авторефераты диссертаций БЕСПЛАТНАЯ БИБЛИОТЕКА РОССИИ

КОНФЕРЕНЦИИ, КНИГИ, ПОСОБИЯ, НАУЧНЫЕ ИЗДАНИЯ

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


Pages:   || 2 | 3 |
-- [ Страница 1 ] --

Раздел 1.

ПЕРСПЕКТИВЫ СОВЕРШЕНСТВОВАНИЯ ТЕХНОЛОГИИ

РАЗРАБОТКИ УГОЛЬНЫХ ПЛАСТОВ

УДК 622.23;

622.831

УСЛОВИЯ ОБРУШЕНИЙ СЛОИСТОЙ

КРОВЛИ

НАД ВЫРАБОТАННЫМ ПРОСТРАНСТВОМ

ПЛАСТОВОГО МЕСТОРОЖДЕНИЯ

В.А. Матвеев, А.В. Матвеев

ШИ (ф) ЮРГТУ (НПИ), г. Шахты

В статье изложена математическая модель и примерные

расчеты параметров обрушения слоистой кровли над вырабо танным пространством пластового месторождения традици онных форм и размеров. Впервые обосновано сводообразование в горном массиве слоистой структуры.

По мере подвигания очистного забоя происходят деформации и об рушения слоев кровли. Форма и размеры обрушающихся блоков опреде ляют дискретно-динамическую составляющую проявлений горного давле ния как в очистном забое так и в подготовительных выработках, приле гающих к выработанному пространству. Конкретные параметры образую щихся блоков, условия их излома и амплитуды смещений определяются реальной структурой слоистой кровли, формой и размерами обнажений.

При бесконечно большом множестве сочетаний структур кровель и исход ных условий ставить задачу точного описания процесса обрушения в об щем виде не имеет смысла. Однако построить логику решения таких задач для конкретных условий и получить представление о зависимости пара метров разрушения от характеристик структуры кровли и форм обнажений над выработанным пространством в приближенной качественной форме мы считаем возможным и весьма полезным.

В данной работе задача ставится с конкретизацией применительно к развитию процесса обрушения слоев кровли по мере отхода длинного очи стного забоя от разрезной печи при отработке, например, угольного пла ста. Для моделирования этого процесса целесообразно использовать мето дический подход и расчетные формулы, разработанные применительно к расчету бетонных и железобетонных плит методом предельного равнове сия [1].

Геометрическая и силовая схема задачи сводится к следующему.

Очистной забой длиной, ориентировочно, 200 м движется от разрез ной печи, образуя выработанное пространство в форме прямоугольника с меняющимся отношением сторон а/в (длинная – а, короткая – в). С целью упрощения задачи каждый слой рассматривается отдельно и нагружен распределенной нагрузкой от собственного веса. Необходимо определить, при какой максимальной толщине и по какой схеме разлома на блоки мо жет произойти самообрушение слоя, в зависимости от размера выработан ного пространства в направлении движения забоя.

Используется кинематический способ определения предельной не сущей способности слоя кровли при первичном обнажении. Этот способ предполагает рассмотрение кинематически возможных схем расчленения слоя кровли в пределах первичного обнажения и отыскание той схемы, в которой ее реализация происходит при наименьшей нагрузке. Из наблюде ний за разрушением бетонных плит в строительной практике и на объем ных моделях для геомеханических исследований из эквивалентных мате риалов установлено, что плита кровли в стадии предельного равновесия расчленяется на отдельные участки (блоки), соединенные между собой по линиям излома линейными пластическими шарнирами.

Характерные схемы излома плит кровли на стадии первичных обнаже ний при разных размерах выработанного пространства показаны на рис. 1.

При определенных схеме излома и характере нагрузки интенсивность по следней, соответствующая несущей способности плиты, определяется из ра венства работ внешних сил и предельных внутренних усилий, создающих про тиводействующие моменты на линиях шарниров. Приближенно можно счи тать, что плиты породных слоев равномерно нагружены собственным весом.

Рис. 1. Изменение схем разрушения слоя кровли при расширении выработанного пространства Общее уравнение работ при равномерно распределенной нагрузке записывается в форме:

pV = M j Q j cos(M j Q j ), (1) где p – интенсивность предельной распределенной нагрузки;

V = y dF – объем, описанный при виртуальном перемещении блока F плиты, на которую действует равномерно распределенная нагрузка;

M j – равнодействующая погонных предельных моментов, дейст вующих на j-тый блок плиты;

Q j – угол поворота j-того блока вокруг оси вращения.

Поскольку предельный противодействующий момент в шарнирах определяется толщиной плиты h и пределом прочности на растяжение вр, а интенсивность нагрузки и работа внешних сил определяется толщиной h, объемным весом и площадью блока при разных значениях размеров обнажения а и в, то из общего уравнения работ (1) можно вывести зависи мость максимальной толщины слоя, при которой он может обрушиться под действием собственного веса. Для этого воспользуемся готовыми реше ниями для определения максимальных моментов в шарнирах и параметров схем разрушения плит, нагруженных равномерно распределенной нагруз кой, которые приведены в работе [1].

Для первичных обнажений слоев кровли принята схема с защемле нием плиты в массиве по всему контуру обнажения, обозначения элемен тов в которой приведены на рис. 1. Форма плиты характеризуется отноше а нием сторон =. В условиях настоящей задачи при движении очистного в забоя до образования выработанного пространства квадратной формы а равно длине очистного забоя (а = lоз). После этого момента длина очистно го забоя соответствует величине в, а пролет выработанного пространства – величине а.

В качестве параметра, определяющего геометрическую схему из лома плиты, принято отношение расстояния от короткой стороны прямо угольника до точки пересечения осевой и диагональных линий разлома а 2l1, плиты к полупролету бльшей стороны а: = l1, 2 : =.

2 a Параметр схемы излома определяется по формуле:

) ( = 2 1 + 32 1.

Максимальный момент в линиях излома на единицу длины, созда ваемый весом блоков разрушающейся плиты, определяется по формуле ) ( pв 2 1 + 32 М0 =.

Противодействующий предельный момент на единицу длины излома:

вр h M пр = врW =.

Распределенная нагрузка p = h, тогда ) ( hв 2 1 + 32 М0 =.

Приравнивая внешний и противодействующий моменты М 0 = М пр, ) ( вр h hв 2 1 + 32 получим, как условие предельного состояния 482 при разрушении плиты. Отсюда ) ( в2 1 + 32 h. (2) 8 вр Это выражение определяет максимальную толщину плиты, при ко торой может произойти ее самообрушение.

Для величины, определяемой только параметром формы обнажения, ( 1 + 3 1). введем обозначение Т = в рв М0 = h Т.

Тогда Т;

(3) 8 вр Параметр Т меняется во всем диапазоне увеличения выработанного пространства при движении очистного забоя, величина в – короткая сторо на обнажения, увеличивается только до образования квадратной формы обнажения, а далее остается постоянной.

Рассмотрим, как меняются предельный изгибающий момент в лини ях излома и возможная максимальная толщина самообрушающегося слоя h при изменении параметров формы обнажения, когда увеличивается пролет выработанного пространства в направлении движения очистного забоя.

Для этого воспользуемся табличными значениями вычисленных парамет ров разных схем разрушения прямоугольных плит в работе [1] и сведем расчеты в табл.1.

Таблица h, м l1, а а в в при вр = 6000 кПа =25 кН/м М Т м м м (песчанистый сланец) 200 10 2,83 8,4 5,9р 0, 200 20 2,67 16,0 22,2р 0, 200 50 2,25 38,0 117,2р 2, 200 100 1,70 65,0 354,2р 8, 200 150 1,29 85,0 604,7р 15, 200 200 1,00 100,0 833,3р 20, 250 200 1,23 111,2 1025р 25, 300 200 1,41 118,5 1175р 29, 400 200 1,70 130,0 1417р 35, В связи с тем, что результаты формальных расчетов указывают на быстрое увеличение мощности слоев, при которой может произойти само обрушение, необходимо проанализировать правомерность использования этих результатов. Уже при пролете выработанного пространства 200 м расчеты показывают возможность самообрушения плит кровли мощно стью более 20 м. Но они базируются на теории тонких плит, а в данном случае отношение толщины плиты к меньшему ее размеру составляет бо лее 1:10.

В вопросе правомерности использования теории тонких плит для решения задач об условиях разрушения плит такой толщины следует обра титься к мнению известных специалистов в области геомеханики и теории упругости. Проф. А.А. Борисов считал [2], что «точный учет влияния всех факторов практически невозможен ни при каких методах расчета несущей способности кровли. Поэтому, имея в виду приложение теории плит к ре шению рассматриваемой задачи, можно удовлетвориться менее точным, но более удобным и простым разделением плит по отношению наименьшего размера плиты в к ее толщине h». При этом для оценки допустимого зна чения отношения h/в, при котором плиту можно считать тонкой, он приво дит высказывание акад. Б.Г. Галеркина: «То, что имеется в литературе, и подсчеты, проведенные мною, показывают, что теория (тонких плит) дает весьма хорошие результаты в том случае, когда отношение толщины к наименьшему размеру плиты менее 1/10, и теория остается все же приме нимой, когда отношение это доходит до 1/5» [3].

Таким образом, можно считать, что при толщине плиты кровли ме нее 1/6 ее меньшего пролета, характер ее разрушения будет близок к при веденным схемам деления на блоки. В случаях, когда над выработанным пространством может зависать слой бльшей толщины, деформация его будет происходить не по расчетной схеме, а скорее в форме плавного про гиба. В этом случае будут играть большую роль силы поперечного распора в наметившихся плоскостях излома, которые могут удерживать плиту от обрушения даже при наличии трещин излома. Поэтому картину возмож ных обрушений мощных слоев основной кровли можно рассматривать как таковую до значений указанного отношения h/в не более 1/6 1/7, что со ответствует размеру обнажения в направлении движения очистного забоя до 300 м.

Однако, если рассматривать процесс обрушения плит кровли в раз витии снизу вверх в связи с движением очистного забоя от разрезной печи, то следует учитывать то обстоятельство, что пролеты обнажений в выше лежащих слоях могут существенно отличаться от их величин, определяе мых выработанным пространством на уровне пласта. Для этого рассмот рим силовую схему защемления слоя кровли по контуру обнажения (рис.

