авторефераты диссертаций БЕСПЛАТНАЯ БИБЛИОТЕКА РОССИИ

КОНФЕРЕНЦИИ, КНИГИ, ПОСОБИЯ, НАУЧНЫЕ ИЗДАНИЯ

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


Pages:     | 1 |   ...   | 2 | 3 || 5 | 6 |   ...   | 7 |

«Академия строительства Украины и отраслевое отделение «Строительство шахт, рудников и подземных сооружений» Научно-технический центр «Шахтострой» ОАО ГХК ...»

-- [ Страница 4 ] --

Из сказанного вытекает настоятельная необходимость выпол нения системного анализа развития строительства вертикальных стволов в бывшем СССР, исследования структуры применяемых технологий, их основных параметров, закономерностей, влияние их на конечные результаты с целью определения основных направле ний совершенствования технологии строительства.

Решению этих задач, приобретающих особую актуальность в условиях развивающихся рыночных отношений, посвящена на стоящая статья.

Радикальное повышение эффективности строительства верти кальных стволов при современном уровне развития техники и тех нологии достигается интенсификацией работ с максимальным со вмещением производственных процессов во времени путем рассре доточения их в пространстве.

С увеличением глубины стволов абсолютные средние значе ния продолжительности отдельных этапов работ возрастают, при этом средние скорости сооружения стволов изменяются незначи тельно. Затраты времени, отнесенные к 100 м сооружения различ ных глубин, сохраняются почти постоянными. С ростом глубины стволов увеличилась продолжительность работ отдельных этапов, при этом наблюдается тенденция снижения затрат времени на про ходку основной части ствола с зумпфом. Затраты времени на со оружение клетевых и скиповых стволов по сравнению с воздухопо дающими соответственно выше на 24-27 %, Применение совмещенной технологии с последовательным и прерывным выполнением производственных циклов и процессов приводит к потерям общего времени работ до 50 %, что оказывает негативное влияние на интенсивность работ и использование ос новных ресурсов производства.

Прослеживается тенденция постоянного роста затрат на осна щение и несоответствие их технико-экономическим показателям.

Эта диспропорция постоянно возрастает.

Для сравнения влияния технологии и ее параметров на произ водственный процесс рассмотрим наиболее характерные примеры из образцово-показательных проходок при параллельной и совме щенной технологических схемах в Донецком бассейне в исследуе мый период (табл.1, 2).

Результаты строительства вертикальных стволов с примене нием различных технологических схем и показатели технической оснащенности приведены в табл. 2.

Таблица Показатели по скоростным проходкам Донецкого бассей на, достигнутые при параллельной и совмещенной технологи ческим схемам Шахта, ствол им.

М.И. 17-17 бис им. М.И. им. газеты им. 50 Калини- “Киров- Калини- “Соц. Дон- Летия Показатели на, вен- ская”, на, вен- басс”, воз- СССР, тиляци- вентиля- тиляци- духоподаю- вспомога онный ционный онный щий тельный 1 2 3 4 5 Год проходки 1955 1969 1982 1982 Проходка ствола 202,1 401,3 202,5 203,8 221, за месяц, м Глубина ствола до начала скоро 149 270 100 430 стной проходки, м Диаметр ствола в 5,5/6,5 5,5/6,1 6/7 6/7 6/ свету/вчерне, м Параллельная Технологическая с вре Совмещенная с щитовой схема проходки менной оболочкой крепью Среднее подви 1,84 3,95 4,2 4,0 4, гание за цикл, м Количество цик 103 104 48 51 лов за месяц Глубина шпуров, 2,15 4,5-5,2 4,5 4,5 4, м Средняя продол жительность: ч 7-03 7-00 14-30 14-07 14- мин цикла бурения шпуров 0-35 1-15 2-20 1-50 3- уборка породы 4-40 3-45 6-50 6-40 5- возведение по- совместно с уборкой 2-40 3-05 4- стоянной крепи породы Подготовитель ные и вспомога 1-48 2-00 2-40 2-32 1- тельные процес сы,ч-мин 1 2 3 4 5 Полезное время 5-48 6-06 8-50 8-48 7- цикла, ч-мин Затраты времени 3-32 1-47 3-30 3-30 3- на 1м проходки Проходческий ВЧ-1у ДШП-1 КС-2у КС-2у 2КС-2у комплекс Тип бадьи и ее БПСД БПН-2 БПСД-4,5 БПСД-4,5 БПСД-4, вместимость, м 4, Бурильные ма- ПР-30 БУКС ОМ-506 БУКС-1м БУКС-1м шины ПР-24 1м Параметр интен 0,82 0,88 0,61 0,63 0, сивности, Кин Материал крепи кирпич монолитная бетонная крепь Энерговоору 50 175 145 170 женность, кВт/м Подъемовоору 0,25 0,4 0,32 0,32 0, женность, м3/м Грейферовоору 0,014 0,054 0,023 0,025 0, женность, м3/м Таблица Основные показатели строительства вертикальных ство лов с применением различных технологических схем и показа тели технической оснащенности Шахта, стволы 17-17-бис им. А.А. им. А.Г.

им. Калинина “Киров Скочинского Стаханова Показатели ская” скипо клете- скипо- клете- скипо- клете клетевой вой вой вой вой вой вой 1 2 3 4 5 6 7 Глубина ствола, 775 800 927 1237 1300 1031 м Диаметр в све 8 8 6,5 8,5 8,5 8,5 8, ту, м Технологиче Параллельная схема с Совмещенная схема с бетон ская схема про временной крепью ной крепью ходки Техническая 38 30 36 125 145 130 оснащен ность,кВт/м 1 2 3 4 5 6 7 Подъемовоору 0,16 0,12 0,17 0,33 0,33 0,33 0, женность, м3/м Грейферово оруженность, 0,01 0,01 0,016 0,035 0,035 0,035 0, м /м Параметр ин тенсивности 0,74 0,74 0,74 0,53 0,53 0,53 0, процесса про ходки, Кин Средняя техни ческая скорость 59,6 66 58 63,5 65,0 46,7 38, проходки, м/мес Продолжитель ность стори 46 49 48 83 84 72 тельства ствола, мес Затраты време ни на 1м про- 10-46 10-54 12-24 11-18 11-00 15-24 18- ходки, ч-мин Средняя про должительность труда проход- 2,06 2,13 1,76 2,9 3,1 2,8 3, чика на выход, м Трудоемкость 1м проходки, ч- 24,5 21,5 26,5 19 18 20 18, мин Интенсивность процесса убор- 5,41 4,26 3,6 1,75 1,75 1,75 1, ки породы, ч/м Затраты на ос 369 512 нащение всего 176,0 200,0 225, 1169 742 1487 ствола, тыс,руб Затраты на ос 304 395 244 нащение 1м 224 248 950 573 1450 ствола, руб Затраты време ни на 1м соору 1,78 1,83 1,56 2,0 1,95 2,1 2, жения ствола, дней В числителе – затраты времени на временные здания и со оружения, в знаменателе – на постоянные здания, сооружения и оборудование.

Анализ приведенных данных показывает, что при параллель ной схеме проходки даже с более низкими показателями парамет ров технологической вооруженности qэ, qп, qг, qпн (в 2-4 раза) по сравнению с более поздними проходками по совмещенной техно логической схеме были достигнуты практически одинаковые ре зультаты за счет более высокого параметра интенсивности процес са проходки Кин, а в случае равной технической вооруженности (комплекс ДШП) и Кин=0,88 был достигнут мировой рекорд скоро сти проходки, превышающий результаты лучших проходок по со вмещенной схеме в 1,8–2 раза.

Полученные выводы убедительно подтверждаются выполнен ными нами статистической обработкой и анализом хронометраж ных наблюдений проведенных И.С. Стоевым в период проходки воздухоподающего ствола шахты «Шахтерская-Глубокая». Ствол был пройден диаметром в свету 5,5 м с применением комплекса ДШП-1 до глубины 800 м по параллельной технологической схеме, а оставшаяся часть ствола (498 м) проходилась по совмещенной и последовательной технологическим схемам. Переход от параллель ной к совмещенной схеме предусматривался проектом вследствие малой грузонесущей способности принятых передвижных лебедок.

Результаты наблюдения наиболее полных 30 циклов при раз личных технологических схемах обработаны статистическим мето дом, что позволило определить структуру рабочего времени цикла, удельные затраты времени на 1 м проходки по всем технологиче ским схемам и процессам цикла, расшифровать полезное время цикла tп и технологические потери и определить затраты рабочего времени, табл. 3.

Анализ полученных данных показал, что при равной техноло гической оснащенности qэ, qп, qг, qпн вследствие более высокого параметра интенсивности производственного процесса Кин техни ческие скорости проходки при совмещенной и параллельной схеме по сравнению с последовательной составили, соответственно, 110 и 184 %, производительность труда на выход одного проходчика – 110 и 178 %.

Выводы.

1. При параллельной технологической схеме (по сравнению с совмещенной) удельные затраты времени ниже на 30-50%, техни ческие скорости выше в 1,5-2 раза, а производительность труда – в Таблица Результаты обработки хронометрических наблюдений при проходке воздухоподающего ствола шахты «Шахтерская Глубокая»

Технологическая схема проходки параллельная с Ед.

Показатели последова- совмещен- применением изм тельная ная щитовой обо лочки 1 2 3 4 Параметр интенсивности 0,43 0,53 0, производственного про 100 123 цесса КИН Коэффициент излишка 1,08 1,11 1, сечения КИС 100 103 Техническая скорость м/ме 99,0 109,2 182, проходки с 100 110 Подвигание забоя за 30ч 3,7 4,45 7, м работы 100 120 Продолжительность цик- ч/ми 30-00 25-00 14- ла н 100 83 Затраты времени на 1м ч/ми 8-05 6-39 3- проходки н 100 82 Технологические потери ч/ми 17-10 11-58 1- времени цикла н 100 69 ч/ми 12-50 12-50 12- Полезное время цикла н 100 100 ч/ми 0-30 0-20 0- Резервное время цикла н 100 67 Производительность тру да на выход одного про- 2,0 2,2 3, м ходчика в м3 готового 100 110 ствола м3/м 0,37 0,37 0, Подъемовооруженность 100 100 м3/м 0,052 0,052 0, Грейферовооруженность 100 100 Технологические потери 57 47 % времени 100 82 43 53 Полезное время цикла % 100 123 Примечание: в знаменателе – в % к последовательной технологиче ской схеме.

