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 ] --

С.Г. Страданченко

В.И. Сарычев

И.И. Савин

ТЕНОЛОГИИ ОТРАБОТКИ

ОКОЛОСТВОЛЬНЫХ ЦЕЛИКОВ

Новочеркасск

2004

УДК 622.838.5(06)

Рецензент

Страданченко С.Г., Сарычев В.И., Савин И.И. Технологии от-

работки околоствольных целиков. – Новочеркасск: Изд-во ж.

«Изв. вузов. Сев.-Кавк. регион. Техн. науки», 2004. – 128 с.

Выполнено геомеханическое обоснование отработки около ствольных целиков. Разработаны технологические схемы выемки це ликов на основе систем разработки коротким и очистным и забоями и определены области их рационального применения. Приведены ре зультаты моделирования геомеханических процессов при влиянии очистных работ на шахтные стволы. Изложено решение обратных за дач расчета многослойной крепи строящихся и эксплуатируемых стволов, находящихся в зоне и вне зоны влияния очистных работ.

Разработаны алгоритм и программа расчета многослойных крепей ствола по результатам натурных измерений.

Для работников горнодобывающей промышленности и студен тов горных специальностей вузов.

© Шахтинский институт ЮРГТУ, © Страданченко С.Г., Сарычев В.И., Савин И.И., ВВЕДЕНИЕ Уровень потерь угля является одним из главных критериев качества проектируемой технологической схемы шахты. Обще известно, что при определении потерь последние могут характе ризоваться как безвозвратные (забалансовые), проектные и сверхпроектные (ненормированные). Если первый вид потерь связан с объективными показателями, характеризующими каче ство и мощность принимаемых к отработке угольных пластов, а последний предопределяется стохастическими причинами, воз никающими в процессе эксплуатации месторождения, то проект ные потери нормируются регламентирующими документами и при достаточном обосновании могут быть уменьшены.

В общей структуре проектных потерь максимальные объе мы приходятся на потери в околоствольных целиках, размеры ко торых находятся в зависимости от глубины заложения ствола, параметров деформирования и разрушения пород в пределах мульды сдвижения, характеризуемых углами сдвижения, угла па дения пласта, количества принятых к отработке пластов. Так, на пример, только на шахтах Российского Донбасса в околостволь ных целиках сконцентрировано около 60 млн. т угля, что более чем в 4 раза превышает общую добычу, которая в 1997 году со ставила всего 13,3 млн. т. При этом данные запасы являются практически подготовленными к выемке.

Потери в околоствольных целиках в пределах границ шахт ного поля существенно зависят и от систем вскрытия и подготов ки, на основании которых принимаются схема расположения стволов и их количество, а границы предохранительных целиков для вертикальных шахтных стволов определяются от границ ох раняемой площади, включающей копры, надшахтные здания, здания подъемных машин и берму. Анализ существующих нор мативных документов по определению контуров предохрани тельных целиков показал, что при разработке наклонных пластов на глубине около 1000 м потери угля только по площади могут достигать 820-1100 тыс. м2.

Неполная выемка запасов ведет к значительному прямом у экономическому ущербу, заключающемуся в увеличении затрат на 1 т извлекаемых запасов за счет роста непроизводительных за трат на геологоразведочные работы, проектирование и строи тельство шахты, проведение и поддержание горных выработок и др. Отсюда, в общей совокупности технологических решений по извлечению ограниченных запасов в предохранительных цели ках, вопросы отработки околоствольных целиков на периоде строительства шахты являются весьма актуальными. При этом была выявлена целесообразность применения короткозабойных технологий, отличающихся оперативной адаптацией к конкрет ным геотехнологическим условиям.

Особую важность здесь приобретают вопросы геомеханиче ской оценки влияния отработки целиков на состояние крепи и армировки шахтных стволов. Существующие методы исследова ний проявлений горного давления вокруг очистных выработок и практически полное отсутствие опыта отработки околоствольных целиков короткими очистными забоями не позволяют дать пол ноценную характеристику фактического напряженно-деформиро ванного состояния вмещающих пород, а также надежности и ре сурса эксплуатации крепи и армировки ствола, в связи с чем ак туальность работы усугубляется необходимостью проведения комплексных теоретических исследований, направленных на изучение закономерностей влияния очистной выемки на состоя ние околоствольных массивов и формирование нагрузок на крепь вертикальных шахтных стволов, одной из важнейших состав ляющей которых является система мониторинга за напряженно деформированным состоянием крепи и армировки стволов.

Целью настоящей монографии является геомеханическое и геотехнологическое обоснование комплекса технико-технологи ческих решений по отработке околоствольных целиков коротки ми очистными забоями, обеспечивающих снижение потерь гор ного предприятия по подземной добыче полезных ископаемых.

1. АНАЛИЗ СОСТОЯНИЯ ПРОБЛЕМЫ ОТРАБОТКИ ОКОЛОСТВОЛЬНЫХ ЦЕЛИКОВ 1.1. Общая характеристика потерь угля в околоствольных целиках и целесообразность их отработки В последнее время вопросы рационального использования природных ресурсов приобретают особую актуальность, которая в отношении подготавливаемых запасов угля со временем не сни зится. Отсюда уровень потерь угля является одним из главных критериев качества проектируемой технологической схемы шахты.

При определении потерь последние могут характеризоваться как безвозвратные (забалансовые), проектные и сверхпроктные (ненормированные). Если первый вид потерь связан с объектив ными показателями, характеризующими качество и мощность принимаемых к отработке угольных пластов, а последний предо пределяется стохастическими причинами, возникающими в про цессе эксплуатации месторождения, то проектные потери норми руются регламентирующими документами и при достаточном обосновании могут быть уменьшены. К этим потерям относятся потери в барьерных (у границ шахтных полей, блоков) и предо хранительных (для охраны стволов и выработок с длительным сроком службы) целиках, у геологических нарушений, в охран ных (под естественными и инженерными сооружениями на по верхности) целиках, плановые эксплуатационные потери (в зави симости от мощности, системы разработки и подготовки).

Необходимо отметить, что существующие нормы потерь на угледобывающих предприятиях возросли настолько, что коэффи циент извлечения запасов месторождения снизился в отдельных бассейнах до 0,7-0,6, и с переходом на более глубокие горизонты ожидается рост потерь до 50 % [51]. К одной из главных причин можно отнести увеличение горного давления, проявляющееся в процессе очистной выемки в увеличении зон опорного давления и его влияния на капитальные и подготовительные выработки, что приводит к росту размеров предохранительных целиков. Так, например, в диапазоне глубин от 200 до 1000 м размеры предо хранительных целиков для долгосрочных выработок с учетом прочности боковых пород могут изменяться в весьма широких пределах – от 30 до 130 м [87].

В общей структуре проектных потерь максимальные объе мы приходятся на потери в околоствольных целиках, размеры ко торых находятся в зависимости от глубины заложения ствола, па раметров деформирования и разрушения пород в пределах муль ды сдвижения, характеризуемых углами сдвижения, угла падения пласта, количества принятых к отработке пластов. Потери в око лоствольных целиках в пределах границ шахтного поля сущест венно зависят и от систем вскрытия и подготовки, на основании которых принимаются схема расположения стволов и их количе ство. При этом границы предохранительных целиков для верти кальных шахтных стволов определяются от границ охраняемой площади, включающей копры, надшахтные здания, здания подъ емных машин и берму.

В соответствии с рекомендациями [50] контуры предохрани тельных целиков для вертикальных шахтных стволов ограничи ваются, как правило, со стороны восстания, падения и с двух сторон по простиранию углами сдвижения, и соответственно (рис. 1.1). Если угол зависит от угла падения угольного пла ста, то углы и изменяются в пределах от 70 до 80° для основ ных бассейнов, расположенных на территории СНГ (кроме Под московного и Львовско-Волынского). Угол находится из выра жения, характеризующего условия подработки для различных ус ловий:

=(70-80) – (0,5-0,9). (1.1) На основании расчетных схем были получены общие выра жения для определения минимально возможных размеров око лоствольных целиков в плоскости пласта:

Рис. 1.1. Схема к определению границ целиков на различных глубинах:

а – по восстанию-падению;

б – по простиранию м – в направлении по простиранию:

L = b + Hm cos ;

– в направлении по восстанию:

L = (b + Hm cos ) cos ;

– в направлении по падению:

L = (b + Нт cos)(соs + sina cos( – )), где Нт - расстояние по вертикали от земной поверхности до точ ки пересечения оси ствола с почвой пласта;

b – ширина бермы (для вертикальных шахтных стволов принима ется равной 20 м).