2). В отличие от идеальной схемы защемления, когда максимальный изги бающий момент в месте заделки уравновешивается эпюрой нормальных напряжений в поперечном сечении плиты, в условиях нагружения плиты в толще пород кровли существуют сжимающие напряжения от веса нале гающих слоев на участке, выходящем за линию кромки нижней опоры (рис. 2). Силы трения, которые возникают на поверхности контакта рас сматриваемого слоя с вышележащим, участвуют в уравновешивании дей ствующего изгибающего момента.

В связи с многообразием условий защемления плит кровли на грани це обнажения выполним анализ последствий влияния сил трения на на пряженное состояние плиты в этом месте по упрощенной схеме. На участ ке АВ силовой контакт прогибающейся плиты с вышележащим массивом может сохраняться в том случае, если прогиб плиты w будет меньше де формации упругого восстановления плиты h вследствие освобождения ее от напряжений защемления: w h. Размер этого участка S может быть определен из условия равенства этих величин.

Рис.2. Схема изгибающих моментов и напряжений в породном слое у места заделки слоя в массиве Нормальные напряжения в массиве в области заделки y = H k, где Н – глубина работ;

– объемный вес пород массива и плиты (сред ний);

k – коэффициент концентрации напряжений.

Распределенная нагрузка от собственного веса плиты кровли p = h.

h Момент инерции плиты единичной ширины J =, где h – толщина пли ты. Пролет плиты над выработанным пространством в. Приведенный мо E дуль упругости Eпр =, где Е – модуль упругости горной породы слоя 1 µ при одноосном нагружении;

µ – коэффициент поперечной деформации.

Расширение плиты от срединной плоскости вверх k Hh h =.

2 Eпр p в2 2 x x + вx 3.

w= Прогиб плиты 12 Eпр J 2 Приравнивая w = h и подставляя развернутые значения р и J, имеем:

12 h в 2 2 x4 k Hh x + вx 3 =, или 12 Eпр h 3 2 2 2 Eпр x 4 2вx 3 + в 2 x 2 = k h 3 H. (4) После подстановки заданных параметров, решая, например, графи чески полученное уравнение, найдем действительный корень х1, который определит величину участка S: S = х1.

Примем распределение нормального напряжения на участке S в форме треугольника x y = Hk 1.

S Напряжения сопротивления сдвигу по поверхности АВ x xy = Hk 1 f, S где f – коэффициент трения.

Момент сил сопротивления сдвигу в сечении АС S S x M S = xy h dx = h f Hk 1 dx = S 0 S x2 S f h Hk S = f h Hk x = f h Hk S =.

2S 0 f h Hk (S x ) В сечении х M ( х) =.

На эту величину снижается изгибающий момент от веса плиты на участке АВ, поскольку эти моменты имеют разные знаки. Остаточный действующий момент, который создает растягивающие напряжения в верхних слоях, равен M д = М изг + М (х) :

h 2 f h Hk S f h Hk hв 2 hв Мд = + x x+ x 12 2 2 2 в пределах х = 0…S.

Перемещение максимума отрицательного значения изгибающего момента в точку В возможно при условии M x= S M x=0, т.е.

M x = S M x =0 0.

Запишем эту разность в развернутом виде:

h в2 в fHk S = + вS S + fHk S fHk S + 2 6 hS (в fHk S ) 0 или в fHk S 0 (5) Поскольку член (– S) в сравнении с пролетом плиты в имеет очень малую величину, можно записать условие перемещения максимума отри цательного изгибающего момента и, следовательно, точки излома плиты от растягивающих напряжений в приближенном виде:

в fHk 0.

В качестве примера были рассчитаны параметры смещения точек из лома плиты кровли относительно створа заделки по большим сторонам а прямоугольника при ее защемлении по всему контуру при следующих ис ходных условиях: глубина работ Н = 400 м, горная порода – песчанистый сланец с коэффициентом трения на межслоевых контактах f 0,4 и объ емным весом = 25 кН/м3, коэффициент концентрации напряжений k 1,8.

Расчеты произведены при толщине слоя кровли h = 1 м и h = 3 м для четырех размеров пролета в: 25;

50;

100 и 200 м. При этих параметрах во всех случаях выполняется условие (5). Это означает, что будет происхо дить смещение точки излома вблизи заделки на величину S.

Для определения величины S используем уравнение (4). Результаты расчетов приведены в табл. 2, там же приведены условные углы наклона h контура обрушения = arctg.

S Таблица Толщина слоя h = 1 м Толщина слоя h = 3 м Смещение Угол наклона Смеще- Угол накло Свободный точки контура об- ние точки на контура пролет кровли рушения, излома S, излома обрушения в, м, град.

м S, град.

м 25 1,12 42 8,4 50 0,54 62 2,96 100 0,27 75 1,41 200 0,134 82,4 0,7 Приближенные зависимости величин смещений S и углов наклона контура обрушения от свободного пролета слоя в показаны на рис. 3.

Полученные результаты дают возможность описать качественную картину развития обрушения слоистой кровли по мере увеличения площа ди выработанного пространства. Поскольку при обрушении каждого по следующего слоя происходит смещение линии излома по отношению к кромке излома предыдущего нижележащего, и общая граница обрушения имеет наклон в сторону образующегося свободного пространства, пролеты по мере развития обрушения вверх сокращаются, при этом интенсивность такого сокращения резко возрастает при малых остающихся пролетах. Это приводит в выполаживанию линии контура обрушения с подъемом вверх (она приобретает форму, близкую к своду) (рис. 4). Таким образом, полу чено теоретическое доказательство образования сводообразных областей в слоистых структурах горных пород и объяснение причины наклонного по ложения поверхностей свободного их обрушения. Форма линии свода оп ределенно не описывается какой-либо элементарной функцией (парабола, эллипс и др.), но образуется в зависимости от структуры слоистой толщи горных пород, геомеханических характеристик и форм первичных обнаже ний. Обращаясь снова к задаче о максимальной толщине плит кровли, ко торые способны к самообрушению по мере развития этого процесса вверх при движении очистного забоя, следует обратить внимание на следующее.

Рис. 3. Графики смещений S места излома слоев и углов наклона поверхности обрушения слоистой толщи Помимо повышения устойчивости слоев кровли значительной тол щины от действия сил поперечного распора при определении возможности самообрушения расчетным методом следует учитывать сокращение реаль ных свободных пролетов по мере развития вверх самообрушения слоев.

Это приводит к тому, что толщина слоев, способных к самообрушению, интенсивно уменьшается, и растет вероятность появления слоев так назы ваемых “пород-мостов”, выше которых обрушение слоев не распространя ется.

Рис. 4. Возможная форма границы зоны обрушения слоистой кровли над выработанным пространством (схема) Разработанная логическая схема и математическая модель определе ния параметров разрушения слоев кровли в пограничной зоне между выра ботанным пространством и нетронутым массивом угольного пласта позво ляет обоснованно задавать исходные параметры и силовые схемы при ис следовании напряженно-деформированного состояния горных пород во круг подготовительных выработок при структурах КД и Д [4].

Литература 1. Справочник по теории упругости. Под ред. П.М. Варвака и А.Ф. Ря бова –К.: Будiвельник, 1971. – 420 с.

2. Борисов А.А. Расчеты горного давления в лавах пологих пластов.

–М.: Недра, 1964. – 279 с.

3. Галеркин Б.Г. Упругие тонкие плиты. – М.: Госстройиздат, 1933. – 172 с.

4. Матвеев В.А., Матвеев А.В. Пути решения проблем геомеханики на выемочном участке пластового месторождения. Науно-техн. обеспече ние горного производства: Материалы международной конференции «Горные науки Республики Казахстан – итоги и перспективы», 14-17 сен тября 2000 г. – Алматы: Изд-во ДГП «Институт горного дела им. Д.А. Ку наева», 2004. – С. 122-127.

УДК 622.33: 001.2:658: СИСТЕМНАЯ ИНТЕРПРЕТАЦИЯ ПРОБЛЕМ КОНЦЕНТРАЦИИ ГОРНЫХ РАБОТ НА АНТРАЦИТОВЫХ ШАХТАХ В.М. Феоктистов ШИ (ф) ЮРГТУ (НПИ), г. Шахты Изложены основные результаты исследования проблем по вышения концентрации горных работ на антрацитовых шахтах Восточного Донбасса, выполненного системным анализом.

Предложены мероприятия, способствующие эффективности уг ледобычи в рассматриваемых условиях.

Сложившаяся в угольной отрасли Восточного Донбасса после ее ре формирования ситуация (сокращение объема добычи угля с 30 до 9 млн. т за период с 1990 по 2004 гг.;

резкое уменьшение потребления антрацитов на тепловых электростанциях;

ликвидация 50 шахт;

потеря значительного числа рабочих мест и связанное с ними ухудшение социально-экономиче ского положения большой группы населения;

уменьшение налоговых по ступлений в местные бюджеты) вынуждает исследователей искать реше ние двух основных проблем.

1. Рост экономического потенциала Восточного Донбасса, позво ляющий выйти на стабилизацию и последующее улучшение социального положения населения шахтерских городов региона.

2. Улучшение технико-экономических показателей работы остаю щихся в эксплуатации и вновь вводимых в работу угледобывающих пред приятий. Причем речь идет не об обычном эволюционном улучшении ТЭП, какое имело место ранее, а о необходимости скачкообразного роста эффективности производства. Один из путей достижения желаемого ре зультата здесь – повышение концентрации горных работ до уровня, кото рый бы позволил отрабатывать запасы антрацитовых пластов с требуемы ми показателями, а, в частности, – с достаточной для инвесторов и самого производства прибылью, способствовал устойчивому функционированию предприятия в условиях переменного спроса на уголь.