1,3-1,4 раза. Это обусловлено тем, что вследствие совмещения ос новных технологических процессов доля полезного времени цикла увеличилась до 0,74-0,88, затраты времени на технологические по тери снизились до 26-12%.

2. При совмещенной схеме основные технологические процес сы ведутся последовательно, удельные затраты времени (по срав нению с последовательной) снизились на 19 %, а стоимость 1м ствола – на 9 %, технические скорости проходки и производитель ность труда – соответственно возросли на 23 и 25%. При этой схеме технологические потери времени равны 47 %, использование тех нологического оборудования составляет 45 % времени цикла.

3. При достигнутом уровне технической оснащенности и бу ровзрывном способе разрушения пород увеличение скоростей про ходки в 1,5-2 раза, производительности труда в 1,3-1,5 раза и сни жение стоимости 1м ствола на 20-25% могут быть получены за счет повышения доли полезного времени, т.е. применения параллельной технологической схемы проходки.

4. При параллельной технологической схеме за период с по 1970 годы достигались весьма высокие и рекордные скорости проходки (390, 401 м/мес.) и производительность труда на выход одного проходчика готового ствола в свету (5-8,5 м3), а затраты времени на 1м проходки снизились до 1ч 40мин. Несмотря на дос тигнутые показатели проходки при параллельной технологии, она в дальнейшем не получила распространения на практике.

Причинами этого является несовершенная конструкция при менявшихся щитовых комплексов (КС-1м/6,2;

ДШП-1;

ДШП-2) и их щитовых оболочек. Жесткая металлическая конструкция щитов длиной 10 м и более, большая металлоемкость, увеличение количе ства и металлоемкости вспомогательного оборудования, требова ние благоприятных горно-геологических условий: устойчивых бо ковых пород, их пологого залегания, притоков воды не более 5- м3/ч;

сложность и повышенная опасность ведения работ.

В силу затратного характера работы над совершенствованием параллельной технологической схемы в бывшем СССР не велись и подавляющее применение получила наиболее простая совмещенная технология независимо от горно-геологических и технических ус ловий проходки и поставленной цели.

5. По аналогичной причине не нашла дальнейшего развития успешно применявшаяся в 1958–1961 годах технология армирова ния стволов одновременно с проходкой, позволявшая исключить затраты времени на переоснащение стволов к армированию и со вместить основные операции по монтажу армировки с технологи ческим циклом проходки ствола, несмотря на новые конструктив ные, планировочные и технологические решения (безрасстрельные и малорасстрельные схемы, крепление расстрелов анкерами к стен кам ствола, эффективные монтажные шаблоны и др.).

6. Радикальное повышение технико-экономической эффектив ности строительства вертикальных стволов при современном уров не развития техники и технологии может быть достигнуто лишь за счет модернизации параллельной технологической схемы проходки стволов с одновременным армированием, используя современные научно-технические достижения в этой области и создания на их основе "поточной" технологии строительства стволов с максималь ной интенсивностью производственных процессов и совмещением их во времени.

Литература 1. Ягодкин Ф.И. Передовой опыт проходки вертикальных ство лов на отечественных и зарубежных шахтах / ЦНИЭИуголь, – М., 1992, 57с.

2. Волобуев С.Х., Тюркян Р.А. Мировой рекорд проходки верти кального ствола 401,3 м за месяц / Шахтное строительство. – 1969. –№11. – с.1-5.

3. Ягодкин Ф.И. Научно-методические основы проектирования ресурсосберегающих технологий строительства глубоких стволов. Диссертация на соискание ученой степени доктора технических наук. ДГИ, Днепропетровск, 1991, 230с.

УДК 622.283 (-198.2) Будник А.В., инж.

Харитонов И.И., инж.

Мякшин А.Д., к.т.н.

Лапко А.Н., инж.

Вестфаль Г.О., инж.

(НИИОМШС, г. Харьков, Украина) ТЕХНИЧЕСКИЕ РЕШЕНИЯ ПО РЕМОНТУ КРЕПИ ВОЗДУХОПОДАЮЩЕГО СТВОЛА №2 ШАХТЫ "КРАСНОАРМЕЙСКАЯ-ЗАПАДНАЯ №1" Новый воздухоподающий ствол № 2 шахты "Красноар мейская–Западная №1" пройден в 2004 году до горизонта 805 м.

Ствол диаметром в свету 8,0 м закреплен на протяженной части мо нолитной бетонной крепью толщиной 500 мм, в районе сопряжения – монолитной железобетонной крепью толщиной от 500 до 700 мм.

Вмещающие породы в районе сопряжения с гор. 805 м пред ставлены серовато-коричневым песчаником (от мелко- до крупно зернистого на глинистом цементе, размокающего, с остатками уг листого вещества, крепостью в естественном (сухом) состоянии по шкале проф. Протодьяконова – f = 8), алевролитом (темно-серым, крепостью f = 5, мелкозернистым, трещиноватым, глинисто слюдистым - "кучерявчик"), углем (два пласта мощностью 0,2 м и 1,78 м). Породы трещиноватые с трещинами закрытого типа раз личной ориентации.

Выделение воды происходит из кровли песчаников в виде капежа и из почвы. Приток воды в ствол составлял 13,5 м3/час, в грузовую ветвь сопряжения – 2 - 3 м3/час, Шахтная вода облада ет слабой углекислотной агрессией и сильной сульфатной агрессией к бетонам на несульфатостойких цементах и средней агрессией к стальным конструкциям.

После достижения стволом гор. 805 м было начато сооружение околоствольного двора (ОД). Грузовая и порожняковая ветви ОД имеют пролет шириной в свету до 7,9 м, высоту - до 4,8 м и закреп лены монолитной металлобетонной крепью толщиной 600 мм с же стким арматурным каркасом из двутавра №24М, установленного с шагом 0,5 м.

Прохождение выработок ОД на всем протяжении сопровожда лось обрушением пород кровли на высоту 0,6 – 0,8 м и поступлени ем воды в виде прерывистого капежа.

После проходки водотрубного ходка, расположенного в 8 м над порожняковой ветвью ОД, в течение короткого промежутка времени его металлокрепь была деформирована. Это вызвало нарушение крепи ствола на участке между водотрубным ходком и сопряжени ем. Одновременно с этим произошли нарушения крепи грузовой ветви ОД.

Выполненные после этого работы по устройству в водотруб ном ходке жесткой крепи и повторный тщательный тампонаж гру зовой ветви ОД не смогли остановить развитие нарушений крепи ствола. Усугубляющим фактором явилось также разупрочнение вмещающих пород (песчаника на глинистом цементе и алевролита) вследствие их увлажнения и пучение почвы грузовой ветви ОД.

В результате на участке ствола между водотрубным ходком и сопряжением в крепи, в диаметрально противоположных секторах ствола (над грузовой и порожняковой ветвью), образовались зоны нарушений в виде систем трещин, заколов, отслоений и вывалов бетона на толщину до 0,4 м. В верху участка - с обнажениями гиб кой арматуры, кольцевые стержни которой потеряли продольную устойчивость и выпучены в ствол. На уровне проемов сопряжения в крепи ствола имеются нарушения в виде систем трещин, заколов и вывалов на глубину до 0,3 м. Стенки ствола между проемами со пряжения деформированы и выдавлены внутрь ствола, что привело к уменьшению его диаметра на 120-360 мм.

Характер нарушений крепи свидетельствует о том, что все вы работки в районе сопряжения, включая водотрубный ходок, участок ствола между водотрубным ходком и сопряжением, ствол на уровне проемов сопряжения, грузовую ветвь околоствольного двора и на клонную часть порожняковой ветви, испытывают значительные го ризонтальные нагрузки, действующие в направлении, перпендику лярном продольной оси сопряжения и околоствольного двора.

Для приведения крепи упомянутых выработок в удовлетвори тельное состояние институту НИИОМШС была поручена разработ ка технических решений по ремонту крепи. Сложность поставлен ной задачи обусловливалась большим диаметром ствола и большим сечением примыкающих к стволу выработок ОД, сложными горно геологическими условиями, высокими нагрузками на крепь выра боток. Кроме того, с точки зрения строительной механики участки крепи ствола на уровне проемов сопряжения являются крайне не эффективными несущими элементами конструкции, поскольку представляют собой части цилиндрической оболочки малой кри визны.

Учитывая конструктивные особенности крепи ствола в районе сопряжения, характер нарушений крепи и динамику их развития, было принято решение о ремонте этих участков ствола путем пере крепления на двояковыпуклую несущую конструкцию способную воспринимать высокие нагрузки. Кроме того, учитывая пластиче ские свойства вмещающих пород, проявляющиеся вследствие их размокания и разупрочнения, было решено ввести в конструкцию крепи слой радиальной податливости.

Основная идея, положенная в основу новой крепи, заключает ся в создании конструкции, имеющей кривизну, как в горизонталь ной, так и в вертикальной плоскости. При такой конструкции боль шая часть действующей горизонтальной нагрузки передается вверх и вниз и гасится за счет распора в крепь ствола, расположенной над и под сопряжением. Слой радиальной податливости, расположен ный за основной грузонесущей частью крепи, обеспечивает посте пенное, по мере реализации податливости, нарастание нагрузки на основную часть крепи и равномерное распределение нагрузок по поверхности крепи.