Полученные выражения позволили проанализировать об щие потери угля в предохранительных целиках вокруг стволов применительно к условиям разработки пологих и наклонных угольных пластов ( 35°) Восточного Донбасса, Карагандин ского, Челябинского и Кузнецкого бассейнов и некоторых место рождений Печорского бассейна в зависимости от глубины разра ботки в диапазоне от 250 до 1000 м. Геометрические схемы кон тура целиков в виде прямоугольников представлены на рис. 1.2, к анализу были приняты схемы с одинарными стволами в пределах подготавливаемой панели (блока) и с центрально-сдвоенными стволами в пределах панели (блока) или шахтного поля. Причем во втором случае рассмотрены 2 варианта расположения ство лов: по простиранию и по падению с максимально возможным расстоянием между их осями а = 70 м.

Анализ был ориентирован на изменение площади предохра нительного целика Sц, которая линейно возрастает с увеличением угла падения пласта, и при средней глубине 1000 м для условий Донецкого и Кузнецкого бассейнов может достигать 350-420 тыс.

м2 в отличие от пологого падения, где Sц = 180-250 тыс. м2. На глу бине около 250 м размеры целика существенно уменьшаются, в результате чего площадь практически не зависит от угла падения и составляет от 16,5 до 52,5 тыс. м2 (рис. 1.3). Рост целиков с уве личением угла падения связан с соответствующим увеличением размера целика со стороны восстания, который при изменении от 0 до 35° возрастает более чем в 3 раза.

Рис. 1.2. Геометрические схемы к определению запасов в целиках:

а – для одинарных стволов;

б – для центрально-сдвоенных стволов при их расположении по прос тиранию;

в – для центрально-сдвоенных стволов при их расположении по падению Рис. 1.3. Изменение площади околоствольных целиков для условий Донецкого и Кузнецкого бассейнов:

– при схеме с одинарными стволами;

– при схеме с расположением двух стволов по падению;

– при схеме с расположением двух стволов по простиранию Для условий Донецкого бассейна в качестве исходных пара метров были взяты следующие углы сдвижения [51]: = 80°–0,8;

= = 80°. Условия Кузнецкого бассейна характеризуются такими же углами и при весьма близким по значению углу, который при 10° равен 80°, а в остальных случаях определяется из выра жения = 82° –.

Аналогичный анализ, проведенный для условий Карагандин ского и Челябинского бассейнов и ряда месторождений Печорского бассейна, показал еще больший рост размеров околоствольных це ликов, связанный, прежде всего, со снижением абсолютных значе ний углов сдвижения вмещающих толщ. Так, углы и здесь рав ны 70°, а угол = 70° – 0,6 (Карагандинский и Печорский бас сейн) или = 70° – 0,65 (Челябинский бассейн) [50]. Графическая интерпретация проведенных исследований представлена на рис.

1.4, по которому можно отметить, что площадь околоствольных целиков в таких условиях при максимальных значениях глубины (1000 м) и угла падения (35°) увеличивается до 820-1100 тыс. м2.

Скачки и изломы на рис. 1.3 и 1.4 вызваны максимальным ог раничением размера околоствольного целика до его нижней грани цы (со стороны падения), равным 250 м, независимо от глубины за легания пласта, но в пределах угла падения от 20 до 45°.

Необходимо отметить, что размер целика по площади в полной мере не характеризует общие потери угля вокруг стволов, которые рассчитываются в конечном итоге в зависимости от числа пластов, принятых к отработке, и их производительности, отражающей про изведение вынимаемой мощности на плотность угля. Так, например, исходя из средней плотности 1,5 т/м3 и вынимаемой мощности 2 м, общие потери в целике, выраженные в тоннах, увеличатся в 3 раза по сравнению с площадными потерями и в пределе проведенного анализа могут составить от 1,05-1,26 (Донбасс и Кузбасс) до 2,46 3,30 млн. т (Карагандинский, Челябинский, Печорский бассейны).

Значительное влияние на общие потери в околоствольных це ликах оказывают также и системы вскрытия месторождений, в ко торых одной из важных составляющих является схема расположе ния стволов, зависящая от размеров шахтных полей, проектной производственной мощности шахты, очередности отработки, угла падения и количества угольных пластов, схемы проветривания и т.д.

Рис. 1.4. Изменение площади околоствольных целиков для условий Карагандинского, Челябинского и Печорского бассейнов:

– при схеме с одинарными стволами;

– при схеме с расположением двух стволов по падению;

– при схеме с расположением двух стволов по простиранию В настоящее время наибольшее распространение получили 6 принципиальных схем расположения стволов в шахтном поле [10], которые представлены на рис. 1.5.

При центрально-отнесенном (см. рис. 1.5, а) расположении главный ствол находится в центре шахтного поля, а вентиляци онный – у его верхней границы. Данный вариант характеризует ся, как минимум (если ось вентиляционного ствола пересекает пласт непосредственно у границы), полутора-кратным (при срав нении с одинарными стволами) приращением потерь в около ствольных целиках. В 1,5 раза увеличиваются потери и при диа гональном расположении вентиляционных стволов (см. рис. 1.5, б).

Рис. 1.5. Схемы расположения стволов в шахтном поле Схема с центрально-сдвоенными стволами (см. рис. 1.5, в) в качестве базовой при анализе была рассмотрена выше;

по срав нению с одинарными стволами потери в околоствольных целиках здесь увеличиваются только за счет расстояния между ствола ми. Сочетание достоинств центрально-отнесенного и цен трально-сдвоенного расположения стволов, нашедшее свое от ражение в комбинированной схеме (см. рис. 1.5, г), также приво дит к росту потерь, которые будут складываться из запасов в предохранительных целиках вокруг центрально-сдвоенных ство лов и вентиляционного ствола у верхней границы.

При глубоком залегании пластов и при больших размера х шахтных полей по простиранию может применяться фланговое расположение вспомогательных стволов (см. рис. 1.5, д), которое приводит к трехкратному увеличению потерь в околоствольных целиках. На практике часто применяется комбинация централь но-сдвоенного и флангового расположения, при которой разме ры целиков, при сравнении с предыдущей схемой, возрастают за счет расстояния между стволами в центре.

Наибольший объем потерь связан с блочной схемой вскры тия. В качестве примера на рис. 1.5, е приведено расположение стволов при разделении шахтного поля на 2 блока. При этом Таблица 1. Запасы угля в околоствольных целиках шахт Восточного Донбасса Запасы в по Наименование шахты Марка угля Примечания стоянных це ликах, тыс. т АО шахта «Обуховская» А АО «Гуковуголь»

В 1999 г.

Ш/у «Бургустинское» А 146 включена на закрытие «Западная» (Западное ш/у) Ж, КЖ, К, ОС «Антрацит» А 725 Добычи нет «Дальняя» А «Алмазная» (Алмазное А «50-летия Октября» А «Замчаловская» А «Гуковская» А «Ростовская» А АО «Ростовуголь»

«Юбилейная» А «Южная» А Им. В. И. Ленина А «Западная Капитальная» А Им. Октябрьской Револю- А «Садкинская» А «Октябрьская Южная» А В 1999 г.

«Степановская» А 485 включена на закрытие «Майская» А Ш/у «Шолоховское» К, КС, ОС «Соколовская» А «Аютинская» А Им. газеты А «Комсомольская правда»

ствола в центре каждого блока обеспечивают независимую вен тиляцию, а 2 ствола в центре шахтного поля служат для спуска подъема оборудования, материалов и людей. Здесь в 3 раза уве личиваются потери в целиках по сравнению с центрально сдвоенным расположением стволов.

Более четко оценить уровень потерь угля в околоствольных целиках можно из реальных данных, полученных на основе ана лиза запасов на эксплуатируемых до 1999 года шахтах Россий ского Донбасса, результаты которого сведены в табл. 1.1 [77]. Из таблицы видно, что общий объем потерь в околоствольных цели ках по всем шахтам составляет 57,64 млн. т угля, при этом общий объем добычи, например в 1997 году, составил всего 13,3 млн. т [21].

Неполная выемка запасов ведет к значительному прямом у экономическому ущербу, заключающемуся в увеличении затрат на 1 т извлекаемых запасов за счет роста непроизводительных за трат на геологоразведочные работы, проектирование и строи тельство (реконструкцию) шахты, проведение и поддержание горных выработок и др.

1.2. Геотехнологические аспекты отработки околоствольных целиков на стадии строительства шахты В работе [87] указывается, что под выемкой околоствольных предохранительных целиков необходимо понимать полное или частичное извлечение запасов в пределах этих целиков, постро енных в соответствии с [50], или сокращение целиков. Полная выемка – отработка целика по всей площади с учетом эксплуата ционных потерь полезного ископаемого. Частичная выемка под разумевает оставление по площади отрабатываемых запасов не больших опорных целиков, обеспечивающих существенное сни жение деформаций в массиве, в лучшем случае не превышающих предельно допустимых для вертикальных стволов и сооружений на поверхности. Сокращение целиков предопределяет уменьше ние их размеров по контуру, при этом сокращение планируется до таких пределов, при которых деформации также будут не опасными для стволов. Однако, как при частичной выемке, так и при сокращении регламентируется оставление не менее 40% площадных запасов от расчетных размеров околоствольных цели ков [87].