Совершенно очевидно, что обе проблемы рассматриваются с единой системной точки зрения. По первой в настоящее время установлены цель, принуждающие связи, критерии, разрабатывается необходимый инструмента рий [1]. Что касается второй проблемы, то выполненный на кафедре «Разра ботка пластовых месторождений» ШИ ЮРГТУ (НПИ) системный анализ ее (см. ниже) позволил получить не только оптимальные значения и параметры концентрации горных работ на антрацитовых шахтах Восточного Донбасса, но и разработать оригинальную эффективную технологию отработки их запасов.

При проведении системного анализа использовались основные кон цепции по нему и терминология, предложенные применительно к задачам горного производства проф. И.В. Ляшенко и проф. В.Г. Сильнеем [2].

Основная цель проекта системного анализа проблем повышения кон центрации горных работ на антрацитовых шахтах Восточного Донбасса заключалась в установлении закономерностей функционирования техноло гической системы шахты и ее основных звеньев (подсистем) для разработ ки и реализации комплекса мероприятий, обеспечивающих безопасную, эффективную и устойчивую работу предприятий по добыче угля.

Предварительное исследование позволило установить, в частности, следующее:

• к настоящему времени известны не подлежащие сомнению основ ные направления повышения концентрации горных работ: увеличение на грузки на очистной забой;

повышение надежности работы всех подсистем шахты;

применение оптимальных параметров систем разработки для кон кретных условий;

использование способов вскрытия и последующей рас кройки шахтных полей, позволяющих иметь минимальный объем проведе ния и поддержания выработок;

создание возможностей для организации работы системы «шахта – лава», в том числе за счет рационального техно логического взаимодействия машин в ней.

Разработанные для конкретных горно-геологических и горнотехни ческих условий мероприятия, соответствующие указанным выше направ лениям, проверены практикой. Они обеспечили получение положительного ре зультата в отрасли, в том числе на шахтах российской части Донбасса. Повы шение уровня концентрации горных работ постоянно рассматривалось специа листами как одно из основных мероприятий улучшения конечных результатов работы предприятий. Концентрация горных работ определяла техническую и технологическую политику на шахтах, на возможности повышения ее уровня строились отношения с заводами-поставщиками горношахтного оборудования;

• уже к середине 80-х годов прошлого столетия в регионе решаю щую роль в формировании среднесуточной добычи на шахту стала играть нагрузка на очистной забой, а не число лав. С ростом глубины работ и уда лением выемочных участков от стволов шахты роль нагрузки, как основ ного фактора концентрации горных работ, продолжала возрастать.

Среднесуточная нагрузка на лаву (Дл, т/сут) в складывающихся за последние 15 лет технических, технологических и экономических услови ях определялась в основном двумя факторами: мощностью пласта и суточ ной скоростью подвигания очистного забоя. Их влияние было примерно одинаковым. В меньшей степени значение Дл определялось ее длиной;

• с внедрением выемочных комплексов III-го поколения возможно сти достижения нагрузки на очистной забой на тонких пластах 1000 и бо лее тонн в сутки (на пластах большей мощности 1600 – 1800 т/сут) возрос ли: выемочная техника (комплексы КД80, КД90, «Дон-Фалия» и др.) имеет высокую надежность;

число лав на шахтах уменьшено до двух-трех, что позволило снизить число подземных транспортных цепей и сосредоточить внимание на обеспечение работоспособности остающегося в эксплуатации оборудования.

Начиная с 1998 года среднедействующее количество очистных забо ев на угольных предприятиях региона достигло значения, близкого к оп тимальному – 1,9-2,0. Поэтому основной задачей улучшения технико экономических показателей работы как отдельных шахт, так и угольных компаний в целом следует считать обеспечение возможностей достижения максимальной нагрузки на очистные забои, в том числе за счет использо вания оптимальных схем раскройки шахтных полей.

При выполнении основного исследования были разработаны:

• структура (системный модуль) добычи антрацита подземным спо собом в реально существующих условиях: определены ограничения (при нуждающие связи, цели), вход, выходы, обратные связи, другие состав ляющие модуля;

• функционально-ориентированная структура процессов на антраци товой шахте, включающая основные подсистемы: «очистные работы», «горнопроходческие работы», «подземный транспорт», «переработка угля и породы на поверхности»;

• гипотетическая (желаемая) система добычи угля на антрацитовой шахте: обоснованы ограничения (принуждающие связи, цели), вход, выхо ды, обратные связи, другие составляющие модуля.

Структура (системный модуль) системы добычи антрацита подзем ным способом в реальном времени приведена на рис. 1.

Сравнительный анализ гипотетической и существующей систем до бычи антрацита показал, что их ограничения по основным пунктам совпа дают. Различие обусловлено лишь необходимостью добывать полезное ис копаемое на гипотетической шахте, во-первых, с минимально допустимы ми в конкретных горно-геологических и горнотехнических условиях фи нансовыми, материальными и трудовыми затратами, и, во-вторых, вполне вероятно появление требования по устойчивой в течение планируемого периода работе предприятия, а также качеству поставляемой потребителю продукции. Очевидно, что эти отличия должны быть зафиксированы в це ли гипотетической системы.

С учетом вышесказанного, цель гипотетической системы для рас сматриваемых условий может быть выражена как добыча антрацита с ми нимально допустимыми финансовыми, материальными и трудовыми за тратами при обеспечении устойчивой работы шахты и планируемого каче ства добываемого полезного ископаемого.

Отличительной особенностью гипотетической и существующей шахт в части принуждающих связей является также специфичность пункта «стратегия и тактика». Именно «возможность изменения тактик, – утвер ждают И.В. Ляшенко и В.Г. Сильней, – обусловливает реальность создания гипотетической системы как улучшенной существующей. Отсутствие та кой возможности равносильно невозможности достижения специфичной части целей и, следовательно, несостоятельности проблемы. Проблемы в этом случае просто не существует» [2].

От систем высшего уровня Ограничения К системам высшего уровня Цели Принуждающие связи (ПС) Планируемые объемы добычи рядового угля. Це ны на уголь. Конкурирующее сырье. Законода- Добыча в определенных гор От других систем тельные, нормативные и др. регламенты. Уровень но-геологических условиях материальных, трудовых и финансовых затрат на необходимого объема угля добычу угля. Стратегия и тактика. Др. виды ПС и время их функционирования Управление Формирование прямого воздействия на функ Выходы системы Входы системы ционирование системы Участок недр, среда, Время (окончание). Добы Время (начало). Ин- тый уголь (объем, качест формация входная во).

Процесс (ограничения, управ- Ресурсы (израсходован Добыча угля ляющая, контроль- ные). Информация (опыт ная). Энергоснабже- функционирования). По ние. Финансирование следствия добычи угля на существенных затрат окружающую природную Обратная связь среду Воздействие на вход, контроль полезности сис темы по выходу Рис 1. Структура (системный модуль) системы подземного способа добычи угля Наличие этого специфического пункта, по сути определяющего грани цы гипотетической системы, поставили автора перед необходимостью устано вить возможности доведения существующего способа добычи до желаемого.

Бесспорно, что имеют место и более жесткие границы исследуемой проблемы, однако они связаны с установлением структуры альтернатив ных возможностей достижения целей. В частности, это может быть отказ от добывания антрацита традиционным способом и переход на подземную газификацию, скважинную гидравлическую добычу, подземную гидроге низацию и др. Такие альтернативы в настоящем исследовании не рассмат ривались, а дальнейший системный анализ заключался в поиске возмож ных путей совершенствования существующей системы «антрацитовая шахта». Для этих целей использовались традиционные для системного подхода критерии: функционирование, степень связности элементов внут ри системы, стоимость, надежность, время, требования к обслуживанию, гибкость.

В качестве инструментариев при выполнении системного анализа использовались некоторые теоремы теории вероятностей, экономико математическое моделирование, экспертная оценка, анализ и синтез, тео рия циклов [3].

Исследования рассматриваемой проблемы позволили установить следующее:

1) существенным фактором повышения эффективности подземной разработки пологих антрацитовых пластов является переход от типичных для рассматриваемых условий схем вскрытия запасов и подготовки их к выемке к технологии отработки, предусматривающей вертикально горизонтальное построение топологии сети горных выработок;

2) вскрытие запасов угля и раскройка шахтных полей должны осу ществляться по схемам, предусматривающим сооружение концентрацион ных горизонтов на принятых отметках и бурение из главных выработок восстающих скважин и слепых стволов для последующей интенсивной от работки запасов;

3) рациональными по условиям безопасного и эффективного функ ционирования шахт оправданными значениями параметров технологии от работки запасов антрацитовых пластов, предусматривающей сооружение концентрационных горизонтов, являются: длина выемочного столба – – 1800 м;

длина очистного забоя – 220 –270 м;

4) устойчивая работа антрацитовой шахты при использовании забой ного оборудования современного технического уровня и рекомендованной топологии горных работ может быть обеспечена при высокоэффективной работе двух-трех очистных забоев.

Установление необходимого числа очистных забоев с целью дости жения оптимального уровня концентрации горных работ и обеспечения высокопроизводительного функционирования предприятия должно осуще ствляться на базе учета стохастического характера влияющих факторов и технического уровня производства.

На базе результатов исследования предложены варианты прогрес сивной технологии отработки запасов антрацитовых пластов, позволяю щие по сравнению с традиционными схемами вскрытия и раскройки шахт ных полей в сопоставимых условиях снизить эксплуатационные расходы в 1,07 – 1,20 раза, резко повысить производительность труда рабочих по до быче.

Вариант 1. В центре шахтного поля до его нижней отметки проводят два центрально-сдвоенных вертикальных ствола. После сооружения око лоствольного двора из его выработок осуществляют подготовку откаточ ного (концентрационного) горизонта: проводят магистральные откаточный и вентиляционный штреки, участковые квершлаги. Выход из выработок откаточного горизонта на пласты выполняют посредством слепых стволов, оборудованных клетевым подъемом, и серии вертикальных скважин, пред назначенных для спуска горной массы, спуска-подъема людей и вспомога тельных материалов, вентиляции (патент РФ № 2120551).

Подготовку выемочных столбов к выемке и очистные работы в пре делах образованных таким образом блоков ведут традиционными спосо бами. Транспортирование горной массы осуществляют по ярусным штре кам ленточными конвейерами, с которых она попадает в углеспускные скважины-бункеры, затем по выработкам откаточного горизонта в ваго нетках электровозами подается к скиповому стволу;

Вариант 2. Вскрытие запасов, сооружение концентрационного гори зонта, выемочные работы в блоке ведут описанными выше способами.