Эта идея была реализована путем разработки крепи, которая в районе узла сопряжения имеет вид оболочки эллипсоидной формы с проемами в местах примыкания ветвей сопряжения. Конструк тивно крепь состоит (рисунок 1) из верхнего 1 и нижнего 2 опорных колец, расположенных над и под сопряжением, которые связаны между собой вертикальными криволинейными стойками 3, уста новленными выпуклостью к породе и замоноличенными в бетон. За основной грузонесущей частью крепи расположен слой радиальной податливости 4 из пустотелых элементов. Крепь имеет жесткий ар матурный каркас из сдвоенных двутавровых балок и гибкий арма турный каркас из сварных сеток, расположенных возле внутренней и внешней поверхности бетона. Верхнее и нижнее опорные кольца также имеют кольцевой жесткий арматурный каркас из сдвоенных Рис. 1 Схема крепи эллипсоидной формы для ремонта ствола в районе сопряжения двутавровых балок и гибкий арматурный каркас. Арматура опорных колец связана с арматурой крепи ствола на уровне проемов сопря жения. Минимальная толщина крепи в середине пролета составляет 800 мм, кривизна крепи в вертикальной плоскости (стрела прогиба) составляет 730 мм по поверхности бетона (800 мм по стойкам ар мокаркаса). Такая конструкция крепи обеспечивает при высоте сто ек более 11,8 м передачу значительной части горизонтальной на грузки в вертикальном направлении (вверх и вниз) на крепь ствола.

При этом происходит снижение изгибающих моментов и увеличе ние нормальных сил. В результате этого результирующие напряже ния, возникающие в горизонтальной плоскости крепи эллипсоид ной формы, ниже на 20-25%, чем в крепи цилиндрической формы.

Напряжения, возникающие в вертикальной плоскости, соизмеримы с напряжениями в крепи цилиндрической формы, а крутящие мо менты и нормальные силы меньше. Кроме того, выпуклая форма эллипсоидной крепи сопряжения позволяет обеспечивать необхо димые зазоры между крепью и подъемными сосудами даже при смещениях контура крепи к оси ствола.

Крепь эллипсоидная формы способна стать эффективным ре шением, обеспечивающим устойчивость сопряжений и безопасную и безаварийную эксплуатацию вертикальных стволов в сложных горно-геологических и горнотехнических условиях.

УДК 622.25 (-198.2) Гамаюнов В.В., к.т.н.

Будник А.В., инж.

Жигачева Л.В., инж Скляренко М.А., инж.

(НИИОМШС, г.Харьков, Украина) МОНИТОРИНГ СОСТОЯНИЯ ВЕРТИКАЛЬНЫХ ШАХТНЫХ СТВОЛОВ Состояние капитальных горных выработок, и в первую оче редь – основных транспортных артерий – вертикальных стволов угольных шахт, оказывает существенное влияние на нормальную работу шахты, на себестоимость добываемого угля, на уровень ох раны труда и техники безопасности. Одним из основных показате лей состояния ствола является состояние его крепи, оказывающей непосредственное влияние на состояние армировки, на эффектив ность работы подъема, на аэродинамическое сопротивление, на безопасность и безаварийность эксплуатации ствола. Такое же влияние оказывает и водоприток в ствол. Поэтому вопросы улуч шения состояния крепи шахтных стволов и снижения водопритоков в них требуют большого внимания и заинтересованного отношения технических служб шахт.

Государственный научно-исследовательский институт органи зации и механизации шахтного строительства более полувека регу лярно выполняет работы по обследованию состояния вертикальных стволов горнодобывающих предприятий и разрабатывает техниче ские решения по приведению крепи стволов в нормальное состоя ние.

Приказом Госуглепрома Украины от 6 июня 2000 г. № Д- институт НИИОМШС назначен головным предприятием угольной отрасли по оценке состояния крепи вертикальных стволов уголь ных шахт и разработке мер по устранению нарушений крепи ство лов. По заданию Минуглепрома Украины институт проводит мони торинг состояния крепи вертикальных шахтных стволов и ежегодно обобщает полученные данные о нарушениях крепи вертикальных стволов и о выполнении ремонтных работ в стволах.

По данным мониторинга установлено, что по состоянию на начало 2006 г. в отрасли в 103 вертикальных стволах имеются не устраненные или не полностью устраненные нарушения крепи. В большинстве случаев - 75 стволов - зафиксированы нарушения кре пи средней тяжести и тяжелые.

Наибольшее число нарушенных стволов зафиксировано в ГП "Донецкуголь" - 25, ГП "Артемуголь" - 11, ГП "Макеевуголь" - 9, ГП "Дзержинскуголь" - 7, ГП "Луганскуголь" – 7, ГП "Павлоград уголь" - 6, ГП "Красноармейскуголь" - 5, ГП "Первомайскуголь" - 5.

Самостоятельные шахты: им.А.И.Гаевого, ш. "Краснопольевская" и ш. "Краснолиманская" имеют по два ствола с нарушениями крепи.

Среди основных причин, вызвавших нарушения крепи ство лов, следует выделить: непредвиденные сложные горно геологические условия – 39% (70 случаев), влияние выработок око лоствольного двора – 18% (32 случая), влияние очистных работ 15% (27 случаев), агрессивное воздействие шахтных вод – 11% ( случаев), обмерзание крепи – 7% (13 случаев), низкое качество ма териала крепи – 6% (10 случаев), прочие причины – 4% (8 случаев).

Особую тревогу взывают стволы с тяжелыми нарушениями крепи, требующие незамедлительного принятия мер по их устране нию (таблица 1). Их в отрасли насчитывается 28, общая площадь их нарушений составляет более 6000 м2.

Таблица Вертикальные стволы с тяжелыми нарушениями крепи Глубина нарушен Площадь ГП, шахта Ствол ного участка кре участка, м пи, м 1 2 3 ГП "Донецкуголъ" ш. им.Челюскинцев Скиповой 518 - 523 ш.им. Скочинского Центр. клетевой 1200 - 1230 ш. им. Абакумова Вспомогат. №2 420 - 420 ш. "Лидиевка" № 2-8 200-254 - "– № 2-9 210-228,5 ш. Южнодонбасская №3 ВПС №1 456-576,624(сопр.) ГП "Луганскуголъ" ВПС ш/у "Луганское", ш. Мащин- 410-421, 530 Вентиляцион ская 575-683 ный - "- 450 -472 ш."Черкасская" 560-568 № Скиповой № ОП "ш.Лутугинская" 560-590 (сопр.) - "- Вспомогательный ГП "Орджоникидзеуголъ" ш. им. К.Маркса №1 470-525,820-840 ш. им. К.Маркса №2 1004-1020 ш. им. К.Маркса 318-336 № ГП "Красноармейскуголъ" ш. им. Димитрова № 10 364 - 392 ш. им. Стаханова 986, 1136 № ГП "Макеевуголь" ш. им. Ленина Клетевой № 1 425 - 430 ГП "Артемуголъ" ш. им. Гагарина №3 1080 -1117 ш/у им. Калинина, шахта № 1 №2 1090 -1155 ГП "Дзержинскуголъ" ш. "Южная" 400-412 № ГОАО ш. им. Гаевого №3 510-550 ГП Павлоградуголь ш. Днепровская ВПС № 2 248,4-279,8 ГП Лисичанскуголь ш. им. Мельникова Скиповой 450-500 - "- Грузолюдской 370-373 1 2 3 ГП Первомайскуголь Карбонит Скиповой №5 310-501 Горская Южный вентст- 622-638 вол ГП Донбассантрацит Краснолучская ВПС №2 220 ГП шахта №4-21 Скиповой №22 562-597 Ремонтные работы в стволах ведутся крайне невысокими тем пами. Так в 2005 г. было отремонтировано в общей сложности око ло 1900 м2 крепи, что составляет только 12% от общего объема на рушений, из них нарушений средней тяжести и тяжелых - 1100 м2.

Только в 7 стволах в прошлом году ремонтные работы были завершены полностью и они выведены из состава дефектных ство лов (по 2 ствола в ГП "Луганскуголь" и "Лисичанскуголь", по стволу в "Павлоградугле" и "Дзержинскугле" и 1 ствол на шахте им.А.И.Гаевого).

Вместе с тем в подавляющем большинстве стволов (75 стволов - 68% от общего числа стволов с нарушениями крепи) ремонтные работы в 2005 г. не выполнялись (таблица 2), из них 17 стволов с 4600 м2.

тяжелыми нарушениями общей площадью более Таблица Стволы с тяжелыми нарушениями, в которых в 2005 г. не вы полнялись ремонтные работы № Площадь нарушенного ГП, шахта, ствол участка крепи, м пп.

ГП "Донецкуголь" 1 ш. им. Челюскинцев, скиповой 2 ш. им.Абакумова, клетевой № 2 3 ш. Лидиевка, ствол № 2-8 4 ш. Лидиевка, ствол № 2-9 5 ш. Южнодонбасская № 3, ВПС № 1 ГП "Красноармейскуголь" 6 шм. Г.М.Димитрова, ствол № 10 7 шм. Стаханова, вентствол № 8 8 ГП "Джержинскуголь" 9 ш. Южная, ствол № 1 грузолюдской ГП "Орджоникидзеуголь" 10 ш. им. К. Маркса, ствол № 1 11 ш. им. К. Маркса, ствол № 2 ГП "Луганскуголъ" 12 ш/у Луганское, Мащинская, венствол 13 ш. Черкасская, главный ствол № 1 ГП "Первомайскуголь" 14 ш. Карбонит, ствол № 5 15 ш. Горская, южный венствол ГП "Павлоградуголь" 16 ш. Днепровская, вспомогательный № 2 ГП "Шахта № 4-21" 17 Ствол № Ситуация с состоянием крепи вертикальных стволов, сло жившаяся в отрасли за последние 10-12 лет, близка к критиче ской. Не сокращается общее количество стволов с нарушенной кре пью. Сохраняется динамика увеличения количества стволов с на рушениями тяжелыми и средней тяжести, по-прежнему растет ко личество стволов, в которых ремонтные работы не выполняются (таблица 3). Объемы выполняемых ремонтных работ в десятки раз меньше необходимых. Начатые ремонтные работы могут неодно кратно приостанавливаться и растягиваются на многие годы. Неко торые стволы эксплуатируются с нарушенной крепью и незакон ченными ремонтами на протяжении 10 – 15 лет.

Таблица Динамика роста количества стволов с нарушениями крепи Количество стволов 2001 г. 2002 г. 2003 г. 2004 г. 2005 г.