Выемка предохранительных целиков предусматривается в первую очередь [87]:

• у стволов, конструктивно приспособленных к влия нию очистных работ;

• под зумпфом существующего ствола при большой кратности подработки, в том числе перед углубкой;

• при погашении шахт и под временно законсервирован ными стволами с последующим ремонтом.

К сожалению, в настоящее время лишь в редких случая х имеется возможность для обеспечения полной защиты стволов от повреждений. Конструктивные меры защиты, сводящиеся либо к обеспечению независимости смещений пород и крепи, либо к созданию совместного режима их работы до критических отме ток осевого и радиального деформирования, на действующих шахтах использовать практически невозможно, так как для изме нения конструкции крепи и армировки необходима остановка эксплуатации ствола на достаточно длительный период времени.

С другой стороны, применение конструктивных мер требует чет ких представлений о проявлениях горного давления и поведении пород во всей подрабатываемой толще в зависимости от приме няемых технологий выемки околоствольных целиков.

В Донецком и Карагандинском бассейнах имела и имеет место выемка целиков под неглубокими, как правило, вспомога тельными и вентиляционными стволами и шурфами. Правила ми охраны сооружений и природных объектов [50], например в Донбассе, допускается отработка по пластам, расположенным по вертикали от зумпфа на расстоянии не менее 500m при жестких крепях (монолитный бетон, железобетон, кирпич, бетонит, тю бинги, металлические трубы) и 250m при податливых крепях (например, дерево), где т – вынимаемая мощность пласта. Опыт подработки таких стволов и шурфов [14, 29] показывает, что нормы Правил значительно завышены, и во многих случаях вы емка пластов может производиться на расстояниях, значительно меньших регламентированных. Такой вывод подтверждается дан ными табл. 1.2, в которой приведены горно-геологические и горнотехнические характеристики подработки ряда стволов в Донецком угольном бассейне, а также даны сведения о состоянии стволов после подработки, включающие максимальные оседания земной поверхности, визуальную и бальную оценку крепи [78].

Последняя выполнена в соответствии с рекомендациями ВНИМИ [87] по пятибалльной шкале с учетом последовательности нарас тания деформаций и разрушений (искривление проводников, на рушение крепи на сопряжениях с околоствольными дворами, трещины и вывалы крепи на участках вне сопряжений), их коли чества и качества:

1 балл – состояние ствола удовлетворительное, характери зующееся отсутствием видимых деформаций крепи и армировки;

2 балла – начальная стадия деформирования, при которой возникают отдельные трещины в крепи, преимущественно на со пряжении с околоствольным двором;

3 балла – деформации средней степени, проявляющиеся в виде заколов и вывалов крепи на сопряжениях, отдельных трещин вне сопряжений;

4 балла – опасные деформации, сопровождающиеся закола ми и вывалами крепи на сопряжениях и на участках малой протя женности вне сопряжений, требующие необходимого текущего ремонта крепи и армировки;

5 баллов – аварийное состояние крепи.

Из таблицы видно, что в подавляющем большинстве подра ботка стволов осуществлялась на существенно меньших глуби нах, чем регламентированные, при этом в 6 случаях из 11 дефор мации после окончания процессов сдвижения массива были на столько малы, что не требовали проведения дополнительных ме роприятий по укреплению крепи и армировки стволов. Анализи руя полученные данные, можно также отметить, что с увеличени ем полноты выемки предохранительного целика (отношение пло Таблица 1. Параметры условий и показатели отработки целиков под стволами Расстояние от Угол зумпфа до пласта, Реальная Полнота Оседа Глубина М атери- Мощ- Состоя Объединение, ние по- Вид деформации, раз паде- м ствола, ал крепи ность кратность выемки, ние ство шахта, ствол рушения ствола ния, верхн., м пласта, м реаль- регла- подработки % ла, балл град. мм ное мент.

1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 Донецкуголь, Видимые деформа Южно-Донбасская 90 Бетон 8 1,70 870 850 511,8 20 20 ции отсутствуют №1, вентиляцион ный Шахтерскантра- Трещины и вывалы 131 Бетон 15 1,20 430 600 358,3 100 480 цит, №2 Южная, кусков бетона №6-бис Заколы и отслоения Донецкуголь, За- по всей длине, экс перевальная Глу- 134 Бетон 5 1,10 186 550 169,1 65 130 плуатация не прекра бокая, главный щалась Сильные нарушения Торезантрацит, крепи, временное 160 Кирпич 17 1,00 145 500 145,0 55 550 Заря, вспомога- прекращение экс тельный плуатации Селидовуголь, Трещины и заколы Украина, венти- 180 Бетон 10 0,70 125 350 178,6 100 290 крепи на протяжен- ляционный № 2 ных участках Продолжение табл. 1. 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 Донецкуголь, им. Деформации на от 193 М еталл 7 1,00 217 500 217,0 50 - Абакумова, венти- дельных участках ляционный Лидиевка, Видимые деформа 210 Бетонит 8 1,70 870 850 511,8 65 20 главный ции отсутствуют Стахановуголь, Отдельные трещины Бетон и им. XXII съезда 210 10 0,85 76 425 89,4 100 200 бетонит КПСС, вентиля- раскрытием до 5 мм ционный Отслоения бетона, Донецкуголь, Бутовый 217 24 0,60 83 300 138,3 40 150 трещины раскрытием Мушкетовская, камень до 5 мм № Орджоникидзе уголь, Капиталь- 279 Бетон 16 1,00 400 500 400,0 30 40 Отдельные трещины ная, № Торезантрацит, Бетон и Отдельные трещины в М иусская, венти- 280 3 1,80 430 900 238,9 25 50 кирпич кирпичной кладке ляционный № щади выработанных пространств в пределах целика к его общей площади) и уменьшением кратности подработки стволов (отно шение расстояния от зумпфа ствола до пласта к его мощности) прослеживается тенденция к росту интенсивности деформаций и разрушений стволов.

Необходимо отметить, что наибольший эффект от выемки целиков на пластах, расположенных под стволами, достигается при реконструкции шахт, связанных с переходами на более глу бокие горизонты, или при запланированной переподготовке очи стного фронта, когда эксплуатация ствола может быть приоста новлена без ущерба для производства и будут приняты превен тивные конструктивные меры, адекватные проектируемым схе мам отработки целиков.

Ранее считалось [29], что выемка законсервированного це лика угля будет производиться после отработки запасов шахтных полей. Однако впоследствии выяснилось, что в большинстве слу чаев удается извлечь лишь часть этого угля, да и то в период по гашения шахт. Если же к разработке принята свита пластов с по гашением выработок на отработанных горизонтах, то отработка целиков при погашении шахты весьма затруднительна, а подчас и невозможна.

Неполнота выемки предохранительных целиков на одного ризонтных шахтах при их погашении объясняется также необхо димостью сохранения эксплуатации стволов в целях выдачи на поверхность не только полезного ископаемого, но и демонтируе мого горношахтного оборудования. Отсюда снова возникают ха рактерные проблемы применения конструктивных мер по защите стволов и армировки.

В соответствии с [87] предпочтительными являются сле дующие горногеологические и горнотехнические условия выемки околоствольных целиков: углы падения до 18°;

отсутствие круп ных геологических нарушений и складок;

исключение напорных водоносных горизонтов с дебетом более 8 м3 /час;

глубина залега ния не менее 100 м;

разработка пластов не более 2,5 м с обруше нием кровли и 8 м с закладкой выработанного пространства;

от сутствие на промплощадке крупных промышленных объектов и водоемов;

отсутствие весьма слабых, пластичных и сильно об водненных пород, пересекаемых стволами. Как ч правило, при строительстве новых шахт места расположения стволов адап тированы к данным условиям, что предопределяет возможность отработки целиков.

Несмотря на ряд удачных примеров выемки предохрани тельных целиков под стволами или в период погашения шахт да же при использовании подрабатываемого ствола для выдачи по лезного ископаемого [4, 22, 33], выемка целиков в промышлен ном масштабе в нашей стране под эксплуатируемыми стволами не практиковалась.

Анализ накопленного мирового опыта и проводимых в дан ной области исследований позволил синтезировать 9 основных схем отработки околоствольных целиков (рис. 1.6) [29].

Рис. 1.6. Схемы отработки околоствольных предохранительных целиков Схема 1. Равномерная выемка очистными забоями от ство ла к границам целика.

Схема 2. Равномерная выемка очистными забоями от гра ниц целика к стволу.

Схема 3. Гармоничная выемка расходящимися забоями, на чиная с середины правой или левой половины це лика (способ Лемана).

Схема 4. Одновременная выемка целика сонаправленными забоями от ствола и от одной из границ.