Вместе с тем, в группе блоков по падению проводят пластовую наклонную выработку, соединяемую с блоковым стволом, имеющим выход на земную поверхность (патент РФ № 2183272);

Вариант 3. Вскрытие запасов осуществляют тремя центрально строенными стволами, два из которых (главный и вспомогательный) про водят до отметки нижней границы шахтного поля, третий (скиповый ствол) – до отметки промежуточного горизонта. После сооружения кон центрационных горизонтов на нижней и промежуточной отметках, работы по вскрытию, подготовке и собственно выемке полезного ископаемого ве дут в описанной выше последовательности Экспериментально, в условиях бывшей шахты «Несветаевская»

ОАО «Ростовуголь», проверена идея подготовки выемочных участков с использованием серии восстающих скважин.

Показатели работы добычного участка, вскрытого и подготовленного к выемке по данной схеме, подтвердили правильность выбранного направ ления совершенствования горных работ. Эксплуатационные затраты на добычу 1 т угля на участке были в 2-2,5 раза ниже, чем на производствах с традиционным способом отработки запасов.

Совершенно очевидно, что выполнение системного анализа по рас сматриваемой проблеме должно быть продолжено при объединении всех трех указанных выше проблем в одну с привлечением квалифицированных специалистов по всем вопросам в той или иной мере попадающим в их сферу. Принуждающими связями здесь должны быть: в качестве основного заказчика системы – Администрация Ростовской области или руководство угольной компании, проектные или научно-исследовательские институты;

законодательная база регионального и федерального уровня;

инвестицион ные и кредитные возможности для решения проблемы;

природные ресурсы (участки угольных пластов) Восточного Донбасса;

достижимые в заданный отрезок времени технологии добычи, переработки и использования угле продукции.

Литература 1. Хазанович Г.Ш. О подготовке системной концепции решения проблем угольной отрасли в Восточном Донбассе// Эколого-экономиче ские проблемы природопользования в горной промышленности: Сб. науч.

тр. – Шахты: Изд-во ЮРО АГН, 2002. – С. 33-40.

2. Ляшенко И.В. Системное исследование проблем интенсификации процессов добычи угля. – М.: Недра, 1983. – С. 6-74.

3 Спицнадель В.И. Основы системного анализа: Учеб. пособие. – СПб.: «Изд. дом «Бизнесс-пресса», 2000. – С. 238-318.

УДК 622.232.00.14(06) АНАЛИЗ ВЫЕМОЧНО-ТРАНСПОРТНЫХ СХЕМ С ЦЕЛЬЮ ВЫБОРА ЭФФЕКТИВНОЙ ТЕХНОЛОГИЧЕСКОЙ СХЕМЫ АНТРАЦИТОВОЙ ШАХТЫ А.Л. Малец, А.И. Деркачев ШИ (ф) ЮРГТУ (НПИ), г. Шахты Приведены результаты исследования эффективности ком байновых и струговых выемочно-транспортных схем с учетом влияния основных факторов на качество товарного антрацита с целью выбора эффективной технологической схемы антрацито вой шахты, обеспечивающей максимально возможный уровень концентрации горных работ и качество товарной продукции.

Выемочно-транспортная схема шахты (ВТСШ), как объект исследо вания характеризуется комплексом выемочно-транспортного оборудова ния, органически связанного с процессами выемки угля в очистном забое, транспортировки его по горным выработкам, подъема на шахтную поверх ность и переработки на обогатительной фабрике. Каждая ВТСШ характе ризуется не только уровнем капитальных затрат на оборудование очистно го забоя и себестоимостью добычи угля, но различным уровнем нагрузки на очистной забой и качеством добываемого антрацита.

Критерий оценки эффективности ВТСШ S уд = EK уд + С уд + Ц уд, где Е - коэффициент экономической эффективности капитальных вло жений;

K уд – удельные капитальные затраты на оборудование очистного за боя, руб/т;

С уд – удельные эксплуатационные затраты по очистному забою с учетом условно-постоянных затрат, руб/т;

Ц уд – потери в оптовой цене за счет ухудшения качества товарного антрацита в процессе его выемки, транспортировки и переработки на обогатительной фабрике, руб/т.

Последовательность решения задачи по исследованию эффективно сти ВТСШ следующая [1]: сравнение средств механизации выемки угля по уровню нагрузки на очистной забой;

по удельным затратам с учетом ус ловно-постоянных затрат;

по качеству товарного угля с учетом техниче ских решений, направленных на его повышение.

Задача решается в условиях пласта k2, разрабатываемого ОАО «Шах та Обуховская», средней мощности 1,07 м. Сопротивляемость угля реза нию 260 кН/м.

С использованием опыта работы шахты для механизации выемки уг ля в очистных забоях, приняты механизированные комплексы МКД90СН со стругом СН96, работающим в отстающем и опережающем режимах, и ком плекс МКД90 с одним комбайном К85, работающим по челноковой схеме и с двумя комбайнами К85, осуществляющими выемку по односторонней схеме.

Сравнение средств механизации выемки угля по уровню нагруз ки на очистной забой.

Расчетное определение нагрузки на очистной забой производилось на ЭВМ по разработанной на кафедре РПМ программе.

Анализ графиков, представленных на рис.1, показывает, что наи большую нагрузку на очистной забой обеспечивают двухкомбайновая од носторонняя схема выемки угля и опережающий режим работы струга.

Сравнение средств механизации выемки по удельным затратам.

Учитываются капитальные затраты на оборудование очистного забоя и себестоимость одной тонны угля.

Из анализа графиков на рис. 2 видно, что минимальные удельные за траты обеспечивают два варианта механизации и технологию выемки угля в очистном забое: двухкомбайновая односторонняя схема работы комбай нов - 21,71 руб/т и струговая технология при опережающем режиме работы струговой установки - 25,95 руб/т.

Условно-постоянные расходы уч, руб/т, по выемочному участку уч = (5200 / Д оз + 2,1) k m k s kl k н, условно-постоянные общешахтные расходы ш, руб/т, отнесенные на уча ш = 3420 / Д оз + 1,3, сток, k m, k s, kl, k н - коэффициенты, учитывающие мощность пласта, раз где мер панели по простиранию, длину очистного забоя и глубину веде ния очистных работ;

Д оз - суточная нагрузка на очистной забой, т/сут;

Д оз = 2090 т/сут - на комбайновый забой;

Д оз = 1680 т/сут - на стру говый забой.

Нагрузка Доз, т/сут 80 100 120 140 160 180 200 220 240 260 Длина лавы L, м Рис.1. Графики зависимости нагрузки на очистной забой от его длины:

1- отстающий режим работы струга;

2 - опережающий режим работы струга;

3 - двух комбайновая схема выемки угля;

4 - челноковая комбайновая схема выемки угля Удельные затраты Sуд, руб/т 80 100 120 140 160 180 200 220 240 260 Длина лавы L, м Рис. 2. Графики зависимости удельных затрат от длины очистного забоя:

1 –отстающий режим работы струга;

2 – опережающий режим работы струга;

3 – двух комбайновая схема выемки угля;

4 – челноковая комбайновая схема выемки угля Суммарные значения участковых затрат и условно-постоянных рас ходов равны: 34,75 руб/т – при струговой технологии и 29,48 руб/т – при двухкомбайновой за счет более высокой нагрузки на очистной забой. Раз ница в учтенных затратах по сравнению со струговой опережающей равна 5,27 руб/т (17,9%).

Сравнение вариантов ВТСШ по качеству товарного угля.

Одним из путей решения задачи повышения качества угля является применение таких средств и технологических схем выемки, транспорти ровки и переработки, которые обеспечивали бы минимальное его измель чение при выемке в очистном забое и на транспортном пути до обогати тельной фабрики.

Основными технологическими процессами и звеньями на транспорт ном пути рядового угля, на котором происходит его дополнительное из мельчение, являются: выемка угля в очистном забое, перепады с конвейера на конвейер, погрузка угля в вагонетки, транспортировка одним - двумя «хвостовыми» скребковыми конвейерами, пропуск угля через осредняю щие и аккумулирующие бункеры в транспортной цепи, загрузочный ком плекс скипового ствола (бункер, питатель, дозатор, скип).

Сравнение вариантов ВТСШ и оценка технических решений и меро приятий, направленных на улучшение качества товарного антрацита, про изводится по содержанию в нем штыба и средневзвешенной оптовой цене.

К оценке приняты следующие варианты ВТСШ.

Вариант 1к. 1с. В очистном забое два комбайна К85 (1к.) или струг СН96 (1с.), транспортная цепь: скребковый конвейер, ленточные конвейе ра в ярусных штреках и бремсберге;

на основном штреке - бункер и элек тровозная откатка, скиповой подъем, загрузочный комплекс с вертикаль ным бункером. Технических решений и мероприятий против измельчения угля не предусматривается.

Вариант 2к. 2с. В очистном забое те же выемочные машины. Из транспортной схемы исключены «хвостовой» скребковый конвейер в ярусном штреке под лавой и бункер в основном штреке. На пересыпах угля с конвейера на конвейер - подсевные течки.

Вариант 3к. 3с. Из транспортной цепи исключаются аккумулирую щий бункер и дозатор;

безбункерная загрузка скипов непосредственно из вагонеток. Выемочно-транспортная схема остается прежней.

Анализ результатов расчетов (табл. 1) показывает, что применение вариантов 2к и 2с обеспечило абсолютное снижение содержания штыба в товарном угле на 2,04% (вариант 2к.) и 1,57% (вариант 2с.), рост оптовой цены соответственно на 1,31% (3 руб.) и на 0,87% (2 руб.). Применение при этой же транспортной схеме безбункерной схемы выдачи угля на шахтную поверхность скиповым подъемом (вариант 3к. и 3с.) приводит к снижению содержания штыба на 10,82% и 12,07% и росту оптовой цены на 6,11% (14 руб.) и 7,93% (18 руб.).