Всего стволов с нарушенной крепью, 94 87 96 103 в т.ч. с нарушениями средней тяжести и тяжелыми 64 61 73 73 Не выполнялись ремонтные работы, 54 64 66 66 в т.ч. с нарушениями средней тяжести и тяжелыми 36 46 43 40 Закончены ремонтные работы 5 15 11 4 Руководство шахт крайне редко обращается в специализиро ванные организации для обследования нарушенных стволов и разработки технических решений по их ремонту. Причины фи нансового характера вынуждают их обходиться своими силами.

Это приводит к необъективности оценки ситуации, снижает досто верность установления причин, вызвавших нарушения, снижает эффективность принимаемых мер по их устранению.

Также редко для разработки проектной документации на ре монт крепи привлекаются проектные институты и проектные кон торы. В большинстве случаев ремонтные работы ведутся на осно вании документации, выпущенной техотделами самих шахт. Имели место случаи, когда ремонты ведутся по проектам, разработанным более 8-10 лет назад, которые устарели и не учитывают изменения в стволах, произошедшие за это время.

Кроме того, финансовые причины вынуждают руководство шахт отказываться и от привлечения специализированных шахто проходческих организаций и ремонтировать стволы силами собст венных бригад, которые, как правило, не имеют ни достаточного опыта выполнения таких работ, ни специального оборудования.

Выполняя функции головной организации отрасли НИИОМШС за последние 6 лет выполнил более 30 обследований стволов с нарушенной крепью и разработал конструктивно технологические решения по ремонту и усилению крепи 26 ство лов. В большинстве из них по нашим рекомендациям выполняются ремонтные работы, а 12 стволов после окончания ремонтных работ выведены из состава дефектных.

Эффективность работы института в этом направлении может быть значительно выше. Основным условием этого является нали чие заинтересованного отношения к состоянию стволов у руководи телей ГП и шахт, которые должны незамедлительно принимать дей ственные меры по ремонту возникающих нарушений крепи ство лов, а не откладывать их на неопределенное время.

Для решения проблем, связанных с состоянием шахтных ство лов необходимы совместные скоординированные действия Минуг лепрома, Госпромгорнадзора и НИИОМШС, включающие:

- регулярные обследования состояния крепи стволов предста вителями ГП и Госпромгорнадзора и издание совместных приказов по дефектным стволам с указанием необходимых объемов ремонт ных работ и сроков их выполнения;

- финансирование Минуглепромом разработки и реализации мер по ремонту крепи стволов, находящихся в критическом состоя нии;

- издание Минуглепромом приказа об обязательном участии НИИОМШС в разработке технических решений по ремонту крепи стволов со значительными нарушениями;

- усиление контроля подразделениями Госпромгорнадзора за обязательным привлечением шахтами института НИИОМШС к разработке мер по ремонту стволов со значительными нарушениями крепи;

- продолжение институтом НИИОМШС в 2007 г. работ по мо ниторингу состояния вертикальных стволов.

УДК 625.42(075) Кауфман Л.Л., горн.инж., к.т.н., г. Нью-Йорк, США, Кулдыркаев Н.И., член-корр. Академии строительства Украины, Лысиков Б.А., к.т.н., проф., Лабинский К.Н., к.т.н., доц., Комы шан И.А., студ., Донецкий национальный технический универ ситет, г. Донецк, Украина ОПЫТ США СООРУЖЕНИЯ ВЕРТИКАЛЬНЫХ СТВОЛОВ ДОСТУПА К ТУННЕЛЯМ ПО ТЕХНОЛОГИИ «СТЕНА В ГРУНТЕ»

Известно, что технология «стена в грунте» нашла широкое применение в отечественной практике строительства для протя женных объектов. В США имеется опыт использования данной технологии при проходке вертикальных стволов, служащих для доступа к строящимся через них тоннелям глубокого заложения различного назначения. Эти стволы используются также для венти ляции туннелей при их эксплуатации или создания буферных емко стей и насосных станций систем канализации.

Далее приводятся примеры строительства вертикальных ство лов с применением «стена в грунте».

В Портленде (Portland), штат Орегон, США строится туннель, объединяющий бытовую и ливневую канализацию. Стволы, прой денные вдоль трассы туннеля, соединяют существующую канали зационную систему с новым туннелем. Всего строится 6 стволов, включая насосную станцию на острове Свон Айленд (Swan Island).

Стволы имеют наружный диаметр 13,4-41,8 м, внутренний диаметр 11,6-39,4 м и глубину 41-61 м.

Стены ствола формируются из отдельных панелей – верти кальных траншей, сооружаемых по его периметру рядом друг с другом. Их глубина равна глубине ствола, а толщина, в основном, составляет 90 см, кроме ствола Николаи, где она равна 105 см и ствола насосной станции – 120 см.

Общая последовательность строительства стволов по этой технологии описана далее.

На поверхности сооружается направляющее бетонное кольцо, с помощью которого фиксируется положение вертикальных пане лей, составляющих стену в грунте. Это же кольцо предотвращает разлив бентонитовой пульпы на поверхности (рис. 1).

а) б) Рис. 1. Направляющее бетонное кольцо, фиксирующее расположение панелей, составляющих стену в грунте а) многоугольный периметр по контуру ствола;

б) окружность по контуру ствола Выемка траншеи осуществляется либо грейфером, подвешен ном на кране, либо буровой машиной с режущей головкой, состоя щей из двух вращающихся цилиндров, расположенных горизон тально с осями, перпендикулярными стенам траншеи (рис.2). Длина единичной траншеи составляет обычно 2,7 м, ее ширина равна толщине крепи ствола. Вначале группами по 3 сооружаются пер вичные панели, затем – вторичные, оставленные по одной между первичными. В ходе сооружения траншея заполняется пульпой, со стоящей, в основном, из смеси бентонитовой глины и воды. В зави симости от свойств грунтов в пульпу могут вводиться химические добавки. Благодаря этому, траншея удерживается открытой и не обрушается, поскольку густая пульпа, находящаяся в ней, противо стоит давлению пород и подземных вод на стены траншеи. При проходке траншеи буровой машиной пульпа также является сред ством выноса измельченной породы. На поверхности порода отде ляется, а пульпа используется повторно.

а) б) Рис. 2. Механизмы для производства земляных работ по устройству панелей а) грейфер;

б) экскаватор с вращающимися режущими цилиндрами После завершения сооружения траншеи в нее опускается стальная решетчатая ферма (рис. 3) и через трубу, подвешенную в ней, траншея заполняется бетоном снизу вверх, начиная со дна. Бе тон, поднимаясь, выдавливает из траншеи пульпу. Внутри решеток на расстоянии 0,9 м друг от друга смонтированы направляющие трубы для последующего бурения сквозь них цементационных скважин по окружности ствола. В эти трубы, опережая экскаваци онные работы в стволе, нагнетается раствор, создающий завесу, ко торая изолирует ствол от притока подземных вод (рис. 4).

После формирования бетонного цилиндра из завершенных па нелей в стволе начинается выемка грунта. Здесь, в зависимости от геологических условий, применяется различная технология. При слабых наносных грунтах ствол заполняется водой и использован ной ранее бентонитовой пульпой. Затем грунт в забое ствола раз мельчается вращающимися рыхлителями, соединенными с входной (всасывающей) трубой землесосной машины (рис. 5). Образовав шаяся водопородная смесь откачивается на поверхность. При более плотных грунтах их выемка осуществляется экскаваторами, грузя щими отбитую породу в бадьи, поднимаемые на поверхность кра нами. При скальных породах их экскавация производится буро взрывными работами (рис. 6-8).

Рис. 3. Установка в панели стальных решетчатых ферм Когда ствол достигает проектной глубины, на его дне уста навливается большая металлическая решетчатая конструкция, пе рекрывающая сечение ствола и заполняемая бетоном (рис. 10). За тем дно ствола осушается и служит площадкой для сборки и запус ка буровой туннельной машины или размещения насосного оборудования.

В некоторых случаях, когда верхней частью ствола пересека ются слабые грунты, а нижней – устойчивые скальные породы, сте на в грунте сооружается только на верхнем участке ствола. Его нижняя часть при проходке крепится традиционной временной крепью – анкерами и набрызгбетоном по металлической сетке.

Вслед за подвиганием забоя или после окончания проходческих ра бот эта часть ствола крепится постоянной бетонной крепью (рис. 9).

Рис. 4. Трубы в металлических решетках для последующего бурения це ментационных скважин Рис. 5. Размельчение породы в забое ствола с последующим отсо сом пульпы землесосной машиной Рис. 6. Подготовка к проходке ствола по скальным породам Рис. 7. Погрузка экскаватором отби той породы и ее подъем краном в бадьях Сооружение насосной станции на острове Свон Айленд, которая является составной частью общего проекта канализационной системы Портленда, представляет особый интерес. Станция расположена в вертикальном стволе с наружным диаметром 41,8 м и глубиной 49 м, пройденном в слабых породах с высоким уровнем грунтовых вод.

Технология «стена в грунте» здесь использовалась для ведения экскавации в двух схемах. Верхние 24 м ствола были пройдены без ус тановки дополнительной крепи, ее роль выполняла сама стена в грунте. С глубины 24 м до 49 м по мере подвигания забоя ствола устанавливалась монолитная железобетонная кольцевая крепь.

Стена в грунте на этом участке ствола выполняла роль вре менной крепи.

Работы по установке постоянной крепи – арматурные в 6-ом кольце крепи, подготовка к возведению 7-го кольца – показа ны на рис. 11.

Для насосной станции кана лизационного туннеля Чаттаху чит (Сhattahoocheet Tunnel) Ат ланта, штат Джорджия, США Рис. 8. Погрузка породы в бадью способом «стена в грунте» был пройден ствол глубиной 53 м и на ружным диаметром 33 м, стены которого состояли из 26 панелей.

Их экскавация началась с использованием грейферного экскавато ра. Затем грейфер был заменен краном с вращающимися режущими цилиндрами. После достижения дна панелей в них устанавливались металлические решетки, которые заливались бетоном. Через це ментационные скважины, пробуренные по окружности ствола, на гнетался раствор, создающий водонепроницаемую завесу и запол няющий поры и трещины горных пород.