Схема 5. Гармоничная выемка в одном направлении забоя ми, расположенными в шахматном порядке (способ Балса).

Схема 6. Выемка одним забоем от одной границе целика к другой.

Схема 7. Последовательная выемка одним очистным забоем при разделении целика на две половины: сначала отрабатывается одна половина, затем в противопо ложном направлении – другая.

Схема 8. Веерная выемка длинным забоем, двигающимся вокруг ствола.

Схема 9. Выемка целика в произвольном порядке.

Наибольшее распространение получили 3 схемы выемки: с равномерным подвиганием забоев от ствола к границам целика, наоборот – от границ к стволу и с выемкой от одной границы к другой. Примеры использования данных схем выемки на зару бежных и российских шахтах сведены в табл. 1.3. Данные схемы не ограничиваются приведенными примерами. Наиболее полное обобщение вариантов отработки целиков на основе рассмотрен ных трех схем дано в работе [29].

Табл. 1.3 объединяет лишь некоторые варианты отработки предохранительных целиков на пересекаемых стволами пластах, при этом в пяти примерах из шести эксплуатация стволов про должалась и в процессе отработки целиков независимо от полно ты их выемки.

Таблица 1. Примеры схем отработки предохранительных целиков Управле- Эксплуата Страна, Горно- Характеристика де Схема Система Полнота ние гор- Конструктивные ция ствола шахта, геологические разработки выемки формаций и разруше выемки меры защиты ным давле- при подра ствол условия ний нием ботке 1 2 3 4 5 6 7 8 1, широ- Германия, 6 пластов сум- Спаренны- Полная Полная Удлинение ствола в Выкладка деревянных ко- Не эксплу ким «Вестфа- марной выни- ми лав ами выемка пневмати- верхней части и сжа- стров на некоторых пластах атировался сплош- лен», №3 маемой мощ- длиной по ческая за- тие у пластов. Уко- в радиусе 20 м вокруг ство ным ностью 9,3 м;

200 м каж- кладка рочение на 64 см на ла. М онтаж подъемных ма фронтом глубина - 900- дая отметке 900 м, 24 шин на отдельных блоках.

990 м. см разрушенной Выравнивание копра дом крепи. Деформации кратами допустимые Польша, Вынимаемая Тремя яру- Полная Полная Опускание кровли на 14 поясов податливости из Эксплуати 1, по «Торез», мощность – сами лава- выемка пневмати- 1,4 м. Сжатие ствола дубовых прокладок по 0,18 ровался частям «Ян» 1,9 м;

глу- ми по 150- ческая за- на участке 20 м выше м. Дубовые костры шириной бина – 530 200 м, по- кладка. На пласта. Выдавлив а- 3,5 м вокруг ствола. Зазоры м;

у гол паде- рядок от- границе – ние дубовых костров между крепью и углем 1,4 м, ния – 20° работки частичная в ствол. Деформации между кострами и крепью ярусов – средней степени 0,2 м по паде нию 2 Польша, Угол падения М окрая за- Незначительные по- Эксплуати «Консо- – 40-60° кладка вреждения крепи ровался лидация»

Продолжение табл. 1. 1 2 3 4 5 6 7 8 6, сплош- Россия, 3 пласта сум- Длинными Частич- Полное Нарушение крепи Не предусматривались Эксплуати ным «Суджен- марной вы- лавами ная вы- обрушение ствола на глубине ровался фронтом ская», № 1 нимаемой емка – и удержа- 100-150 м. Опасные мощностью 60 % за- ние на це- деформации 5,8 м;

глубина пасов ликах – 130-155 м 6, сплош- Польша, Средняя вы- Послойная Полная Гидравли- Трещины в крепи и Бетонная рубашка 1,5 м за Эксплуати ным «Халем- нимаемая выемка. выемка ческая за- повреждения арми- кладкой и установка на ровался фронтом ба», мощность 7 сплош- кладка ровки у костров. Ин- крепь деревянных костров.

«Шимон» 6,5 м;

глубина ных очист- тенсивные деформа- Камера 2836 м в округ – 360 м;

угол ных забоев ции в границах 50 м ствола. Деревянные вкла падения – 6° по 60 м перед и 30 м за ство- дыши по 0,5 м на глубинах лом при проходе лав. 257,5 и 176 м. Профилакти Устранение повреж- ка армировки дений.

6, сплош- Польша, Вынимаемая Послойная Полная Гидравли- Удовлетворительное Эксплуати Камера 4040 м вокруг ным «Карел», мощность – выемка. выемка ческая за- состояние ствола, от- ровался ствола на полную мощ фронтом «Крыш- 4 м 7 з абоев кладка сутствие видимых ность. Бетонная рубашка 1 м тев» по 60 м с деформаций в нижнем слое и закладка из симмет- деревянных брусьев в ричным верхнем. Наблюдательная опереже- выработка с охраной кост нием по рами 15 м.

Анализируя данные табл. 1.3 и работы [29], можно отме тить, что принципиальных отличий в состоянии крепи при раз личных вариантах применяемых при отработке систем разработ ки (спаренными лавами, длинными очистными забоями при столбовых и сплошных системах, длинными симметрично опе режающими забоями) не наблюдалось. Существенным являют ся способы управления горным давлением и применение пре вентивных конструктивных мер защиты. Последние в совокуп ности с закладкой выработанных пространств предопределили минимальные деформации и разрушения.

Сравнительно широкое распространение данных трех схем выемки предохранительных целиков определяется меньшими за тратами на подготовку очистного фронта, так как в качестве мон тажных камер и выемочных штреков в максимальной степени ис пользуются пройденные на стадии строительства шахты подгото вительные выработки или приконтурные выработки, обеспечи вающие ведение очистных работ за границами целиков. Однако уже на больших глубинах применение схем 1 и 2 при ведении ра бот сплошными широкими фронтами является экономически не целесообразным, так как требует увеличения общего числа очи стных забоев и, соответственно, парка дорогостоящего очистного оборудования на сравнительно небольших участках шахтных по лей – околоствольных целиках. Опыт отработки целика под ство лом «Ян» на шахте «Торез» в Польше свидетельствует о необхо димости разделения на части (ярусы или горизонты) таких цели ков при их поэтапной выемке. Данный подход также не всегда является оправданным, так как приводит к увеличению времени погашения целиков, а в совокупности с ведением очистных работ на других участках и к общей деконцентрации работ по всему шахтному полю.

Основные выводы по технологической реализации осталь ных схем выемки околоствольных предохранительных целиков сводятся к следующему: кроме увеличения на больших глубинах числа очистных забоев для реализации схем 3 и 4 требуется также повышенный объем горно-подготовительных работ;

еще в боль шей степени данные проблемы возникают при использовании гармоничной выемки по схеме 5, которые, к тому же, усугубля ются сложностью транспортных потоков и схемы проветривания;

схеме 7 присущи те же недостатки как и схеме 2 при разделении целика на участки;

для веерной выемки (схема 8) характерны, с одной стороны (при движении забоев по кругу), многообразие сложных маневровых операций по перемещению оборудования в лавах, трудности с управлением кровлей, в непосредственной близости от ствола и необходимость проведения криволинейных подготовительных выработок, а с другой (при отработке выемоч ными столбами разной ориентации), большой объем монтажно демонтажных и горно-подготовительных работ;

произвольная выемка (схема 9), хотя и не требует подготовки очистных фрон тов, так как осуществляется лавами соседних выемочных участ ков при доработке длинных столбов, но вызывает хаотичное из менение проявлений горного давления, при котором прогнозиро вать поведение вмещающих пород и их влияние на ствол во вре мени и в пространстве практически невозможно.

Для уменьшения деформаций вмещающих массивов и зем ной поверхности, когда по каким-либо причинам не удается пол ноценно использовать преимущества управления кровлей с по мощью закладки выработанных пространств, применяется час тичная выемка предохранительных целиков, которая позволяет без существенных затрат на охрану сооружений уменьшить по тери угля на 50-70% [29]. Эффективность применения данного способа выемки подтверждается опытом отработки целиков на одной из шахт Англии [25] и на шахтах Карагандинского бас сейна [55], на которых выемку осуществляли с помощью камер ной системы разработки. В первом случае камеры размерами 36,5 м чередовались с целиками шириной 46 м. Использовалась частичная закладка, и оседание поверхности не превысило 5 см. Во втором – пролеты камер изменялись в пределах от 10 до 15 м с междукамерными целиками 12-24 м без закладки вырабо танного пространства. Оседание и деформации протекали мед ленно и равномерно.