Несмотря на то что при струговой технологии рост качества угля и оптовой цены несколько выше, чем при комбайновой (табл. 1), по суммар ным удельным затратам (руб/т) двухкомбайновая технология обеспечивает их снижение на 7,5% (6,97 руб/т).

Схема 3с. S уд =8,8 + 25,96 + 65,1= 99,85 руб/т;

S уд =7,77 + 21,71 + 63,4= 92,88 руб/т.

Схема 3к.

Таблица Сравнивае- Содержание Абсолютное Оптовая це- Рост оптовой штыба в снижение на мые варианты цены товарном содержания 1 т товарно штыба, % го антраци- руб. % угле, % Комбайновая выемка угля в очистном забое 1к 52,22 - 229 - 2к 50,18 2,04 232 3 1, 3к 41,40 10,82 246 14 6, Струговая выемка угля в очистном забое 1с 54,59 - 227 - 2с 53,02 1,57 229 2 0, Зс 42,52 12,07 245 18 7, При комбайновой технологии затраты на одну тонну угля, с учетом его качества, меньше чем при струговой на 6,97 руб/т (7,5%). При приня той точности расчетов 10% оба варианта равноценны. Но так как при ком байновой технологии нагрузка на очистной забой выше на 24% (на т/сут.), вариант 3к предпочтительнее. Он обеспечивает наибольшую кон центрацию горных работ во времени, за счет более высокой нагрузки на очистной забой, и в пространстве, обеспечивая меньшее число забоев, про тяженность проводимых и поддерживаемых подготовительных выработок.

Предлагаемая конструкция эффективной выемочно-транспортной схемы шахты: в очистном забое - механизированный комплекс МКД90 с двумя комбайнами К85;

выходящий из очистного забоя уголь грузится не посредственно на ленточный перегружатель и штрековый конвейер;

на пере сыпах угля с одного ленточного конвейера на другой - подсевные течки;

без бункерный погрузочный пункт на основном откаточном штреке;

разгрузка ва гонеток в околоствольном дворе производится непосредственно в скип (без бункерная загрузка скипа).

Литература 1. Малец А.Л., Лазченко К.Н., Назаров С.М. Оптимизация техноло гических схем и параметров угольных шахт при проектировании. Шахты:

Издательство ЮРОАГН, 1998.

УДК 622. НАПРАВЛЕНИЯ ПОВЫШЕНИЯ ЭФФЕКТИВНОСТИ ОТРАБОТКИ ТОНКИХ УГОЛЬНЫХ ПЛАСТОВ НА ШАХТАХ РОССИИ В.В. Беликов, Н.В. Беликова ШИ (ф) ЮРГТУ (НПИ), г. Шахты Обоснованы технология и техника для повышения эффек тивности ведения очистных и подготовительных работ на пла стах мощностью 0,85-1,20 м на угольных шахтах Российской Федерации На 103 действующих шахтах Российской Федерации, имеющих комплексно-механизированных забоя, промышленные запасы угля в пла стах мощностью 0,85 – 1,20 м, которые могут отрабатываться струговыми и комбайновыми комплексами, составляют от 20 до 100 % общих. В то же время, выемка тонких угольных пластов ведется только на 10 шахтах, где в работе находится 16 очистных забоев. Такое положение объясняется тем, что последние 12-15 лет доминировала точка зрения о заведомо не эффективной выемке пластов с таким диапазоном мощности.

Однако, в последние 1-2 года интерес частных российских угольных компаний к отработке тонких угольных пластов на шахтах России и, в пер вую очередь, на шахтах Кузбасса, Воркутинского месторождения и Рос сийского Донбасса значительно возрос.

Объясняется это следующими причинами:

– дефицитом коксующихся углей (особенно марок Ж, К, СС) и низ косернистых антрацитов, основные запасы которых (около 50%) залегают в тонких пластах;

– быстрым ростом числа выбросоопасных и удароопасных пластов средней и большой мощности при увеличении глубины разработки, в связи с чем, на большинстве шахт Кузбасса и Воркутинского месторождения требуется предварительная отработка тонких защитных пластов;

– отсутствием желания у частных владельцев вкладывать капитал в строительство новых горизонтов и шахт при больших глубинах отработки, когда требуется проведение вертикальных стволов со сроком сооружения 4-5 лет, в то время как эффективная выемка тонких пластов на действую щих горизонтах не требует таких крупных капитальных затрат с большим сроком окупаемости и позволяет продлить эксплуатацию многих предпри ятий и горизонтов на десятки лет без их капитальной реконструкции.

В то же время, в угольной промышленности России отсутствуют ап робированные на практике эффективные отечественные техника и техно логия ведения очистных и подготовительных работ на тонких пластах. По указанным причинам рядом угольных компаний Кузбасса, Воркуты и Рос сийского Донбасса перед ОАО «ШахтНИУИ» и другими научными орга низациями поставлена задача разработать эффективные технологические схемы и средства для ведения очистных и подготовительных работ на тон ких угольных пластах.

Проведенные проектными институтами расчеты показывают, что обеспечить работу российских шахт на тонких пластах в условиях само финансирования с учетом роста в последние два-три года стоимости кок сующихся углей и антрацитов возможно уже при достижении нагрузки на лаву 1000-1500 т/сутки на пластах коксующих углей и 1400-2000 т/сутки при выемке энергетических углей. Однако с учетом роста цен на оборудо вание и материалы необходимо ориентироваться на нагрузки не менее 2000-3000 т/сутки.

Отечественная и зарубежная практика показала, что наиболее эф фективно для разработки тонких пластов использовать струговую техноло гию выемки. На зарубежных шахтах при выемке тонких пластов струго выми механизированными комплексами с автоматизированными щитовы ми крепями и со струговыми установками среднего и тяжелого класса ус тойчиво достигаются нагрузки 3500-4500 т/сутки, а в наиболее благопри ятных условиях до 7000-10000 т/сутки. Однако стоимость зарубежных струговых комплексов (Германия, Польша) превышает 20-25 млн. евро, что делает экономически не эффективным их применение.

В настоящее время ОАО «ШахтНИУИ» разработаны и проверены в шахтных условиях струговые установки типа СО75-50 и СН99 легкого класса и СО90У и СН02 среднего класса, минутная производительность и ресурс которых не уступают немецким аналогам. Эти установки могут эф фективно применяться совместно с новыми однорядными агрегатирован ными механизированными крепями типа КС и КСТ с несущей способно стью 550 – 750 кН на 1 м2 кровли и с электрогидравлической системой управления на угольных пластах мощностью 0,85-1,20 м.

Цены на российские струговые комплексы зависят от цен на ком плектующие изделия, но они примерно в 6-7 раз ниже, чем на комплексы немецкого производства. Проведенные испытания и данные хронометраж ных наблюдений показывают, что при благоприятных горно-геологи ческих условиях, надежном транспорте и при выносе приводов струговых установок на штреки указанные комплексы позволят обеспечить нагрузку на лавы длиной 200-250 м не менее 2000-3500 т/сутки.

Для безопасной выемки выбросоопасных и удароопасных тонких угольных пластов в выбросоопасных зонах предлагается использовать ус танавливаемую на базе струговой установки щеленарезную машину, вы нимающую у кровли пласта разгрузочную щель глубиной до 1,0 м и высо той 0,14-0,20 м по всей длине лавы со скоростью 2-3 м/мин. Во время вы емки щели люди из лавы выводятся в штреки. После выемки щели по всей длине люди входят в лаву и с помощью струговой установки осуществля ют участками длиной до 1/3 лавы выемку угля и передвижку крепи. Про веденные расчеты показывают, что при обеспечении безопасности работ возможная нагрузка на очистной забой в условиях выбросоопасного пласта при такой технологии составит не менее 1000-2000 т/сутки, что в 3-6 раз выше средних достигнутых уровнях добычи здесь.

В условиях, когда применение струговых комплексов по горно геологическим или горнотехническим причинам невозможно, рекоменду ется применение в лавах с мощностью пластов менее 1,2 м комбайновых механизированных комплексов. Они состоят из двух комбайнов с бесцеп ной подачей, работающих по челноковой схеме, с расположением корпуса в уступе забоя (типа КВП1, УКД300 и др.), имеющих скорость подачи до 3-4 м/мин и клиренс над конвейером не менее 260 мм. Очистной забой оборудуется однорядной механизированной щитовой крепью типа КСК или КМП 0,6/1,5 с сопротивлением 550-750 кН/м2 с «заряженной» схемой передвижки и двумя проходами перед конвейером. В лаве применяется конвейера типа КСД26В или СПЦ228 с центрально разнесенными цепями калибром 24-26 мм и мощностью приводов до 600 кВт, обеспечивающих производительность конвейера не менее 600 т/час. При рекомендуемой технике возможна стабильная нагрузка на очистной забой не менее 1800 2600 т/сутки.

Для достижения высоких нагрузок на очистные забои необходимо также резко снизить трудоемкость и повысить безопасность работ на кон цевых участках лавы, при проведении, креплении и охране выемочных вы работок, а также на транспорте горной массы и материалов. С этой целью предусматривается безнишевая выемка, повторное использование выемоч ных выработок при соответствующем их креплении, другие мероприятия.

Для ликвидации ниш необходимо выносить привода лавного конвей ера на штреки, которые должны иметь ширину 4,7-5,0 м, крепиться анкер ной сталеполимерной крепью с полосовыми подхватами или подхват затяжкой с длиной одинарных анкеров 2,0 м и составных 3,6-4,0 м, с несу щей способностью анкерной крепи 200–350 кН/м2.


Для обеспечения повторного использования выемочных штреков за лавой следует устанавливать стоечную крепь усиления с несущей способ ностью 500-600 кН и жесткие охранные конструкции в виде тумб из дере вянно-бетонных блоков или литых опор с несущей способностью 5000 10000 кН на 1погонный метр длины штрека.

Для дробления негабаритов и транспортировки горной массы необ ходимо использовать мощные дробилки, передвижные скребковые пере гружатели и телескопические ленточные конвейеры типа 2ЛТ100 с шири ной ленты не менее 1 м и производительностью 750 т/час.