Рис. 9. Возведение монолитной железобетонной крепи в нижней части ствола Рис. 10. Установка металлической решетчатой конструкции на дне ствола б) а) Рис. 11. Работы по установке монолитной железобетонной крепи в нижней части ствола насосной станции на острове Свон Айленд а) арматурные работы в 6-ом кольце крепи;

б) подготовка к возведению 7-го кольца крепи Грунт в забое ствола разрабатывался экскаватором и грузился в бадьи емкостью 7,6 м3, которые поднимались на поверхность двумя гусеничными кранами, работавшими одновременно. После достижения скальной (коренной) породы ее выемка производилась буровзрывными работами. По мере проходки ствол крепился на брызгбетоном толщиной 150 мм, а затем 70 мм по металлической сетке.

Ствол для автомобильного туннеля в Дублине (Dublin), Ир ландия является еще одним примером, применения технологии «стена в грунте». С этого ствола туннель проводился в двух проти воположных направлениях. Для проходки ствола диаметром 56,6 м и глубиной 33 м были сооружены 26 панелей толщиной 1,5 м, ши риной 7,0 м, глубиной до 34 м. Земляные работы в них производи лись грейфером, в основном, в валунной глине, но в некоторых па нелях был встречен известняк. В этих случаях для его отбойки ис пользовалось тяжелое гравитационное долото. Поскольку ствол располагался в районе, при работе долота уровень шума контроли ровался.

Арматурные металлические решетки весом 32 т, погружаемые в панели, состояли из двух секций шириной 2,8-3,2 м на панель с длиной равной глубине стены. После установки решеток панели за ливались бетоном с ограниченной скоростью 70 м3/час для улучше ния его монолитности. На панель расходовалось 350-400 м3 бетона.

Строительство стен заняло 3 месяца.

Для уменьшения притока воды в ствол он был окружен деся тью скважинами глубиной до 48 м, на которых устанавливались на сосы, откачивающие общий приток 2-3 л/сек.

Порода в забое ствола разрабатывалась тремя экскаваторами.

До глубины 12 м отбитая порода вывозилась самосвалами. Ниже этой глубины въездная-выездная рампа уже не обеспечивала доступ самосвалов и порода выдавалась 30-тонными скипами, поднимае мыми гусеничными кранами. Встреченные при проходке ствола из вестняк и сланец дробились. Дневной объем выдаваемой породы варьировался между 500 м3 и 3800 м3, составляя в среднем 2500 м3.

На дне ствола была забетонирована плита толщиной 1 м с центральной частью толщиной 2 м и устроены два колодца для приема и откачки воды.

Над туннелем, проходимом из ствола, был устроен защитный зонт из 33 труб длиной 20-22,5 м, опережающих забой. Затем была разрушена стена ствола и пройден передовой туннель длиной 11 м.

Окружающие его породы были закреплены набрызг-бетоном по стальной сетке. Затем была сооружена камера монтажа и запуска буровой туннельной машины.

Таким образом, опыт США сооружения стволов доступа к туннелям расширяет известные возможности существующей тех нологии «стена в грунте», повышает производительность труда, уменьшает стоимость этих объектов по сравнению с традиционной технологией сооружения стволов доступа к туннелям и может быть рекомендована в отечественной практике.

УДК 622. Полозов Ю.А., д.т.н.

(ГОАО Спецтампонажгеология», г. Антрацит, Украина) Борщевский С.В., к.т.н., доц.

(Донецкий национальный технический университет,, Украина) О КЛАССИФИКАЦИИ ПРОНИЦАЕМЫХ ПОРОД ДОНЕЦКОГО БАССЕЙНА Научно-обоснованный выбор специальных способов проходки вертикальных и наклонных шахтных стволов по интенсивным тех нологиям с целью защиты их от притоков напорных подземных вод должен базироваться на данных о конкретных свойствах подлежа щих тампонированию проницаемых водоносных горизонтов. Для горно-геологических условий Донецкого угольного бассейна, где проницаемые водоносные горизонты представлены в основном, песчаниками, тип коллектора – трещиноватый, трещиновато пористый или пористый является определяющим при выборе спо соба проходки и разработке мероприятий по водоподавлению.

Водоподавление в пористых породах является одной из труд нейших инженерных задач в практике шахтного и подземного строительства. Об этом свидетельствуют высокие остаточные во допритоки при проходке стволов в районах с низкой степенью ме таморфизма пород, например Красноармейском, Лисичанском, Во рошиловградском и других. В Донбассе на долю пористых пород приходится 20-30% всех водоносных пород в разрезе. Сложность проблемы определяется широким разнообразием свойств пористых пород. Например, коэффициент проницаемости пористых песча ников варьируется в пределах 10-12 – 10-18 м2. Крайне низкая про никающая способность традиционных тампонажных растворов на базе вяжущих веществ и отсутствие надежных промышленных тех нологий химизации пористых пород усугубляют проблему водо изоляции горных выработок.

При тампонаже трещиновато-пористых пород не удается дос тичь необходимых радиусов распространения как цементных рас творов, так и растворов на глинистой основе из-за их высокой во доотдачи. Вследствие чего при течении растворов по трещинам в трещиновато-пористых породах под давлением происходит от фильтровывание водной фазы из раствора в пористные стенки тре щин и кольматация трещин твердой фазой раствора задолго до дос тижения необходимого радиуса распространения тампонажного раствора. Высокая водоотдача, а, следовательно, и высокая интен сивность отфильтровывания жидкой фазы характерна для неста бильных суспензий, к которым относятся цементные растворы.

Тампонажные растворы на глинистой основе с добавками цемента и реагентов-структурообразователей обладают меньшей водоотда чей, вследствие чего они более эффективны для изоляции трещи новато-пористых пород, чем чистые цементные растворы [2].

На основании анализа геологической информации выявлена взаимосвязь между распространением пористых пород угольных месторождений Донецкого бассейна и степенью метаморфизма горных пород. Установлено, что пористые породы характерны для толщи карбона, вмещающей угли марок от Д до ГЖК. Классифика ция обводненных горных пород для угольных месторождений До нецкого бассейна с низкой степенью метаморфизма пород, разрабо танная ГОАО «Спецтампонажгеология» в результате научного обобщения данных о физико-механических и фильтрационных свойствах пористых пород, полученных как в натурных условиях гидродинамическими методами, так и при лабораторных исследо ваниях пористости и проницаемости керновых проб, а также опыта применения специальных способов при ведении горных работ в ус ловиях пористых пород, приведена в таблице 1.

В основу классификации положено научное положение о том, что объективной оценкой фильтрационных свойств пористых, тре щиновато-пористых или трещиноватых горных пород является их проницаемость. Соотношение коэффициентов проницаемости по ристых блоков, полученные по данным лабораторных исследова ний бурового керна и коэффициентов проницаемости каждого кон кретного водоносного горизонта по данным гидродинамических исследований в скважинах, представляет комплексный параметр тампонирования.

Проницаемость пористых песчаников определяется в лабора торных условиях на установке УИПК ( установка исследования проницаемости керна). Для этого, из бурового керна в лаборатории выбуривается цилиндр пористого песчаника с размерами: диаметр – 30мм, длина – 70 мм. В специальное устройство установки УИПК устанавливается цилиндрический образец пористого песча ника и после гидрообжима боковых стенок через образец фильтру ется жидкость. По перепаду давления и количеству отфильтровав шейся жидкости рассчитывается коэффициент фильтрации и про ницаемости.

Таблица Классификация проницаемых горных пород по комплексному параметру тампонирования для угольных месторождений До нецкого бассейна.

Характерные свойства коллектора раметр тампониро Комплексный па Проницаемость Пористость Тип коллектора растяжение Qр Наименование Прочность на пористых бло- Общая Эффек коллектора ков n о, % тивная К пр, м n эф, % вания МПа Кмт 10 -14- 10- 1 Пористый 0.1 – 1.0 16-30 8-18 1- 10-15 – 10- 2 Преимущественно 0.01-0.1 13-24 4-14 2- пористый 0.01 – 0.001 10-17 – 10- 3 Трещиновато- 10-18 2-8 3- пористый 10-4 – 10-3 10-18 – 10- 4 Преимуществен- 5-12 1-3 5- но-трещиноватый 10-5 – 10-4 10- 5 Трещиноватый 5 1 Коэффициент фильтрации и проницаемости конкретных водо носных горизонтов определяется гидродинамическими методами, основанными на измерении скорости восстановления уровня жид кости в буровой скважине после нарушения равновесия в системе «скважина – водоносный горизонт». Величины Кф и Кпр рассчиты ваются по известным уравнениям динамики сплошной среды.

Классификация проницаемых горных пород по комплексному параметру тампонирования, приведенная в табл. 1, хорошо корре лируется с пористостью и прочностными характеристиками порис тых песчаников для регионов с низкой степенью метаморфизма горных пород, общая пористость которых достигает 30%, а предел прочности на растяжение – 1,0 МПа.

На основании классификации, для проницаемых горных пород I и II типа коллектора разработана и прошла промышленную про верку новая эффективная технология тампонажа пористых пород [1;

4]. В ее основу положено целенаправленное качественное изме нение свойств пористого горного массива для обеспечения условий инъектирования тампонажного раствора благодаря созданию в нем искусственных трещин методами гидроразрыва и гидрорасчлене ния с последующим заполнением их тампонажным материалом.

Вокруг шахтного ствола в пористых водоносных горизонтах фор мируется противофильтрационная завеса в виде замкнутой системы искусственных трещин. Величина трещин гидроразрыва и гидро расчленения находится в пределах 10-2 м. Однако благодаря высо ким водоизоляционным свойствам уплотненного глиноцементного тампонажного раствора обеспечивается высокая противофильтра ционная устойчивость завесы вокруг ствола.

В трещиновато-пористых породах, относящихся к III типу по классификации, проектирование и формирование противофильтра ционных завес осуществляется в режиме нагнетания тампонажного раствора, превышающего давление гидрорасчленения горных по род [2].

В трещиноватых горных породах даже при наличии общей пористости до 5-12%, т.е. для IV и V типов, проектирование и фор мирование противофильтрационных завес осуществляется как для чисто трещиноватых пород на основании методики комплексного метода тампонажа[3].