Обобщение отечественного и зарубежного опыта свидетель ствует о технической возможности и экономической целесооб разности отработки околоствольных предохранительных цели ков, при этом во многих случаях выемка может осуществляться с эксплуатацией подрабатываемых стволов, пересекающих рабочие пласты полезного ископаемого. Увеличение полноты выемки при приводит к росту интенсивности процессов сдвижения и дефор маций пород и крепи, а применение классических способов тре бует использования традиционного очистного оборудования на базе большого количества комплексно-механизированных забоев, которое на стадии строительства и ввода шахты в эксплуатацию является экономически и технологически невозможным. Опти мальным в таком случае является переход к частичной выемке целиков на базе однотипного для подготовительных и очистных работ оборудования и (или) к применению закладки выработан ных пространств;

последнее, однако, требует соответствующих дополнительных затрат на поставку закладочных комплексов и ведение закладочных работ.

! Краткие выводы по главе Проведенный анализ потерь угля в околоствольных целика х для условий Восточного Донбасса, Карагандинского, Челябин ского, Кузнецкого бассейнов и некоторых месторождений Пе чорского бассейна показал, что они могут составлять от 1,05-1, до 3,3 млн. т. Потери угля существенно зависят от системы вскрытия и схем расположения стволов в шахтном поле. При ана лизе запасов угля в околоствольных целиках шахт Восточного Донбасса выявлено, что объем потерь по всем шахтам составляет около 60 млн. т при общем объеме добычи, например в 1997 г., около 13,3 млн. т.

Неполная выемка запасов ведет к значительному прямом у экономическому ущербу, заключающемуся в увеличении затрат на 1 т извлекаемых запасов.

Выполненный анализ отечественного и зарубежного опыта погашения околоствольных целиков свидетельствует о техниче ской возможности и экономической целесообразности отработки околоствольных предохранительных целиков. Анализ показыва ет, что во многих случаях выемка может осуществляться с экс плуатацией подрабатываемых стволов, пересекающих рабочие пласты полезного ископаемого. Увеличение полноты выемки приводит к росту интенсивности процессов сдвижения и дефор маций пород и крепи, а применение классических способов тре бует использования традиционного очистного оборудования на базе большого количества комплексно-механизированных забоев, которое на стадии строительства и ввода шахты в эксплуатацию является экономически и технологически невозможным. Опти мальным в таком случае является переход к частичной выемке целиков на базе однотипного для подготовительных и очистных работ оборудования и (или) к применению закладки выработан ных пространств;

последнее, однако, требует соответствующих дополнительных затрат на поставку закладочных комплексов и ведение закладочных работ.

Проведенный анализ позволяет сделать вывод о необходи мости и целесообразности отработки околоствольных целиков на стадии строительства шахт. Однако опыт отработки около ствольных целиков показывает, что при этом возникает ряд серь езных задач, которые требуют кардинального решения. Во первых, необходимо разработать гибкую систему технологиче ских решений, позволяющую производить отработку около ствольных целиков на стадии строительства шахт с обеспечением эксплуатационной надежности вертикальных шахтных стволов в течение всего срока эксплуатации шахты. Поскольку отработка околоствольных целиков приводит к проявлению опорного дав ления и его влиянию на крепь и армировку вертикальных ство лов, то возникает вторая основная задача, которую необходимо решить для обеспечения эксплуатационной надежности стволов, находящихся в зоне влияния очистных работ. В первую очередь необходимо осуществлять постоянный контроль за напряженно деформированным состоянием крепи и разработать аппарат об работки результатов натурных измерений, позволяющий произ водить оперативную оценку фактического напряженно деформированного состояния крепи с целью гибкого регулирова ния технологии отработки околоствольного целика. Кроме этого, необходимо разработать аппарат, позволяющий выявлять зоны, в которых возможно максимальное воздействие опорного давле ния. На участках возможного максимального деформирования ствола следует предусматривать технологические и конструктив ные решения по креплению и армированию ствола.

2. ГЕОТЕХНОЛОГИЧЕСКОЕ ОБОСНОВАНИЕ ОТРАБОТКИ ОКОЛОСТВОЛЬНЫХ ЦЕЛИКОВ 2.1. Обоснование отработки околоствольных целиков короткими очистными забоями на стадии строительства шахты Анализ опыта отработки целиков показал, что наибольший эффект при извлечении угля из околоствольных целиков на ста дии строительства шахты, обеспечивающий минимальное влия ние на изменение напряженно-деформированного состояния крепи и армировки эксплуатируемых стволов, достигается только при частичной отработке этих целиков, включая и элементы гар моничной выемки. Необходимость применения таких вариантов отработки диктуется также специфическими, обусловленными периодом строительства, особенностями, совокупность которых формируется на основе ряда следующих технологических, геоме ханических и геотехнических требований:

• частичность отработки запасов регламентируется необхо димостью возведения околоствольных дворов и вскры вающих выработок, проведения выработок главных на правлений и их охраной;

• угол падения пласта, глубина его залегания и углы сдвиже ния, по которым строятся околоствольные целики (см. п.

1.1), а также тип околоствольного двора предопределяют различные размеры планируемых к отработке выемочных участков по восстанию, падению и простиранию, что вы зывает необходимость адекватного реагирования направ лений подвигания очистного фронта, размеров и количе ства очистных забоев;

• для обеспечения полноты извлечения полезного ископае мого, снижения степени пожароопасности, уменьшения вредного влияния очистных работ на капитальные выра ботки в определенных горно-геологических и горнотехни ческих условиях (увеличение угла падения, мощности и глубины залегания пласта;

на пластах, опасных по вне запным выбросам и склонным к самовозгоранию;

в усло виях трудноуправляемых кровель) необходимо предусмат ривать закладку выработанных пространств;

• схемы транспортировки извлекаемого угля, доставки вспо могательного оборудования и закладочного материала, а также схемы проветривания должны быть адаптированы к типам околоствольных дворов, в частности к движению грузопотоков, к общей схеме вентиляции, к расположению ветвей и способам доставки;

• в пределах околоствольных целиков должны быть учтены неизвлекаемые предохранительные целики угля около вы работок околоствольного двора и выработок главных на правлений, размеры которых в зависимости от глубины и прочности присекаемых пород строго регламентируются [63], что приводит к общему сокращению планируемых к отработке размеров выемочных участков;

• оборудование, применяемое на очистных и подготови тельных работах при отработке целиков, должно соответ ствовать номенклатуре оборудования, используемого на стадии строительства шахты и ввода ее в эксплуатацию;

• применяемые технологии должны обеспечивать высокие технико-экономические показатели при минимальных за тратах труда и материальных ресурсов.

Выполнение данных требований невозможно при привле чении традиционных столбовых систем разработки, базирую щихся на длинных комплексно-механизированных очистных за боях. На основании обзора существующих систем разработки угольных пластов короткими очистными забоями и анализа ус ловий их применения, сопоставления организации и механиза ции работ по добыче и сравнения их технико-экономических по казателей, выполненного по работам [10, 11, 15, 24, 35, 37, 52, 54, 66-72, 93], из данных систем были выделены камерные и камер но-столбовые системы, а также системы разработки короткими столбами, как наиболее соответствующие требованиям частич ной отработки с элементами гармоничной выемки околостволь ных целиков.

При камерной системе разработки (рис. 2.1) от основ ных штреков на всю мощность пласта до границ выемочных уча стков проводят длинные параллельные выработки (камеры) с ос тавлением между ними неизвлекаемых целиков угля, обычно меньшей ширины, чем сами камеры. В пределах участка шахтных полей камеры располагаются регулярно (междукамерные целики – одинаковых размеров) или периодически (кроме междукамер ных целиков периодически оставляют более широкие целики).

Рис. 2.1. Камерная система разработки:

1 – выработки главных направлений;

2 – камера;

3 – междукамерный целик;

4 – вентиляционная сбойка;

5 – горловина;

6 – рассечка Параметрами камерной системы являются ширина целиков, размеры камер и выемочных участков, которые выбираются с учетом поддержания кровли в камерах и устойчивости целиков на весь период отработки участков. Как отмечается в работе [72], понятие выемочных участков при камерной системе харак теризует одну или группу разделенных одинаковыми междука мерными целиками камер. При этом добыча полезного ископае мого во всех камерах ведется одновременно, схема вентиляции является общей, возможно объединение схемы транспортировки угля и доставки материалов, а обслуживание осуществляется од ной бригадой. Участки отделяются более широкими целиками – участковыми.

Выемка полезного ископаемого в камерах осуществляется буровзрывным или механизированным способом. В первом слу чае дополнительно используется машинная или скреперная по грузка и доставка конвейерами или самоходными вагонами. Во втором – производится комбайновая выемка и аналогичный спо соб доставки. Возможно применение лебедочной откатки.

Как правило, ширина между камерных целиков – от 2 до м, участковых – от 5 до 30 м. Ширина камер (длина короткого за боя) 4-15 м, длина – в основном 50-150 м (максимум 300 м). Вен тиляционные сбойки соединяют между собой через каждые 20-25 м. В каждом конкретном случае параметры камерных сис тем обосновываются геомеханически. В частности, для определе ния размеров целиков и пролетов камер в пределах выемочных участков за основу может быть взят метод, разработанный в Тульском государственном университете [65].