Для своевременного воспроизводства фронта очистных работ на тонких пластах разработаны технологии скоростной проходки подготови тельных выработок новыми мощными комбайнами избирательного дейст вия типа КП21 и КПД с ленточными перегружателями, обеспечивающи ми темпы проведения выработок не менее 350 – 400 м в месяц при со вмещении выемки угля комбайном и установки анкерной сталеполимер ной крепи.

При прочных боковых породах с прочностью на одноосное сжатие свыше 70 – 80 МПа рекомендуется проведение выработок буровзрывным способом с использованием бурильных установок УБШ с двумя пневмо гидравлическими или гидравлическими бурильными головками, обеспечи вающими увеличение скорости бурения шпуров в крепких породах в 1,5- раза. Уборка породы должна осуществляться на скребковый конвейер мощными ковшевыми породопогрузочными машинами с боковой погруз кой ковша. Емкость последнего 1,0-2,0 м3. Технология проходки обеспечи вает совмещение бурения шпуров по забою и бурение шпуров и установку сталеполимерной анкерной крепи, что позволяет увеличить скорость про ведения выработок до 250 – 350 м/месяц.

В настоящее время на шахтах Российского Донбасса и ряда других ре гионов начата опытно-промышленная проверка указанных выше технологий и оборудования с целью определения их реальной технико-экономической эф фективности.

УДК 622. К ВОПРОСУ О ЦЕЛЕСООБРАЗНОСТИ ВОВЛЕЧЕНИЯ В ЭКСПЛУАТАЦИЮ ВЕСЬМА ТОНКИХ ПЛАСТОВ В.М. Феоктистов, Д.Г. Брянцев, П.В. Очиев, Н.С. Рундин ШИ (ф) ЮРГТУ (НПИ), г. Шахты Сделана попытка привлечь внимание научных работников, участников СНИЛ горного профиля к проблемам выемки весьма тонких пологих пластов Восточного Донбасса и необходимости продолжать исследования по поиску путей их рациональной от работки.

Вывод из эксплуатации весьма тонких пологих пластов (m 0,7 м) в Восточном Донбассе начался в 1994 году, сразу после утверждения межве домственной комиссией по социальным проблемам угледобывающих ре гионов РФ “Основных принципов санации и закрытия неперспективных и особо убыточных шахт и разрезов угольной промышленности России” [1].

Тогда же началась и ликвидация шахт, разрабатывающих пласты указан ного выше диапазона мощности. Целесообразность начавшегося процесса в условиях перевода народного хозяйства на рыночную экономику сомне ний не вызывает. Отсутствие эффективной техники для механизации очи стных работ, необходимость в целях сохранения добычи на стабильном уровне перехода на выемку угля в лавах с присечкой боковых пород, зна чительные протяженность выработок на 1000 т добычи, объем выдаваемой породы на поверхность, другие осложняющие технологию факторы не по зволяют этим предприятиям быть конкурентоспособными с шахтами, раз рабатывающими пласты бльшей мощности. Совершенно очевидно, что проблемы отработки пластов мощностью m 0,7 м перестали привлекать внимания исследователей угольной отрасли. Более того, анализ состояния угольной сырьевой базы Ростовской области показывает, что если в бли жайшие 5-8 лет не будут найдены и апробированы приемлемые технологи ческие решения по их вскрытию, подготовке и собственно выемке, то ин терес к ним будет потерян надолго.

Действительно, преобладающее большинство ученых и специали стов горного производства связывают развитие угледобычи в Восточном Донбассе прежде всего с геологическими участками, на которых мощность пластов превышает 0,9-1,0 м (Садкинский Северный, пласт m8, общая мощность 1,42 м, полезная – 1,12 м;

Лиховской, соответственно общей и полезной мощности 1,49 и 1,36 м, Калиновский Восточный, k 2в 1, 1,11 и 1,0;

Кадамовский Западный, i2 + i2 i2в, 1,69 и 1,48;

Усть-Быстрянский, 2 1 m8, 1,28 и 1,13;

Зверевский Северный, i3н – 1,0-1,90 и 0,90-1,30;

Сулинский 1 № 1, k 2, 1,54 и 1,35;

Северо-Каменский № 1, k 2, 1,26-1,70 и 1,10-1,40;

Шерловский Восточный, k 2, 0,90-1,20 и 0,9-1,05) [2]. Исключение состав ляют лишь пласты i3 и i2 на геологическом участке Быстрянский № 1-2:

мощность пластов колеблется от 0,6 до 1,4 м, в среднем 0,83- 0,93 м.

Запасы антрацита в пределах указанных выше участков (в основном категории А + В + С1) оцениваются в 398657 тыс. т. Их вполне достаточно, чтобы угольная отрасль Восточного Донбасса работала только на них 30 35 лет.

Данная ситуация, просто объясняемая с позиций рыночной экономи ки, не должна, по нашему мнению, являться причиной отказа от дальней ших исследований проблем выемки маломощных пластов, хотя бы по сле дующим объективно существующим обстоятельствам:

1. Запасы угля в пластах мощностью до 0,6-0,7 м составляют при мерно одну треть всех разведанных в Восточном Донбассе. Они, как пра вило, имеют более высокое качество угля, чем пласты бльшей мощности, так как содержат меньшее количество прослойков и включений пустой по роды [2].

2. В отечественной практике) накоплен уникальный для всего мира опыт вскрытия, подготовки и собственно выемки весьма тонких пологих пластов. Разработка их велась без какого либо значимого (для накопления опыта) перерыва более 100 лет.

Уже к началу 70-х годов XX в. в рассматриваемых условиях были испытаны с положительным результатом технологические схемы без при ) В зарубежной горной практике подземная разработка пластов мощностью менее 0,6-0,7 м велась в раз ные годы в Бельгии (бассейны Шарлеруа-Немюр, Льежский, пласты антрацита и тощего угля мощностью 0,3-0,6 м при глубине 1000 м и более), Чехословакии (Остраво-Карвинский бассейн, m = 0,45-0,75 м), Англии (шахта “Вентворт Сибистон”, m = 0,75 м) и других странах.

сутствия людей в очистном забое при использовании агрегата АФК, бу рошнековых и скреперо-струговых установок, установки УВТ-03 и др. [3].

3. В последние 20 лет предложено несколько оригинальных решений по техническим средствам выемки пластов рассматриваемого диапазона мощности. Все они направлены на вывод людей из очистного забоя и обеспечение возможности устойчивого поддержания кровли в призабой ном пространстве, в том числе и без крепления последнего.

Определенную уверенность в решении вопроса комплексной меха низации выемки маломощных пологих пластов вносят выводы и рекомен дации проф. Матвеева В.А., сделанные им при реализации расчетной схе мы и математической модели геомеханических процессов над выработан ным пространством очистного забоя [4]. Получен, в частности, вывод о том, что если на пластах мощностью до 0,7 м допустить опускание кровли на 120-130 мм, то необходимое сопротивление крепи может не превышать 300 кПа и мало будет зависеть от типа и структуры кровли. Данное поло жение могло бы существенно облегчить создание управляемых из выемоч ных выработок механизированных и комплектных крепей или других кон струкций для эксплуатации в рассматриваемых условиях.

Что касается вопросов вскрытия и подготовки к выемке запасов пла стов рассматриваемого диапазона мощности, то здесь практически отсут ствуют новые оригинальные решения, позволяющие при выполнении всех требований безопасности и охраны труда резко (в 2-3 раза) снизить удель ную протяженность проводимых и поддерживаемых выработок.

Решение именно этой проблемы, как показывает анализ, могло бы способствовать повышению конкурентоспособности шахт, разрабатываю щих либо вводимых в эксплуатацию весьма тонкие пологие пласты.

4. Опыт разработки тонких и средней мощности пологих антрацито вых пластов в Восточном Донбассе убедительно свидетельствует о том, что до 5 и более % запасов на площадях шахт отнесены к категории заба лансовых по мощности.

5. Отказ от эксплуатации весьма тонких пластов, расположенных в угольной свите стратиграфически выше разрабатываемых более мощных, означает их полную потерю и в будущем из-за подработки.

Проанализировав складывающуюся ситуацию, кафедра разработки пластовых месторождений ШИ(ф) ЮРГТУ (НПИ) приняла решение о включении темы «Технико-экономическое обоснование ввода в эксплуата цию весьма тонких пологих антрацитовых пластов» в план работы студен ческой научно-исследовательской лаборатории «Технология угледобычи».

В числе задач, поставленных перед участниками СНИЛ, – изучение и ана лиз отечественного и зарубежного опыта выемки пластов мощностью до 0,7 м, создание банка данных по данной проблеме, разработка технических и технологических решений, экономическое обоснование целесообразно сти их отработки в конкретных горно-геологических и горнотехнических условиях.

Литература 1. Основные принципы санации и закрытия неперспективных и осо бо убыточных шахт и разрезов угольной промышленности России. – М., 1994. – 9 с.

2. Лагерь А.И., Пирский А.А., Лесных В.А. и др. Разработка мало мощных пологих пластов. – К.: Технiка, 1976. – С. 9-12.

3. Левкович П.Е., Чаленко Н.Е., Дроздов В.Л., Пучков Б.М. Техноло гия безлюдной выемки угля. – К.: Технiка, 1980. – 192 с.

4 Матвеев В.А. Некоторые аспекты разработки теории горного дав ления в очистном забое // Совершенствование разработки угольных место рождений: Сб. науч. тр. – Шахты: Ростовское научно-производственное изд-во «Недра». – 1994. – С. 3-9.

УДК 622. ПРЕДЕЛЬНАЯ КОНЦЕНТРАЦИЯ ГОРНОГО ПРОИЗВОДСТВА ОСНОВА КОНКУРЕНТОСПОСОБНОСТИ УГЛЕДОБЫЧИ В.Н. Макаров ШИ (ф) ЮРГТУ (НПИ), г. Шахты Технология подготовки и отработки шахтных полей во многом определяет эффективность угледобычи.


В статье приведены результаты исследования влияния горнотехнических факторов на производительность труда ра бочего по добыче.