Выводы Классификация горных пород угольных месторождений на пять характерных типов коллекторов позволяет научно обоснован но выбирать модель тампонируемой среды и соответствующий ее метод расчета параметров тампонажа. I и II тип коллектора – по ристые и преимущественно пористые породы – предусматривает формирование противофильтрационных завес в режиме гидрораз рыва с последующим развитием трещин в замкнутую систему во круг ствола. III тип коллектора – смешанная трещиновато-пористая среда предусматривает тампонирование естественных трещин и микротрещин в режиме гидрорасчленения. В горном массиве с IV и V типом коллектора используется режим тампонирования по классической методике комплексного метода тампонажа.

Литература 1. Полозов Ю.А. Методика расчета параметров водоподавления в пористых породах // Шахтное строительство, 1989 г. - № 9 – с. 14-16.

2. Тампонаж обводненных горных пород: Справочное пособие / Э.Я. Кипко, Ю.А. Полозов, О.Ю. Лушникова и др. – М: Недра, 1989г., - 318 с.

3. Комплексный метод тампонажа при строительстве шахт / Э.Я.

Кипко, Ю.А. Полозов, О.Ю. Лушникова и др. – М: Недра, 1984г., - 280 с.

4. Рационализаторские предложения, изобретения и основные технические решения, рекомендуемые для внедрения в строи тельстве предприятий угольной промышленности // Научно технический реферативный сборник. - вып.2.- М.:

ЦНИЭИУголь. 1989, - 30с.

Зборщик М.П., д.т.н., проф.

(Донецкий национальный технический университет, Украина) ПРОГРЕССИВНЫЕ ПУТИ И СПОСОБЫ УМЕНЬШЕНИЯ ВЫДАВЛИВАНИЯ ПОРОД ПОЧВЫ В ГОРНЫХ ВЫРАБОТКАХ В горных выработках шахт широко наблюдается выдавлива ние пород почвы (часто вместо выдавливания употребляют терми ны пучение, вспучивание и т.д.). Выдавливание пород почвы – это обычная форма проявлений горного давления в выработке, прой денной и поддерживаемой в естественном массиве осадочного про исхождения.

Во вскрывающих и подготавливающих выработках, которые не испытывают внешнего или дополнительного воздействия очист ных работ, активное выдавливание пород почвы происходит в пе риод формирования в окружающих породах зон неупругих дефор маций (зон разгрузки). При прочих равных условиях в выработке выдавливание пород почвы по величине всегда больше по сравне нию с выдавливанием пород кровли, а тем более с выдавливанием пород боковых стенок. Это обусловлено тем, что породы почвы, как правило, остаются открытыми, то есть они не закреплены, а следовательно, нет никакого отпора крепи.

Механизм выдавливания пород почвы заключается в смятии породных слоев и образовании из них складок. Вначале поднятие слоев пород почвы происходит вследствие развивающихся в них смещений и давлений в плоскости напластования. Затем смятые в складку и разгруженные от горизонтальных напряжений породные слои выдавливаются в выработку под действием вертикальных дав лений. В сопоставимых (одинаковых) условиях, чем меньше проч ность пород и больше уровень действующих в них напряжений, тем будет большая степень выдавливания пород почвы в выработку.


Основные прогрессивные меры и способы предотвращения или уменьшения выдавливания пород почвы в выработки базиру ются на прямом или косвенном использовании двух главных на правлений: учет структуры окружающих выработку пород, сохра нение их естественной прочности или увеличение остаточной проч ности;

уменьшение в окружающих выработку породах напряженно го состояния, формирующегося как после ее проведения в массиве, так и при дополнительном воздействии на вмещающие породы очи стных работ. Для обеспечения надлежащей устойчивости выработок практически почти всегда используется комплекс технолого технических решений, включающих сочетание двух указанных на правлений. Рассмотрим достаточно простые и эффективные пути и способы противодействия выдавливанию пород почвы в горные выработки.

Использование естественной прочности вмещающих по род является надежным способом сохранения хорошей устойчиво сти пород почвы и горных выработок в целом в течение всего срока службы.

Подготавливающие выработки обычно располагаются в плоскости напластования пород как при проведении их узким забо ем по пласту, так и полевыми в породах почвы пласта. При прове дении выработки в осадочной толще площадь ее поперечного сече ния, образно говоря, вписывается или пересекает 2-3 и более по родных слоев разной прочности. С точки зрения сохранения луч шей устойчивости выработок в практике давно известно и широко используется основное рабочее правило, а именно: относительно меньшей прочности слои пород должны располагаться в боках вы работки (в пределах площади ее боковых стенок), а подошвой и кровлей выработки должны служить слои пород относительно большей прочности. При этом необходимо стремиться к тому, что бы в подошве сооружаемой выработки залегал слой пород относи тельно большей прочности по сравнению с прочностью слоя пород в ее кровли.

Если в почве пласта залегают слабые породы, то проведение пластовых выработок следует, как правило, осуществлять с нижней подрывкой или выемкой пород. Такой подрывкой возможно полное удаление по мощности слабых пород, склонных к выдавливанию.

Когда мощность слабых пород окажется большей необходимой вы соты их нижней подрывки, тогда заглубление в эти породы подош вы выработки также будет способствовать уменьшению выдавли вания пород почвы. Это обусловлено или предопределено рацио нальным учетом природной закономерности, заключающейся в увеличении прочности породных макрослоев по мере удаления их от плоскости почвы пласта в глубину подстилающей толщи (в по дошве выработки при этом залегают слои пород относительно большей прочности).

Обеспечение хорошего контакта крепи с контуром выра боток и возведение ее с предварительным распором.

Выдавливающиеся породы почвы являются составной частью формирующейся вокруг выработки зоны неупругих деформаций.

Возведенная в выработке крепь воспринимает давление разрушаю щихся и отделившихся от массива окружающих пород. Одновре менно она своим сопротивлением (отпором) способствует увеличе нию сил трения между отдельными фрагментами (блоками, куска ми, мелкими фракциями и т.д.), а следовательно, препятствует раз витию (увеличению параметров) зоны неупругих деформаций. Чем меньше в кровле и боках выработки будут степень разрушения по род и размеры (параметры) зоны неупругих деформаций, тем при прочих равных условиях будет меньше высота выдавливания пород почвы в выработку.

Согласно сказанному в первую очередь должно обеспечи ваться хорошее качество сооружения выработок. Это значит, что в закрепном пространстве не должно оставаться никаких пустот, особенно в кровле выработки. Всем своим периметром крепь долж на непосредственно или с использованием заполнителя плотно контактировать с породами контура сооружаемой выработки. При хорошем контакте обеспечивается большая равномерность давле ния пород кровли и боков выработки на крепь, а также исключается или сводится к минимуму появление и воздействие на крепь сосре доточенных и косонаправленных нагрузок. Если при этом возведе ние крепи производится с предварительным распором, то она включается в работу (во взаимодействие с окружающими порода ми) практически перед началом формирования зоны неупругих де формаций. Эффективность механического отпора крепи, как из вестно, всегда больше, когда крепь начинает противодействовать окружающим породам еще до начала развития в них интенсивных процессов сдвижений и разрушений.

Обеспечить хорошее качество сооружения выработок, вклю чая и фактор уменьшения выдавливания пород почвы, значительно проще и легче при применении четырехугольной или трапециевид ной податливых крепей из спецпрофиля, чем при использовании крепей арочной или овальной форм. Хотя в практике работы шахт более 90% подготавливающих выработок (по их протяженности) закреплены податливыми арками из спецпрофиля, но реально ароч ная крепь исчерпала свои технологические и технические резервы.

Суть неудовлетворительной работоспособности арочной крепи в поддерживаемых выработках достаточно полно изложена в публи куемой в этом сборнике статье «Малозатратное обеспечение устой чивости подготавливающих выработок угольных шахт». В ней так же освещена большая значимость возведения четырехугольной или трапециевидных рамных крепей с предварительным распором, обеспечивая его с помощью гидростоек.

Создание механического отпора выдавливающимся поро дам почвы временными усиливающими крепями.

Породы почвы выдавливаются в выработку в период форми рования в ее окрестности зоны неупругих деформаций. Если выра ботка поддерживается в массиве вне зоны влияния очистных работ, то период активного использования зоны неупругих деформаций составляет примерно не более 2-3 месяцев. После этого практиче ски наступает равновесие малой геомеханической системы «крепь окружающие породы». Когда такая система попадает в зону влия ния очистных работ, тогда во вмещающей толще увеличивается на пряженное состояние пород, активизируется процесс их дальней ших разрушений, сдвижений и выдавливаний в выработку. Это значит, что нарушается предыдущее равновесие малой системы и наступает второй период ее видоизменений и перехода в новое рав новесное состояние.

В каждый период механический отпор породам почвы наи более просто создать путем возведения усиливающих крепей из гидравлических стоек. Лучше всего усиливающую крепь устанав ливать сразу в процессе проведения выработки, поскольку она должна включаться в работу практически до начала активного об разования зоны неупругих деформаций. Лучшей конструкцией, ес тественно, является такая усиливающая крепь, которая не загромо ждает площадь поперечного сечения выработки и не усложняет ве дение проходческих работ. По ширине выработки отпор породам почвы осуществляется с помощью лежней из отрезков спецпрофиля или других видов металлопроката. Плотность гидростоек, устанав ливаемых с максимально возможным предварительным распором, определяется с учетом условий и принятой технологии проведения выработки. Ещё раз отметим, что четырехугольная или трапецие видная формы поперечного сечения выработки и постоянной крепи в большей мере по сравнению с арочной приемлемы для реализа ции механического отпора породам почвы с помощью гидравличе ских стоек. Гидростойки временной усиливающей крепи следует удалять только после наступления равновесия в малой геомехани ческой системе «крепь-окружающие породы», включающей сум марный отпор постоянной рамной и временной усиливающей кре пей. Если в будущем горная выработка будет подвержена воздейст вию очистных работ, то повторное возведение в ней усиливающей крепи следует производить ещё до начала влияния зоны проявле ний опорного давления в связи с отработкой смежной лавы (обрат ным или прямым ходом).