Отработка камер может производиться прямым ходом на всю ширину камеры и с расширением камер при прямом или комбинированном порядке отработки [52, 72]. Последний вари ант включает две стадии: прямую отработку, как правило, с од ной установки комбайна к границе выемочного участка, и обрат ную, при которой камеры расширяется до проектного сечения при перемещении очистного забоя от границ к основным штрекам.

Область применения системы – пологие пласты в основном с устойчивыми боковыми породами с небольшой глубиной зале гания, средней мощности и газоносностью не более 10 м3 /т. При наличии в кровле менее устойчивых пород камеры закрепляют анкерами, реже индивидуальной стоечной крепью. Возможно применение системы на наклонных пластах (до 35°), очистные работы при этом ведут по падению или восстанию [35]. Исполь зование системы на шахтах с более высокой газоносностью угольных пластов возможно при отработке камер с расширением их обратным ходом и при наличии на границе выемочного уча стка дополнительного вентиляционного штрека, обеспечиваю щего на второй стадии отработки камер проветривание за счет общешахтной депрессии [72].

Достоинством системы являются высокая производитель ность выемочных участков (особенно с группой камер), малый расход крепежных материалов, низкая энергоемкость, простота организации работ и управления кровлей. Недостатки – значи тельные потери полезного ископаемого, доходящие в ряде случа ев до 40-50%, и высокая пожароопасность, степень которой, од нако, может быть снижена за счет своевременной изоляции отра ботанных выемочных участков.

Камерно-столбовая система разработки представляет собой комбинацию камерной и столбовой систем. К настоящему времени известно достаточно большое количество разновидно стей камерно-столбовой системы разработки [10, 11, 15, 37, 62, 72, 93], технологические схемы и параметры которой изменяются в зависимости от свойств полезного ископаемого и вмещающих пород, мощности и угла падения пласта, глубины разработки и применяемых средств механизации. Так, например, камеры мо гут располагаться под прямым или острым углом к штрекам, по одну или по обе стороны от них. Подготовка столбов может осу ществляться либо тупиковыми камерами, либо камерами, связы вающими откаточные и вентиляционные выработки, что обеспе чивает последующее проветривание за счет общешахтной де прессии. Известны варианты камерно-столбовой системы с по вторным использованием камер [54].

Очистная выемка полезного ископаемого производится пер воначально в камерах, после чего междукамерные целики (стол бы) отрабатывают в обратном направлении, причем погашение их осуществляется либо по непрерывной схеме, что напоминает технологии с обратным расширением при камерной системе, ли бо с использованием прямых или косых заходок, отделяемых друг от друга небольшими целиками угля (рис. 2.2). В результате практически полностью исключается необходимость в примене нии специальной крепи для управления горным давлением. До полнительное крепление используется только для поддержания кровли в протяженных камерах.

Рис. 2.2. Вариант камерно-столбовой системы разработки с погашением выемочных столбов односторонними косыми заходками:

1 – тупиковая камера;

2 – косая заходка;

3 – выемочный столб;

4 – опорные целики;

5 – бремсберг (или штрек);

6 – откаточный штрек;

7 – вентиляционный штрек Ширина камер и междукамерных столбов определяется из условия горного давления и составляет соответственно 4-12 и 6-15 м. Кроме того, междукамерные столбы могут нарезаться как парными, так и одиночными камерами. При подготовке столбов одиночными камерами их последующая отработка часто осуществляется двусторонними заходками. Выемка полезного ископаемого в камерах и заходках осуществляется как буро взрывным, так и комбайновым способом. Доставка основывается на использовании различной комбинации транспортного и погру зочного оборудования, представляемого конвейерами, погрузоч ными машинами и самоходными вагонами.

Камерно-столбовая система разработки применима в раз личных горно-геологических условиях на пологих и наклонных пластах средней мощности при кровлях различной устойчивости, на пластах не свыше второй категории по метану. Относительно глубины разработки камерно-столбовая система имеет большее распространение по сравнению с камерной, достигая горизонта в 500 м. Кроме того, существенно снижаются потери полезного ис копаемого в недрах, которые редко превышают 25-35%.

Необходимо отметить, что в отличие от камерных систем ширина междукамерных столбов при данной технологии значи тельно больше, что не отражается на полноценности извлечения.


Наоборот, при оставлении узких столбов потери бывают сущест венно выше, так как они сильнее подвержены давлению выше лежащей толщи, что приводит к их разрушению и затрудняет их погашение. К недостатку системы следует отнести увеличение времени на маневровые операции при перегоне комбайна из од ной заходки в другую.

Кроме камерной и камерно-столбовой систем широкое рас пространение получила система разработки короткими столбами [10, 15, 35, 52, 57, 72, 93], при которой выемочные столбы дополнительно разбиваются нарезными выработками на квадратные (реже прямоугольные) участки (короткие столбы) со сторонами от 10 до 30 м (рис. 2.3). Отработка выемочных столбов осуществляется в обратном порядке – от границ шахтного поля, а фронт очистных работ (общая линия забоев) располагается, как правило, диагонально, обеспечивая улучшение условий управле ния кровле. В работе находятся 2-3 коротких столба.

Рис. 2.3. Система разработки коротким и столбами:

1 – короткие с толбы;

2 – нарез ные выработки;

3 – длинные с толбы;

4 – выемочные штреки;

5 – панельные выработки Обязательным является крепление нарезных выработок.

Большое внимание уделяется способам погашения коротких столбов, которые зависят от ряда горно-геологических и горно технических факторов. К ним относятся мощность, угол падения и устойчивость пород непосредственной кровли, а также тип применяемого оборудования и последовательность отработки столбов. При устойчивых породах выемку предпочитают произ водить открытыми заходками по веерной схеме или полосами, начиная от завальной части, при неустойчивых – закрытыми.

Часто рабочий столб ограждается от выработанных пространств отработанных столбов либо небольшими целиками угля, либо ор ганной крепью.

Для проведения выработок и нарезки столбов применяются комплексы оборудования, состоящие из комбайнов проходческо го типа, погрузочной машины, самоходных вагонов, телескопи ческих конвейеров, станков для установки анкерной крепи.

По условиям применения система разработки короткими столбами наибольшее распространение получила на пластах го ризонтального и пологого залегания средней при породах кровли любой устойчивости.

Достоинствами системы является высокая производи тельность труда, низкая трудоемкость по управлению кровлей, постоянный и высокий уровень добычи угля.

К недостаткам можно отнести большой объем нарезны х работ, потери угля в недрах, доходящие до 40%, трудности про ветривания глухих забоев в сети нарезных выработок.

В итоге проведенного анализа необходимо отметить, что общим, наиболее характерным, для данных систем разработки является следующее:

• небольшие размеры выемочных участков, в максимальной мере вписывающиеся в площадные запасы околоствольных целиков по любому из направлений очистной выемки (про стирание, падение, восстание);

• высокая степень адаптации к различным горно-геологичес ким условиям, отличающимся углом падения, мощностью и глубиной залегания пластов, степенью их опасности по са мовозгоранию и выбросам, технологическими характеристи ками вмещающих пород;

• простота технологических схем выемки, предопределяющая стандартную совокупность процессов и операций, характер ную для очистных и подготовительных работ и достаточно высокие технико-экономические показатели;

• однотипность и маневренность применяемого на очистных и подготовительных работах оборудования, позволяющие ис пользовать традиционный для стадии строительства и ввода шахты в эксплуатацию парк проходческих машин, средств транспорта и крепления;

• быстрый ввод в эксплуатацию и низкие капитальные вло жения, обеспечивающие попутную добычу с невысокой себе стоимостью продукции;

• характерный для всех систем недостаток – потери угля (в сравнении с традиционными технологиями добычи) – при решении задачи отработки околоствольных целиков, наобо рот, необходимо отнести к разряду достоинств, предотвра щающих опасные нарушения целостности вмещающих мас сивов и снижающих влияние очистных работ на вертикаль ные шахтные стволы, выработки околоствольных дворов и главных направлений, что также соответствует требованиям частичной выемки охранных целиков;

• наличие незначительных выработанных пространств опреде ляет возможность производить оперативную их закладку, по зволяющую в аналогичных условиях увеличить объемы из влекаемого угля и сократить объемы выдаваемой на поверх ность пустой породы.

2.2. Обоснование геометрических параметров участков отработки околоствольных целиков Одним из важнейших показателей, предопределяющим корректный выбор той или иной системы разработки, техноло гической схемы ведения очистных работ, направления подвига ния очистного фронта, системы транспорта и проветривания, яв ляются размеры подготавливаемых к отработке запасов. В тра диционном понимании такие размеры устанавливаются на ста дии подготовки пластов, в результате чего все шахтное поле де лится по простиранию и по падению на части, удобные для по следующего разделения на выемочные участки, а определение данных размеров осуществляется на основе технико-экономиче ских расчетов, например, с помощью хорошо зарекомендовавше го себя метода вариантов [10, 19].

