышева Н.Н.) Особенности применения комбинированных способов поддержания подготовительных выработок глубоких шахт Донбасса ........................... 139 Палейчук Н.Н., Санин Д.А. (научный руководитель Рябичев В.Д.) Обоснование вида переправы Керченского пролива .................................. 153 Палейчук Н.Н., Спичак Ю.Н. Экономические аспекты геотехнологии на шахтах Восточного Донбасса ........................................................................................................... 157 Радченко А.Г., Киселев Н.Н., Радченко А.А., Горбунов И.Э. Выбросоопасность пологих нарушенных угольных пластов Донбасса ......................................................................................................... 163

ИННОВАЦИОННЫЕ ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

225

Радченко А.Г., Киселев Н.Н., Радченко А.А., Гетманец Л.В. Комплекс факторов, оказывающих влияние на формирование газодинамической активности угольных пластов, при проведении подготовительных выработок ........................................................................ 170 Резник А.В., Мазилин А.В. (научный руководитель Петренко Ю.А.) Анализ химических растворов, применяемых при упрочнении пород ..... 187 Резник А.В., Мазилин А.В. (научный руководитель Петренко Ю.А.) Временная набрызгбетонная крепь основных выработок, сооружаемых буровзрывным способом ........................................................ 191 Сивоконь М.А., Бабак Б.Н. (научн. рук. Выговская Д.Д., Выговский Д.Д.) Определение комплекса социально-экономической информации при проектировании технологической схемы угольной шахты ................ 193 Степаненко Д.Ю. (научный руководитель Дрипан П.С.) Обоснование и выбор мероприятий по предотвращению газодинамических явлений при проведении участковых пластовых выработок в условиях пласта h6 ОП «Шахта им. А.А. Скочинского» ГП «ДУЭК» ...................................................................................................... 196 Терлецкий Ю.Н., (научный руководитель Касьяненко А.Л.) О возможности переработки углей Донецкого бассейна в синтетическое жидкое топливо .............................................................................................. 200 Холод А.Н. (научный руководитель Новиков А.О.) Анализ существующих технологических схем ремонта горных выработок ................................................................................................... 207 Чулаков К.П. (научный руководитель Новиков А.О.) О повышении устойчивости выработок в условиях НШУ «Яреганефть» ООО «Лукойл-Коми» .................................................................................... 216 Якубовский С.С. (научный руководитель Дрипан П.С.) Обоснование и выбор способа охраны магистральных выработок при разработке запасов уклонного поля пласта h10в ОП «Шахта им. С.М. Кирова» ГП «Макеевуголь» ........................................................... 219

226

Сборник трудов кафедры «Разработка месторождений полезных ископаемых» ДонНТУ (г. Донецк), 2018

Сборник научных трудов кафедры разработки месторождений полезных ископаемых ГОУВПО «ДОННТУ»

Инновационные технологии разработки месторождений полезных ископаемых

№ 4 (2018) Статьи в сборнике представлены в редакции авторов