Предотвращение увлажнения выдавливающихся пород почвы. Увлажнение окружающих выработку пород является одним из главных факторов существенного уменьшения прочности пород (в 2-5 раз и более), резкого ухудшения ее устойчивости и увеличе ния высоты выдавливания пород почвы. Влага смачивает поверх ности трещин, создает расклинивающий эффект и способствует росту протяженности трещин. Она, образно говоря, выполняет роль смазки, то есть в целом резко уменьшает коэффициент внутреннего трения пород. С увеличением глубины разработки в окружающих выработку породах возрастает степень их напряженного состояния, а следовательно, и трещинообразования. Образование трещины — это появление микровакуумной полости, в которую сразу же прони кает влага (вода). В этом при прочих равных условиях и заключает ся одна из главных причин существенного увеличения выдавлива ния пород почвы по мере роста глубины производства горных ра бот. Следует напомнить, что вмещающие породы, содержащие гли нистые компоненты, в большей мере подвержены размоканию и к потере своей природной прочности. Размокаемость пород одного и того же типа и механического состава уменьшается по мере увели чения степени их метаморфизма.

В основных подземных магистралях угольных шахт изоляция породных обнажений от попадания в них влаги применяется в по рядке исключения в силу малой пригодности известных методов и больших затрат (нанесения тонких бетонных покрытий, различного рода покрытий из смол, сплошная затяжка стенок выработок и т.д.).

Изоляцию незакрепленных пород подошвы выработок можно счи тать вообще практически неприемлемой на данном этапе ведения горных работ. Необходимо в лучшей мере использовать традици онные способы предотвращения или резкого уменьшения увлажне ния пород почвы в выработках. В первую очередь должен быть реанимирован и организован высококачественный отвод природно го притока воды из выработок, обеспечено надлежащее обслужива ние различного рода трубопроводов и предотвращены возможные утечки воды из них, при погрузке горной массы для пылеподавле ния должно использоваться мелкодисперсное орошение и т.д. Уме стно отметить, что ныне в практике работы шахт имеет место край не халатное отношение в части предотвращения увлажнения вы давливающихся пород почвы.


Механическое упрочнение выдавливающихся пород почвы анкерной крепью. Анкерование пород почвы производится с уче том их структуры, мощности и прочности. Анкерами следует «сшивать» породные слои сразу при проведении выработки, когда они ещё не претерпели активных деформаций расслоения и разру шений. Чем больше первоначальная естественная прочность пород почвы, тем на большем расстоянии от забоя выработки можно вес ти работы по установке анкеров.

Механизм взаимодействия анкерной крепи с окружающими породами заключается в следующем. Сшитые анкерами в подошве выработки породные слои вначале работают аналогично составной строительной балке. Сопротивление изгибу такой балки намного больше по сравнению с суммарным сопротивлением отдельно ра ботающих слоев. Чем меньше деформации изгиба сшитых пород ных слоев, тем меньше степень их расслоения и ожидаемого разру шения пород. Кроме того, установленными анкерами породы почвы в подошве выработки разделены на участки примерно секторной формы (в представлении на плоском разрезе). При наличии таких участков механизм разрушений сшитых породных слоев будет су щественно иной, чем при отсутствии анкерной крепи. В каждом сшитом, но уже разрушенном породном слое в плоскости напласто вания наблюдается чередование блоков разной длины. В частности, вблизи каждого анкера, закрепленного по всей длине химической смолой, блочность пород оказывается большей, а в промежутках между анкерами меньшей. Блоки каждого слоя, образно говоря, на низанные на анкер, в объемном представлении являются по сути крупными искусственными блоками, которые своими весьма шеро ховатыми поверхностями плотно соприкасаются с породными фрагментами большей степени разрушения (с блоками или кусками меньших размеров). По ширине выработки в ее средней части анке ры обычно устанавливают так, чтобы расстояния между ними на контуре почвы были меньшими, а по мере удаления в глубину под стилающей толщи они увеличивались. При выдавливании пород почвы более мелкие их фрагменты перемещаются быстрее и закли ниваются в «горловине» между крупными искусственными блока ми. В целом в разрушенных породах, заранее сшитых или скреп ленных анкерной крепью, увеличивается боковой распор и возрас тает их остаточная несущая способность, а следовательно, умень шается высота выдавливания пород почвы в поддерживаемой вы работке.

Выдавливание пород почвы или их складкообразование рас пространяется в глубину от подошвы выработки примерно до 0,7 1,0 её ширины. Самый лучший вариант - это скрепление или упроч нение породных слоев почвы на всю глубину складкообразования.

Однако устанавливать анкеры длиной примерно более 2,5-3 м тех нологически трудно, а экономически нецелесообразно.

Согласно практике работы шахт анкерной крепью можно почти полностью предотвратить выдавливание пород почвы только в относительно благоприятных условиях, а именно: мощность вы давливающихся пород не более примерно 2,0-2,5 м;

породы мало пластичные, природно и техногенно не обводнены;

ниже выдавли вающихся пород залегают прочные породы, которые противостоят складкообразованию (выдавливанию);

анкеры по всей длине шпу ров закреплены смолами, при этом концы анкеров заглублены при мерно на 0,3-0,5 м в подстилающие прочные породы. Если в выра ботке по высоте будет такое выдавливание, что можно обойтись без подрывки пород почвы, тогда верхние хвостовики анкеров (вместе с опорными плитами) есть смысл заглублять несколько ниже кон тура обнаженной подошвы выработки.

Нецелесообразно упрочнять анкерной крепью породы почвы, если в подошве выработки залегают достаточно слабые породы (прочностью не более 25-30 МПа), мелкослоистые, трещиноватые, при увлажнении (выветривании) или увеличении горного давления они легко переходят во вязкопластическое состояние. Нет смысла также упрочнять породы почвы анкерной крепью, если в поддержи ваемой выработке (имеющей анкерную крепь) все равно придется вести подрывку пород почвы. В таких случаях часто проще и эко номичнее произвести подрывку пород почвы ныне применяемыми высокопроизводительными машинами. После подрывки пород поч вы, как известно, ухудшаются условия работы постоянной рамной крепи (разрушаются основания под опорами рам), а поэтому не ис ключено перекрепление выработки с заменой крепи. Относительно малое использование анкерной крепи для уменьшения выдавлива ния пород почвы связано ещё и с некоторыми другими технологиче скими причинами: бурение шпуров в породах почвы выработок по ка сопряжено с большими затратами времени, с заштыбовыванием бурового инструмента, трудностями очистки шпуров от буровой мелочи и т.д.

Расположение подготавливающих выработок в регио нальных зонах разгрузки. В налегающей на пласт и подстилающей толщах пород региональные зоны разгрузки формируются после выемки угля разгрузочной лавой длиной 150-250 м. Лучший вари ант создания таких зон, если отрабатываемая лава является оди ночной, то есть она со всех сторон не примыкает к выработанным пространствам смежных лав в пределах панели, блока, горизонта или шахтного поля в целом. В региональных зонах разгрузки на пряженное состояние пород существенно меньше по сравнению с исходным силовым полем в естественном горном массиве. Распо ложение выработок во вмещающих породах региональных зон раз грузки - это эффективный способ уменьшения напряженного со стояния в окружающих породах после проведения выработки (в пределах сформировавшейся зоны неупругих деформаций). При прочих равных условиях использование региональных зон разгруз ки можно уподобить как бы переносу поддерживаемой горной вы работки с большей глубины разработки на малую. Это значит, что в таких выработках будет намного меньшим или полностью предот вращено выдавливание пород почвы. Все вышеизложенные пути и способы противодействия выдавливанию пород почвы в равной мере могут быть использованы (по мере необходимости) в горных выработках при расположении, проведении и поддержании их в ре гиональных зонах разгрузки.

В настоящее время в Донбассе широко используются спосо бы создания региональных зон разгрузки для охраны подготавли вающих выработок при разработке пологих угольных пластов на больших глубинах [1,2]. В силу исторически сложившейся специ фики шахтостроительные организации и их структурные предпри ятия не занимаются производством очистных работ. Поэтому прой денные шахтостроителями полевые подготавливающие выработки в последующем в период эксплуатации шахты претерпевают после дующую надработку разгрузочными лавами (способ последующего создания региональных зон разгрузки). Более широко комплекс во просов по охране выработок в региональных зонах разгрузки изло жен в указанных монографиях.

Другие известные пути и способы уменьшения выдавлива ния пород почвы. В горной науке и практике накоплен ещё ряд других мер и способов уменьшения выдавливания пород почвы.

Условно их можно рассматривать как частные технолого технические решения, которые могут оказаться эффективными и экономически приемлемы в отдельных условиях. Среди них наибо лее известные следующие:

Прорезка в породах почвы вертикальной разгрузочной щели (в центре по ширине выработки) глубиной не менее половины ши рины выработки, при этом ширина щели примерно 20-30 см. Вы давливание почвы уменьшается за счет сдвижения пород в горизон тальном направлении (в плоскости напластования породы стремят ся заполнить щель). Основные сложности способа: нужна большая глубина щели;

сложность механического создания щели в породах прочностью 25-40 МПа и плохая совместимость с современными технологиями проведения выработок;

не прорезанные щелью ниж ние породные слои не должны сминаться под действием горизон тальных напряжений и не приподнимать прорезанные щелью верх ние породные слои;

попадание воды в разгрузочную щель умень шает прочность пород и активизирует их выдавливание и т.д.

Разгрузка пород почвы в период проведения выработки пу тем взрывания в них шпуровых зарядов и нагнетание в трещинова тые или разрыхленные породы скрепляющих растворов (создание крепи «Монолит», т.е. защитной плиты или блока мощностью до 1,5-2,5 м). Такой способ существенно увеличивает трудоемкость работ и затраты на сооружение выработок. Он может применяться пока только в выработках ответственного назначения и на участках малой протяженности.

Взрыво-щелевая разгрузка пород почвы шпуровыми заряда ми (разрушение пород почвы малыми камуфлетными зарядами).

Этот способ можно считать практически бесперспективным, осо бенно при комбайновом проведении выработок. После взрывания шпуров нет никакого контроля о создаваемой щели у боковых сте нок выработки, попадание воды в трещины и щели уменьшает прочность пород, взрывание зарядов увеличивает опасность работ и т.д.