В отличие от традиционной раскройки шахтных полей оп ределение размеров выемочных участков в пределах около ствольных целиков имеет свои специфические особенности, суть которых сводится к следующим объективным обстоятельст вам:

• максимальные размеры запасов по падению и по простира нию ограничены размерами околоствольного целика, конту ры которого в зависимости от углов сдвижения и глубины устанавливаются по нормативным документам [50, 87];

• в пределах целика сооружается околоствольный двор, каж дый тип двора характеризуется своими габаритными разме рами и сетью околоствольных и вскрывающих выработок, охрана которых осуществляется предохранительными цели ками шириной не менее 30 м [87];

• к околоствольному двору примыкают магистральные отка точные (конвейерные) и вентиляционные выработки обще шахтного назначения, которые также охраняются предохра нительными целиками.

Таким образом, на стадии строительства и подготовки шах ты для сдачи ее в эксплуатацию отработке подлежит только часть околоствольного целика, ограниченная с внешних сторон его контуром, а внутри границами предохранительных целиков, в пределах которых располагается комплекс выработок около ствольного двора с примыкающими к нему магистральными вы работками. В связи с этим задача определения размеров выемоч ных участков в околоствольных целиках может быть реализована только при взаимной увязке всех отмеченных выше геометриче ских параметров.

К настоящему времени, исходя из типа обслуживаемых стволов, вида транспорта и типа транспортных средств, направ ления поступления грузов и схем грузопотоков, производствен ной мощности, угла падения и числа рабочих пластов и др., из вестны различные варианты околоствольных дворов, отличаю щиеся своей конфигурацией и размерами [10, 35, 51]. Однако при их анализе оказалось возможным сформировать обобщен ную (абстрагированную) схему двора (рис. 2.4), на которой в полной мере отражается совокупность всех геометрических ха рактеристик, включающая:

L, ок.дв и L-, ок.дв – максимальные габариты околоствольного двора по простиранию и по падению-восстанию соответственно;

L, ств и L-, ств – расстояния между вертикальными стволами по простиранию и по падению-восстанию соответственно;

L, ок.дв и L, ок.дв – расстояния от ствола до крайней выработки околоствольного двора в направлении по восстанию и по падению соответственно;

L.,ок.дв и L.,ок.дв – максимальное и минимальное расстоя л max л min,, ния слева от ствола до крайней выработки околоствольного двора в направлении по простиранию;

пр., max пр., min L, ок.дв и L, ок.дв – максимальное и минимальное расстоя ния справа от ствола до крайней выработки околоствольного двора в направлении по простиранию.

Рис. 2.4. Обобщенная схема околоствольного двора Среди множества различных околоствольных дворов в дан ной работе было выделено 7 типовых схем, в максимальной сте пени удовлетворяющих как условиям пологого и наклонного за легания угольных пластов, так различной производственной мощности шахт. Обязательным являлось наличие главной отка точной выработки, проводимой по пласту или в непосредствен ной близости от него в направлении простирания. Такие схемы характеризуют следующие типы дворов:

1) диагональный круговой при транспортировании грузов в вагонетках с глухим кузовом;

2) челноковый при транспортировании грузов в вагонет ках с глухим кузовом;

3) круговой с поточным движением составов из вагонеток с глухим кузовом с параллельным расположением ветвей;

4) круговой с поточном движении составов из вагонеток с глухим кузовом с перпендикулярным расположением ветвей;

5) тупиковый при транспортировании грузов в вагонетках с глухим кузовом;

6) круговой при транспортировании угля секционными по ездами и вагонетками с откидными днищами;

7) при транспортировании горной массы конвейерами.

Геометрические параметры выбранных типов околостволь ных дворов, необходимые для последующего определения разме ров выемочных участков, сведены в табл. 2.1.

В соответствии с Указаниями [87] ширина предохранитель ных угольных целиков для охраны выработок околоствольного двора и выработок главных направлений принимается исходя максимальных размеров зоны вредного влияния опорного дав ления от очистных работ Lо, значения которых для пологих и на клонных пластов и при среднеобрушающихся породах основной кровли и закреплении жесткой крепью приведены в табл. 2.2. Эти данные корректируются коэффициентами, учитывающими изме нение типа основной кровли k обр и крепление выработок по датливыми крепями k под [87]:


при труднообрушающейся и легкообрушающейся основ ной кровле – k обр = 1,2 и k под = 0,8 соответственно;

при податливости крепей не менее 300 мм и не менее 500 мм – knod = 0,75 и k под = 0,65 соответственно.

Анализируя данные табл. 2.2, можно отметить, что разме ры целиков для различных глубин и прочности присекаемых по род изменяются в диапазоне от 30 (Hm 200 м, Rc 120 МПа) до 130 м (Hm = 1000 м, Rc 20 МПа). Столь широкий разброс шири ны предохранительных целиков может существенно повлиять на размеры планируемых к отработке в пределах околоствольных целиков запасов, а в определенных горно-геологических условиях – полностью исключить саму возможность погашения (даже частичного) околоствольных целиков на стадии строительства шахты.

Как отмечалось выше, размеры околоствольных целиков определяются по углам сдвижения и глубине залегания угольного пласта и в значительной степени зависят от его угла падения (расчетные формулы в соответствии с [50] приведены в п. 1.1).

Таблица 2. Геометрические характеристики околоствольных дворов (м) L.,ок.дв л max L.,ок.дв л min L,., max пр L,., min пр L, ок.дв L-, ок.дв L, ств L-, ств L, ок.дв L, ок.дв № схемы,, ок.дв ок.дв 1 200 132 8 62 36 34 116 -24 76 2 320 56 52 41 0 15 144 0 124 3 360 106 60 58 0 48 128 40 172 4 135 250 52 50 106 94 0 0 83 5 356 56 52 41 0 15 170 0 134 6 470 205 0 85 27 93 287 172 183 7 80 172 0 82 60 30 36 36 44 Таблица 2. Ширина предохранительных целиков Lо (м) Глубина Расчетное сопротивление присекаемых пород расположения сжатию R c, МПа выработки более до 20 30 40 50 60 80 100 Hm, м До 200 70 55 45 40 35 30 30 30 300 85 65 55 45 40 35 35 35 400 100 80 65 50 45 40 40 40 500 110 90 75 60 50 45 45 45 600 120 100 85 70 60 50 50 50 800 125 110 95 80 70 65 60 60 1000 130 120 105 90 80 70 65 60 Так, например, для условий Российского Донбасса, если размеры целиков при горизонтальном залегании могут изменять ся от 55 (Нт = 200 м) до 196 м (Нт = 1000 м), то уже при = 35° размер по падению для данных глубин увеличивается с 77 до 250 м (независимо от глубины является постоянным при 20° 45°), а по восстанию в диапазоне глубин 200-1000 м – от до 656 м. Все размеры характеризуют расстояние от одного из стволов до ближайшего контура околоствольного целика в на правлении по простиранию L, по восстанию L и по падению L.

На рис. 2.5-2.11 для наглядного представления приведено сопоставление занимаемых площадей околоствольными и предо хранительными целиками при их минимальных и максималь ных размерах (для глубин 250 и 1000 м), которые адаптирова ны к конфигурации выработок 7 околоствольных дворов. Общи ми обозначениями на всех рисунках являются:

линия контура предохранительного целика минимальной ширины – штрихпунктирная, максимальной – пунктирная;

транспортные магистрали выработок околоствольного двора – сплошные линии;

I и II – скиповой и клетевой стволы;

1 и 2 – контур околоствольного целика соответственно мини мального и максимального размера на горизонтальных пластах;

3 и 4 – контур околоствольного целика соответственно мини мального и максимального размера на пластах с углом падения 35°.

Рис. 2.5. Взаимное наложение целиков при схеме № околоствольного двора Рис. 2.6. Взаимное наложение целиков при схеме № околостволыюго двора Рис. 2.7. Взаимное наложение целиков при схеме № околоствольного двора Рис. 2.8. Взаимное наложение целиков при схеме № околоствольного двора Рис. 2.9. Взаимное наложение целиков при схеме № околоствольного двора Рис. 2.10. Взаимное наложение целиков при схеме № околоствольного двора Рис. 2.11. Взаимное наложение целиков при схеме № околоствольного двора Суть выводов при анализе взаимного наложения целиков сводится к следующему:

• на всех приведенных схемах предохранительные целики практически полностью перекрывают площади около ствольных целиков слева и справа от околоствольных дво ров в направлении по простиранию;

небольшие участки, пригодные к отработке, остаются (кроме схемы № 6) лишь со стороны восстания от магистральных выработок, но уже с увеличением предохранительных целиков эти участки также выводятся из эксплуатации (исключение составляет схема № 4: возможна отработка целика слева от двора);

• на глубинах 200-300 м габариты околоствольных дворов даже с минимальными размерами предохранительных цели ков сопоставимы с размерами околоствольных целиков, что исключает отработку последних;

• максимум запасов, планируемых к выемке, сосредоточен со стороны восстания, объемы которых значительно возраста ют при увеличении угла падения пласта;

• в направлении падения размеры выемочных участков, ввиду ограниченности околоствольных целиков (L 250 м), зави сят, главным образом, от размеров предохранительных це ликов, при уменьшении которых площадь возможной под работки существенно возрастает;

• компактность схем № 1, 2, 5 и 7 предопределяют макси мальные объемы запасов, принимаемых к выемке на стадии строительства шахты.