Повышение эффективности угледобычи определяется снижением стоимостных и трудовых затрат по всей цепочке производственных про цессов, определяющих техническое перевооружение шахт, улучшение па раметров технологических элементов угледобычи. На основе этого горное производство достигает всё большей степени интенсификации и концен трации. Как результат, на шахте сокращается число очистных забоев с од новременным повышением нагрузки на них, увеличивается и скорость подвигания очистных забоев.

Известно взаимовлияние интенсификации и концентрации горных работ. Нами установлено приоритетное влияние на работу очистного забоя его длины. Если определена и реализована рациональная длина очистного забоя, то дальнейшее улучшение показателей работы связано с интенсифи кацией, то есть с ускорением процессов, сокращением и совмещением тех нологических операций в забое.

Пространственная концентрация очистных работ обеспечивает: со кращение протяженности и стоимости проведения и поддержания подго товительных выработок;

уменьшение трудоемкости и стоимости концевых операций в лавах, а также стоимости монтажа и демонтажа оборудования очистных и участковых подготовительных выработок и др.

В последнее время очистные забои и подземный транспорт оснаща ются новой техникой с высокой энерговооруженностью, надежностью и ресурсом. На шахтах успешно внедряется наиболее экономичная техноло гия угледобычи по формуле «шахта-лава». При такой технологии произ водственная мощность шахты обеспечивается работой одного очистного забоя.

В данном случае мы имеем пример предельной концентрации горного производства, для которой характерна наиболее простая раскройка шахтного поля, минимальная длина подготовительных, в том числе транспортных выра боток.

В ходе реформирования угольной отрасли в вынужденном режиме работы с предельной концентрацией горных работ оказались некоторые шахты Восточного Донбасса. Сравнительные данные (среднее значение) по этим и обычным шахтам ОАО «Гуковуголь» приведены в табл.1.

Таблица Шахта – Обычная ±колонка Показатели лава шахта к колонке 1 2 3 Число очистных забоев 1 4,3 -3, Число подготовительных забоев 3,1 7,0 -3, Суточная добыча шахты, т 1200 2900 - Среднесписочное число рабочих, за нятых на содержании и ремонте вы 32 148 - работок и откаточных путей, чел.

Отработано на содержании и ремонте чел. дней 17,30 45,7 -28, выработок, 1000т Среднемесячная производительность 38,6 36,9 +1, труда рабочего по добыче, т/мес.

Из табл.1 видно, что на шахтах, оставшихся даже с одним очистным забоем, производительность труда рабочего по добыче на 4,5% выше, чем на остальных угледобывающих предприятиях.

Шахты Восточного Донбасса в общем нерентабельны, но они дейст вуют, так как антрацит востребован потребителями, а шахтеры обеспечены работой.

Для остающихся в работе предприятий в целом характерны: неболь шая производственная мощность, небольшие по размерам шахтные поля, небольшая нагрузка на очистной забой вследствие малопродуктивности разрабатываемых пластов.

Опыт работы передовых очистных забоев, оснащенных механизиро ванными комплексами нового технического уровня, показывает, что даже на тонких пластах можно добывать в сутки 1000 т угля и более при хоро шей организации работ и труда в очистном забое и за его пределами.

В этом случае на шахте можно осуществить реальную технологию угледобычи по формуле «шахта – лава» с предельной концентрацией гор ных работ. Учитывая малую продуктивность разрабатываемых пластов, для Донбасса более подходящей будет технология угледобычи по формуле «шахта – две лавы». При этом шахта будет иметь резерв по мощности на случай непредвиденных изменений горно-геологических условий.

Нами выполнен анализ некоторых технико-экономических показате лей работы шахт Восточного Донбасса за 1997 – 2000 гг., представленных по форме №1 – ТЭК (уголь). К исследованию приняты шахты, отрабатыва ющие пологие пласты антрацита, имеющие идентичные вскрытие, подго товку, систему разработки, а также технологию очистных, подготовитель ных и транспортных работ.

В массив исходных данных входят: среднемесячная производитель ность труда рабочего по добыче Р, т/мес.;

максимальная глубина разработ ки по вертикали Н, м;

среднединамическая мощность пласта m, м;

суммар ная длина транспортных выработок Lтр, м;

фактическая производственная мощность шахты Аш, т/сут.;

нагрузка на очистной забой Ао.з., т/сут.

Исходные данные проверены на соответствие нормальному закону распределения и на однородность.

В качестве функции принята среднемесячная производительность труда рабочего по добыче – интегральный показатель эффективности уг ледобычи.

Зависимость Р = f(H, m, Lтр, Аш, Ао.з.) получена на ПЭВМ по стан дартной программе в вычислительной лаборатории кафедры «Разработка пластовых месторождений».

С учетом парных связей критерия эффективности Р и влияющих факторов H, m, Lтр, Аш, Ао.з принято уравнение полиномиального вида у = а 0 + а 1 х1 + а 2 х 2 + а 3 х 3 + а 4 х 4 + а 5 х 5. (1) После подставки числовых значений и обозначений Р = 20,9 0,017Н + 0,016А о.з. + 4,323m + 0.016A ш 0,024L тр.. (2) Показатели уравнения (2):

R = 0,86;

F = 3,9;

Sr = 28,2;

t = 9,03.

Статистическая характеристика уравнения (2) представлена в табл. 2.

Из табл.2 видно, что наибольшее влияние на производительность труда рабочего по добыче имеет глубина ведения горных работ, это одно временно природный и технический фактор. Коэффициент эластичности показывает, что увеличение глубины ведения работ на 1% приводит к уменьшению среднемесячной производительности труда рабочего по до быче на 0,4 %.

Таблица Среднее Коэффициент Коэффициент – Факторы значение регрессии эластичности коэффициент Р, т/мес 25, Н, м 620 -0,017 -0,411 -0, Ао.з., т/сут 590 0,016 0,364 0, m, м 1,32 4,323 0,223 0, Аш., т/сут 1132 0,016 0,134 0, Lтр, м/1000т 138,8 -0,024 -0,128 -0, Новые горизонты вводятся в работу с ростом глубины. Каждый из них содержит группу капитальных наклонных (уклоны, ходки, вентиляци онные сбойки) и горизонтальных (главные, коренные штреки), а также участковых подготовительных (в основном штреки, ходки) выработок. С глубиной идет прирост длины и объёма сети горных выработок, на содер жание и ремонте которых занято в среднем 15,5% численности всех под земных рабочих шахты. Это существенная доля от общего числа подзем ных рабочих.

Отрицательное влияние фактора глубины работ можно частично уменьшить, принимая наиболее простую планировку горных работ на но вых горизонтах, обеспечивающую минимум объёма подготовительных и транспортных работ. Это погоризонтная подготовка шахтного поля (при углах залегания менее 12°) и этажная подготовка при размещении в этаже одной лавы (лава – этаж).

Теперь, когда шахта имеет один – два очистных забоя, панельная подготовка уступает место этажной при небольших или средних размерах шахтных полей по простиранию, которые распространены в Восточном Донбассе.

Основной параметр подготовки – длина выемочного поля при осна щении лав комплексами нового технического уровня может значительно возрасти. Наши исследования [1] показали, что оптимальная длина вы емочного поля по критерию наименьших затрат на добычу 1 т промыш ленных запасов при системе длинных столбов по простиранию составляет более 2500 м.

Увеличение длины выемочного поля вызвано значительным ростом расходов на подготовку выемочного поля, монтаж, демонтаж оборудова ния очистных забоев и примыкающих к лаве выработок.

Удельные расходы на 1 т промышленных запасов будут тем меньше, чем больше запасы выемочного поля, пропорциональные его длине.

По критерию выработки полного ресурса механизированного ком плекса длина выемочного столба ранее составляла около 1000 м. В на стоящее время ресурс комплексов нового технического уровня значитель но вырос, и по этому критерию должна увеличиться длина выемочного по ля. На современных шахтах существует тенденция к увеличению длины выемочного поля до 1500 – 2000 м.

Выводы: внедрение на шахтах Восточного Донбасса наиболее эко номичной технологии по формуле «шахта – две лавы», раскройка шахтных полей на новых горизонтах на выемочные поля оптимальной или близкой к ней длины, переход на простую планировку горных работ – погоризонт ную и этажную подготовку шахтных полей обеспечат конкурентоспособ ность действующих шахт Восточного Донбасса.

Литература 1. Макаров В.Н. Выбор параметров технологической подготовки вы емочных полей на шахтах Восточного Донбасса.// Сб. Научн.

тр./Шахтинский ин-т ЮРГТУ. Новочеркасск: ЮРГТУ, 2003. – С.15–18.

УДК 622.831. РАЗРАБОТКА МЕРОПРИЯТИЙ ПО БЕЗОПАСНОМУ ВЕДЕНИЮ ГОРНЫХ РАБОТ НА ШАХТЕ «ЗАПАДНАЯ» ОАО «ГУКОВУГОЛЬ»

С.В. Индыла, Б.В. Вацковский, В.П. Шаповалов ШИ (ф) ЮРГТУ (НПИ), г. Шахты Рассмотрены мероприятия по безопасному ведению горных работ при отработке выбросоопасных пластов в условиях шах ты «Западная» ОАО «Гуковуголь», приведены параметры гидро отжима и контроля его эффективности.

Шахта «Западная» расположена на территории г. Донецка Ростов ской области и входит в систему ОАО «Гуковуголь». В эксплуатацию сда на в 1954 году с проектной мощностью 500 тыс. т в год.

н Отрабатывает два угольных пласта – l3 (Суходольский) и k 2 (Ли сий). Пласт l 3 сложного строения и состоит из двух угольных пачек, раз деленных прослоем углисто-глинистого сланца мощностью 0,03-0,05 м.

Геологическая мощность его 1,20-1,55 м, полезная – 1,05-1,5 м. Крепость угля по шкале проф. М.М. Протодьяконова f = 1,0-1,5, плотность 1,38 1,5 т/м3. Пласт k 2 простого строения, выдержан по мощности. Геологиче н ская мощность пласта 0,9-1,15 м, полезная 0,8-0,95 м. Крепость угля f = 1,0-1,5, плотность 1,38-1,39 т/м3. Оба пласта являются опасными по внезапным выбросам угля и газа, горным ударам, взрывчатости пыли. По самовозгоранию относятся к 4 группе по классификации ВНИИГД. Отно сительная газообильность шахты по метану 50,6 м3/т.с.д.