Крепление пород почвы крепями разных конструкций: созда ние отпора выдавливающимся породам плоскими металлическими лежнями как составляющими замкнутой постоянной рамной крепи;

использование замкнутой кольцевой крепи, постоянных замкнутых крепей с разными конструкциями сводов для отпора породам почвы и т.д. Применение постоянных замкнутых крепей существенно уве личивает трудоемкость работ и затраты на сооружение выработок.

Кроме того, замкнутые крепи очень часто деформируются и не дос тигается должных результатов в части предотвращения или резкого уменьшения выдавливаний пород почвы.

Еще раз отметим, что все эти и другие частные меры и спо собы уменьшения выдавливания пород почвы не являются прогрес сивными и перспективными, но пренебрегать ими не следует, если даже в единичных случаях они оказываются технологически и эко номически эффективными.

Таким образом, выдавливание пород почвы есть и остается одной из распространенных форм проявлений горного давления в выработках. С ухудшением природных условий, особенно с увели чением глубины разработки, выдавливание пород почвы будет ока зывать все большее отрицательное влияние на устойчивость под держиваемых выработок. В настоящее время в горной науке и практике накоплено достаточное количество наработок по улучше нию устойчивости горных выработок в целом, включая и наработки по уменьшению выдавливания пород почвы. Комплексное исполь зование изложенных в статье прогрессивных технолого технических решений применительно к конкретным условиям дает возможность достичь не ниже твердо удовлетворительной устойчи вости поддерживаемых вскрывающих и подготавливающих выра боток. Непременным требованием при сооружении выработок должно быть обеспечение высокого качества производства горных работ. На данном этапе жизни угольной отрасли Украины необхо димо меньше уповать на поиск новых путей и способов уменьше ния выдавливания пород почвы, а больше и лучше использовать со временные знания в области горной геомеханики и технологии про изводства горных работ в сложных природных условиях Донецкого и аналогичных других угольных бассейнов.

Литература 1. Зборщик М.П. Охрана выработок глубоких шахт в выработан ном пространстве. -К.: Техніка, 1978. - 175с.

2. Зборщик М.П., Назимко В.В. Охрана выработок глубоких шахт в зонах разгрузки. - К.: Техніка, 1991. - 248с.

Шашенко А.Н., д.т.н., проф.

Сдвижкова Е.А., д.т.н., проф.

Бабец Д.В., к.т.н., доц.

(Национальный горный университет, г. Днепропетровск, Украина) К ВОПРОСУ ОЦЕНКИ ГЕОМЕХАНИЧЕСКОГО СОСТОЯНИЯ ПРОТЯЖЕННЫХ ВЫРАБОТОК С УЧЕТОМ СТОХАСТИЧЕСКОЙ ИЗМЕНЧИВОСТИ СВОЙСТВ ГОРНЫХ ПОРОД.

Оценка состояния выработок и прогноз поведения вмещаю щих пород в течение их эксплуатации требуют рассмотрения кон кретной геомеханической ситуации, которая очень часто не имеет аналогов в сходных условиях. В этом случае нельзя экстраполиро вать накопленные данные наблюдений и использовать имеющийся опыт, в большинстве случаев условия проведения и поддержания выработок следует рассматривать как специфические и выполнять прогноз состояния подземного сооружения на основе глубокого де тального геомеханического мониторинга. Его составными частями являются контроль состояния породного массива и прогнозирова ние возможных изменений этого состояния на основе фундамен тальных законов физики, а также известных методов механики твердого деформируемого тела. Однако часто за пределами иссле дований остается стохастический характер функционирования под земного сооружения.

Устойчивость подземной выработки определяется рядом фак торов, численные характеристики которых могут меняться случай ным образом. К ним относятся, прежде всего, деформационные и прочностные характеристики породной среды, параметры, характе ризующие внешние нагрузки, геомеханические параметры подзем ных конструкций.

Изменчивость физико-механических характеристик породной среды является следствием ее естественной неоднородности и на блюдается даже в пределах одной литологической разности при ис пытании образцов горных пород.

Целью данной работы является разработка методики оценки устойчивости горных выработок, позволяющей учесть на основе многофакторного анализа неоднородность породного массива, ко торая проявляется в стохастическом разбросе свойств вмещающих пород Постановка задачи.

Авторами собран и обобщён большой объем статистической информации, содержащийся в различных источниках и касающий ся количественных оценок физико-механических свойств углевме щающих пород.

Статистический анализ данных об основных деформационных и прочностных характеристиках горных пород позволил установить следующие тенденции:

- показатели свойств исследуемых горных пород обладают значи тельной (не ниже 45%) вариацией значений относительно среднего;

- соответствующие эмпирические законы распределения имеют, в основном, характер, который по асимметрии и эксцессу отличается от нормального.

Изменчивость свойств горных пород зависит от многих фак торов. Одним из основных среди них является наличие трещинова тости, которая по разным причинам, всегда присуща породному массиву. В связи с этим было обращено внимание на следующее обстоятельство. При изготовлении породных образцов те из них, которые пересечены трещиной, разрушаются до начала испытаний и в обычных испытаниях не участвуют. Тем самым нарушается представление о прочности и деформируемости реального пород ного массива.

Исследование влияния трещин на статистические распределе ния количественных признаков.

В [1] обоснован способ определения статистических характе ристик для так называемого, «исправленного» вариационного ряда, в который условно добавлены элементы, содержащие макродефек ты.

С учетом наличия систем трещин начальные моменты распре деления (mk ) принимают вид:

n mk = kk xik wi, (1) i = lm + f k ( ) где k k = l0 - коэффициент влияния трещин, lm + l xi – наблюдаемое значение признака;

wi – частота;

lm – среднее расстояние между трещинами;

l0 – характерный размер образца;

f ( ) – функция, учитывающая степень нарушенности дефектного образца.

С начальными моментами распределения (mk ) известными со отношениями связаны центральные моменты (µ k ), которые опреде ляют дисперсию (D ), относительную вариацию распределения ( ), а также нормированные показатели асимметрии (12 ) и эксцесса ( 2 ). С учетом систем трещин, т.е. с учетом условного добавления в выработку нарушенных элементов, показатели разброса приобре тают вид:

D = m2 (m1 ) K 2 m2 K12 m ( ) D/ K2 K2 = + 1 = = A2 1 = / (2) 22 K K1 m1 K m1/ Здесь - относительная вариация значений деформационной или прочностной характеристики для исходной выборки, получен ной непосредственно при испытании образцов.

Показатели асимметрии и эксцесса также изменяются с уче том систем трещин:

1 1 1 1 2 A3 3 A2 + 2 A 4 2 A3 + 6 A2 12 = K, K / K / 2 = K K, (3) 3 1 1 A2 1 A2 K K m где Ak = k.

m1k Из графиков на рис. 1 видно, что с уменьшением расстояния между трещинами значения асимметрии и эксцесса увеличиваются.

Точки с координатами ( 12, 2 ) на графике Пирсона (рис. 2) с уве личением плотности трещин все больше удаляются от точки, соот ветствующей нормальному закону приближаясь к гамма распределению, распределению Вейбулла и логарифмически нор мальному распределению.

1,4 4, 1,2 3, 0,8 2, 0,6 1, 0, 0,2 0, lm lm 0 0,00 2,00 4,00 6,00 8,00 10,00 12, 0,00 5,00 10,00 15,00 l l Рис. 1. Зависимость моментов «исправленного ряда» от расстояния меж ду трещинами Рис. 2. Диаграмма Пирсона с точками для статистических распределе ний, в которые условно внесены элементы с макродефектами:

- точки, соответствующие исходному ряду с соотношением начальных моментов m =2;

- точки, соответствующие исходному ряду с соотношением на m m чальных моментов 1 =3.

m Таким образом, установлено, что наличие трещин в реальном породном массиве не только оказывает влияние на статистические оценки исследуемого признака, но и меняет закон распределения вероятностей всех его механических параметров. Причем степень отклонения эмпирического закона распределения от симметрично го определяется расстоянием между трещинами.

Разработка алгоритма моделирования изменчивости свойств горных пород в геомеханических расчетах.

С учетом указанного выше обстоятельства, на основе метода конечных элементов разработан алгоритм учета стохастической изменчивости физико-механических свойств породного массива.

Для отражения случайного распределения свойств в каждой точке массива использованы приемы имитационного моделирования, суть которого состоит в проведении на вычислительной машине статистического эксперимента с моделью исследуемой системы.

В алгоритм МКЭ с использованием метода инверсии включен модуль, реализующий в каждом конечном элементе генерацию случайных значений модуля упругости E, коэффициента Пуассона и пределов прочности на одноосное сжатие Rc и растяжение R p в соответствии с определенным законом распределения.

На первом этапе расчетов влияние естественного разброса ис ходных данных исследовалось на модели упругой среды. Линейное деформирование в соответствии с законом Гука определяют такие константы как модуль Юнга и коэффициент Пуассона. Чтобы про следить влияние вариации этих факторов на перемещения контура выработки была выбрана наиболее простая расчётная схема – плос кое сечение одиночной выработки, деформирующейся под дейст вием гравитационных сил (рис. 3).

Исследования показали, что перемещения точек контура в ли нейной среде с усредненными свойствами (U одн ) на 10-15% меньше чем перемещения этих же точек в среде со стохастическим распре делением свойств (U стох ). Зависимость различия между величинами U стох U одн смещений U, U = max одн max 100% от вариации модуля упру U max гости E и коэффициента Пуассона имеет вид монотонно воз растающей функции логарифмического вида (рис. 4).

Отметим что, в линейно-деформируемой среде изменчивость деформационных констант не вызывает качественного изменения распределения перемещений точек приконтурного массива, поэто му следующим этапом исследований было решение задачи о на пряженно-деформированном состоянии массива вокруг выработки с учетом деформирования пород за пределом прочности.

а) б) 31 29 27 Рис. 3. Конечно-элементная аппроксимация исследуемой области:

а) выработка круглой формы;

б) арочной.



Pages:     | 1 |   ...   | 2 | 3 || 5 | 6 |   ...   | 7 |
 





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

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