Подготовка шахтного поля панельная, система разработки сплошная и длинными столбами по простиранию, порядок отработки ярусов в панели – нисходящий. Выемка угля осуществляется механизированными комплексами н 2КД90 с комбайнами 1ГШ-68. В настоящее время на пласте k 2 внедряется механизированный струговый комплекс КГС со стругом 1СН99-20.

Проведение выработок осуществляется буровзрывным способом в режиме сотрясательного взрывания. Забои оборудуются газовой защитой со гласно проекту АГЗ. Управление работой ВМП автоматизировано и осущест вляется с пульта оператора АГЗ при помощи аппаратуры “Ветер”. Количество воздуха, подаваемого в забой, контролируется аппаратурой АПГВ.

Для предупреждения взрывов угольной пыли осуществляется ослан цевание, а для их локализации забои изолируются сланцевыми заслонами.

Для борьбы с пылью применяется комплекс мероприятий, вклю чающий орошение устья шпуров при бурении, орошение мест погрузки, бурение шпуров с промывкой водой, устрйство водо-воздушных завес.

Основными способами борьбы с внезапными выбросами в очистных выработках шахты являются:

– дегазация подрабатываемых пород скважинами, пробуренными из конвейерного штрека;

– гидроотжим;

– сейсмоакустический метод текущего прогноза.

На рис. 1 приведена схема дегазации лавы № 356. Скважины бурятся до известняка J 4 навстречу забою лавы, расстояние между ними согласно рекомендаций Шахтинского центра ВостНИИ составляет 20 м. Отсос ме тановоздушной смеси осуществляется по газопроводу, проложенному по конвейерному штреку № 354.

Суть гидроотжима заключается в интенсивном гидрорыхлении срав нительно небольшой зоны пласта в глубине массива через короткие сква жины, которые приводят к разгрузке, дегазации и заметному выдавлива нию призабойной части массива. Схема расположения шпуров для гидро отжима приведена на рис. 2а.

Контроль эффективности гидроотжима осуществляется по динамике газовыделения при бурении контрольных шпуров, схема которых показана на рис. 2б.

Параметры гидроотжима и контроля его эффективности приведены в табл. 1 и табл. 2.

Для текущего прогноза выбросоопасности в условиях шахты при нимают сейсмоакустический метод. Уровень акустической активности (эмиссии) горного массива определяется с помощью специальной звуко улавливающей аппаратуры ЗУА-6И. В лаве устанавливаются три таких комплекта (в верхней, нижней и средней части) в радиусе приема сейсмо информации подземными блоками. Последние размещаются в скважинах, пробуренных в угольном пласте с вентиляционного и конвейерного штре ков, при этом длина скважины не менее 2 м.

Рис. 1. Схема дегазации лавы № Рис. 2. Схема бурения шпуров в очистном забое и размещения оборудования:

а – для гидроотжима;

б – для гидроотжима и контроля его эффективности Таблица № Ед.

Наименование параметров Значения п/п изм.

Длина шпуров, lшп. (лава / нижняя ниша) 1 м 4,5/4, 2 Диаметр шпуров мм Глубина герметизации, l г (лава / нижняя ниша) 3 м 4,2/4, 4 Расстояние между шпурами м 7, 5 Расстояние от кутка до шпура м 1, Расстояние от второй обнаженной поверхности 6 м 5, пласта до шпура в лаве 3, Глубина выемки, lв (max) 7 м в н/нише 3, кг/см Максимальное давление воды, Pmax 106+Рс кг/см Конечное давление воды, Pкон 9 30+Рс 10 Продолжительность нагнетания воды мин 11 Производительность насосной установки л/мин Величина неснижаемого опережения м 0, (в зонах геологических нарушений О.О.У.) м 1, 13 Выдвигание угольного забоя (лава/ниша) см 4,2/4, Выдвигание на боковых поверхностях верхней 14 см 1, ниши Таблица № Ед.

Наименование параметров Значения п/п изм.

1 Длина контрольных шпуров м 3, 2 Диаметр контрольных шпуров мм 3 Интервал бурения шпуров м 0, Камера для измерения начальной скоро 4 м 0, сти газовыделения из шпуров Расстояние от кутков до первых кон 5 м 0, трольных шпуров, не более Расстояние между контрольными шпу 6 м 7, рами по лаве Расположение контрольных шпуров по между скваж.

забою лавы для г/отжима Угол наклона шпуров к линии простира 8 градус 76° ния – в нише в сторону целиков Угол наклона шпуров по лаве к плоско 9 градус 90° сти забоя Применяемые мероприятия позволяют безопасно отрабатывать пла н сты i3 и k 2.

УДК 622.25. ПРИМЕНЕНИЕ КОРОТКО-ЛАВНОЙ ТЕХНОЛОГИИ ДЛЯ ОТРАБОТКИ ЗАПАСОВ НА ПРОБЛЕМНЫХ УЧАСТКАХ ШАХТНОГО ПОЛЯ В.А. Матвеев, А.В. Овсянников ШИ (ф) ЮРГТУ (НПИ), г. Шахты В статье изложена технология отработки проблемных участков шахтного поля в условиях «ШУ «Садкинское» столбо вой системой разработки с короткими очистными забоями с це лью удержания кровли и горного массива без их деформации на минимально возможных межстолбовых охранных целиках.

В 60-70-х годах прошлого столетия наметилась тенденция по отра ботке проблемных участков шахтного поля короткими механизированны ми лавами. Ранее отработку тех же участков производили камерными сис темами разработки. В это время шло активное внедрение и совершенство вание средств комплексной механизации для коротких лав. В ФРГ, напри мер, создается малогабаритный одношнековый комбайн, угловой – лавно штрековый скребковый конвейер, секции щитовой крепи со скалывающи ми выдвижными козырьками и т. д. В наши дни уровень механизации дос тиг 80-85%. Поэтому сейчас есть возможность полностью автоматизиро вать все добычные процессы, что увеличивает производительность труда рабочего и снижает себестоимость угля путем снижения затрат на его про изводство.

В пределах большинства шахтных полей есть запасы, которые не мо гут быть отработаны традиционными технологиями по ряду причин. Как правило, это либо зоны горно-геологических нарушений, либо охранные целики, выделенные для сохранения промышленных сооружений, насе ленных пунктов, сельскохозяйственных угодий, или если их отработка просто экономически не целесообразна. В этих случаях руководство гор ных предприятий стоит перед выбором: или им заниматься их списанием (что и делается в большинстве случаев), или искать альтернативные спосо бы отработки проблемных участков. Выбирая первый вариант решения проблемы, руководство сознательно идет на убытки, понимая, что при раз работке этих участков длинными лавами возникнут неразрешимые про блемы, которые в конечном пересчете приведут к большим затратам, чем их списание с баланса.

В качестве одного из примеров можно привести ситуацию, сложив шуюся в «ШУ «Садкинское». В пределах второго горизонта (от гор. «-125»

до гор. «-215») предусматривается оставление целиков под хутора Казь минский и Тереховский. Между хуторами делает излучину река Кундрю чья, что также потребует оставления целика.

Для решения сложившейся проблемы снижения потерь балансовых запасов угля, можно предложить, по крайней мере, три варианта. Во первых, это применение камерной системы разработки. Отрицательными сторонами этой системы разработки являются большие потери угля в це ликах, такие потери могут достигать до 45% запасов. В условиях рыночной экономики это вызывает большие экономические потери. Оставление це ликов влечет также за собой уплату штрафов за нерациональное пользова ние недрами. Применение камерной системы разработки не может обеспе чить большой объем добычи. Если же увеличивать количество работаю щих забоев, возрастут затраты на оборудование, что также скажется на увеличении себестоимости 1 т угля.

Вторым вариантом решения поставленной задачи можно предложить камерно-столбовую систему разработки. Разработкой этого вопроса в се редине 90-х годов занимался «Российско-Британский Консалтинговый Центр» для АО «Ростовуголь». Результатом работы центра стало заключе ние о том, что применение камерно-столбовой системы разработки по тех нологии «Continuous miners» может обеспечить добычу до 1000 т/сут. К отрицательным сторонам относятся большие потери в целиках, процент извлечения запасов составляет не более 45% и большой объем подготавли вающих выработок.

Вариант № 3 имеет много общего с обоими вышеописанными вари антами. Сущность его заключается в следующем: используя проходческий комбайн австрийской фирмы «Alpin Bergtechnik» – АВМ-12, самоходный вагон фирмы «Eimko 48C4350», перегружатель отечественного производ ства – ПТК и ленточный конвейер ЛТ-100, подготавливаем выделенный участок по обычной схеме погоризонтного способа подготовки. Для под готовки выемочных столбов проводятся два спаренных ходка тем же АВМ-12 и проходческим комбайном КПД, которые грузят отбитую гор ную массу в самоходные изгибающиеся скребковые конвейера. Ходки раз деляют участок на забои длиной 32 м, между ними оставляется целик ши риной 12 м, для охраны ходков, находящихся в эксплуатации. Данные ход ки позволяют отрабатывать два столба расположенных по обеим сторонам от них. Когда выемка в лаве заканчивается, оборудование передвигается на короткое расстояние в новый забой, чтобы начать выемку столба в обрат ном направлении.

Рис. 1. Схема отработки соседних столбов короткими очистными забоями Положительным является то, что лава отрабатывается быстрыми темпами. Как показывает зарубежный опыт (шахта в Йоркшире (Англия)), скорость подвигания очистного забоя может достигать 70 м/сут., а добычи угля из одной лавы – 8 тыс. т/сут.;

при этом затрачивается малое время на монтаж и демонтаж нового оборудования.

В результате анализа принято решение применить вариант №3 – длин ными столбами по восстанию и падению с короткими очистными забоями.

Основной проблемой при применении данной системы разработки является определение максимально возможной длины пролета кровли, ко торая будет удерживаться на целиках, не обрушаясь, и влияние при этом на поверхность будет минимальным.



Pages:   || 2 | 3 |
 





 
© 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.