Для определения размеров участков околоствольных цели ков, планируемых к отработке в различных горно-геологических, были построены номограммы (рис. 2.12 – 2.14). На рисунках сплошными линиями показана группа кривых, характеризую щих изменение ширины предохранительных целиков, соответст вующая данным табл. 2.2, а штриховыми линиями – зависимости размеров околоствольных целиков по восстанию (см. рис. 2.12) и падению (см. рис. 2.13) для 8 значений угла залегания угольного пласта. Размер околоствольного целика по простиранию (см. рис.

2.14) не зависит от угла падения. Графики выполнены в диапазо не глубины 200-1000 м.

Рис. 2.12. Номограмма для определения размеров участков отработки по восстанию:

для L0 - 1, 2, 3, 4, 5, 6, 7, 8 и 9 при R c менее 20 МПа, равно 30, 40, 50, 60, 80, 100, 120 МПа и более 120 МПа;

для L – 1, 2, 3, 4, 5, 6, 7 и 8 при, равном 0, 5, 10, 15, 20, 25, 30 и 35° Рис. 2.13. Номограмма для определения размеров участков отработки по падению:

для L0 - 1, 2, 3, 4, 5, 6, 7, 8 и 9 при R c менее 20 МПа, равно 30, 40, 50, 60, 80, 100, 120 МПа и более 120 МПа;

для L – 1, 2, 3, 4, 5, 6, 7 и 8 при, равном 0, 5, 10, 15, 20, 25, 30 и 35° Рис. 2.14. Номограмма для определения размеров участков отработки по простиранию:

для L0 - 1, 2, 3, 4, 5, 6, 7, 8 и 9 при R c менее 20 МПа, равно 30, 40, 50, 60, 80, 100, 120 МПа и более 120 МПа Использование номограмм позволяет определять размеры планируемых к отработке участков исходя из разницы между размерами околоствольных и предохранительных целиков при заданной глубине разработки, прочности вмещающих пород и креплении выработок жесткой крепью. Так, например, при Нт = 500 м и Rc = 40 МПа размеры участков отработки составят по восстанию L – Lо = 175 м, по падению L – Lо = 48 м и по про стиранию L –L0 = 33 м. Однако данные размеры будут кор ректными только в том случае, когда ось стволов пересекает ось крайних выработок двора, например при схемах № 2, 3 и 5 со стороны восстания (см. рис. 2.6, 2.7 и 2.9) и при схеме № 4 по простиранию слева от двора (см. рис. 2.8). В конкретной же си туации необходимо учитывать взаимное расположение стволов и выработок, обусловленное конфигурацией околоствольного дво ра и соответствующими геометрическими параметрами, приве денными на основании обобщенной схемы (см. рис. 2.4) в табл.

2.1. В итоге, при учете также характеристики кровли по обру шаемости и податливости крепей, размеры планируемых к отра ботке участков по всем направлениям могут быть определены на основании следующей группы выражений:

L, у = L – kобр k под Lо – L, ок.дв ;

L, у = L– kобр k под Lо – L, ок.дв ;

L., max = L – k обр k под Lо – L.,ок.дв ;

л л max,у, L., min = L – k обр k под Lо – L.,ок.дв ;

л л min,у, L,., max = L – k обр k под Lо – L,., max ;

пр пр у ок.дв L,., min = L – k обр k под Lо – L,., min, пр пр у ок.дв где L, у, L, у, L., max, L., min, L,., max, L,., min – размеры участков л л пр пр,у,у у у в направлении восстания, падения, слева (максимальный и ми нимальный) и справа (максимальный и минимальный) от двора по простиранию. Отрицательные значения, которые могут быть получены в процессе расчета, говорят об исключении возмож ности отработки околоствольного целика в данном направлении.

Таким образом, формируется следующий алгоритм опреде ления размеров участков отработки в пределах околоствольного целика на стадии строительства шахты:

• по заданным глубине залегания и углу падения пласта, а также расчетной прочности присекаемых выработками по род на основании номограмм определяются размеры около ствольных и предохранительных целиков (при промежуточ ных значениях прочности и угла падения размеры опреде ляются методом аппроксимации);

• исходя из характеристики основной кровли по обрушаемо сти и типа применяемых крепей, соответствующими коэф фициентами корректируется ширина предохранительных целиков;

• на основании типа околоствольного двора находятся гео метрические параметры, характеризующие расстояния от стволов до крайних выработок по четырем направлениям;

• при использовании универсальных выражений (2.1) рассчи тываются искомые параметры.

2.3. Технологические схемы выемки целиков на основе систем разработки короткими очистными забоями 2.3.1. Выбор способа и средств закладки выработанных пространств В работах ведущих специалистов, научно-исследователь ских и проектных организаций в области технологий подземной добычи полезного ископаемого к настоящему времени на базе камерных и камерно-столбовых систем, а также систем разра ботки короткими столбами уже сформирован ряд технологиче ских схем выемки, большая часть из которых успешно эксплуа тируется в мировой практике.

Данные схемы адаптированы к различным горно-геологическим и горнотехническим условиям отработки, как крупных шахтных полей, так и небольших площад ных запасов. Однако большинство из них, ввиду ряда причин, свя занных, например, с ростом потерь угля в участковых целиках при увеличении глубины разработки или снижением прочности углей, с перенасыщенностью горно-подготовительными работами, с экс плуатационными характеристиками оборудования, с необходимо стью применения дополнительных средств крепления и др., для от работки околоствольных целиков может иметь лишь ограничен ное применение. Одной из главных причин также является спо соб управления кровлей, предусматривающий ее полное обруше ние в выработанных пространствах, которое в определенных усло виях может привести к запредельным деформациям крепи и арми ровки стволов.

В связи с этим для разработки технологических схем очист ных работ для отработки околоствольных целиков предлагается использовать в качестве основного способа управления кровлей закладку выработанных пространств. Применение закладки не только обеспечивает сокращение потерь угля и увеличение безо пасности работ в сложных горно-геологических условиях, но и при водит к существенному снижению объемов породных отвалов терриконов на поверхности, занимающих десятки тысяч гектаров плодородных земель и загрязняющих атмосферу при горении, что позволяет рассматривать технологии ведения подземных работ как безотходные производства.

К настоящему времени известно 6 основных способов заклад ки выработанных пространств: ручной, самотечный, механический, гидравлический, пневматический и комбинированные. В России и за рубежом наибольшее распространение получила гидравлическая и пневматическая закладки, достоинствами которых являются вы сокая производительность и низкая трудоемкость закладочных ра бот, а также высокая плотность закладочного массива. Однако наи большей универсальностью с точки зрения ведения работ по раз личным направлениям залегания угольного пласта обладает пнев матическая закладка, которая к тому же исключает подачу боль шого количества воды в шахту.

Требованию уменьшения объема выдаваемой горной поро ды на поверхность в максимальной степени удовлетворяют оте чественные стационарный пневмозакладочный комплекс ПЗП и полустационарный дробильно-закладочный комплекс «Титан-1»

[11, 20, 35, 41, 95]. Комплекс ПЗП состоит из дробильно-сорти ровочных машин, устанавливаемых в специальных камерах и вы работках, расположенных в районе околоствольного двора, глав ного откаточного или вентиляционного штрека, и пневмозакла дочных машин типа ПЗБ, находящихся на выемочных участках в прилегающих выработках на расстоянии не более 170 м от очистного забоя. Наибольшая дальность транспортирования за кладочного материала составляет 500 м.

Сокращение транспортных коммуникаций для подачи за кладочного материала обеспечивается при использовании ком плекса «Титан-1», который может находиться в непосредствен ной близости от грузовых ветвей, служащих для доставки к ство лам пустой породы. Однако данный комплекс имеет меньшую дальность транспортирования (до 100-130 м), а установка его не посредственно в очистных выработках может быть возможна при вынимаемой мощности пласта не менее 2 м.

Таким образом, при сравнительно небольшой длине вырабо ток или при мощности более 2 м целесообразным является при менение комплекса типа «Титан-1» или его модификаций «Титан 1м» и «Титан-1м-01», а при большей длине транспортирования закладки и меньшей вынимаемой мощности – комплекс ПЗП с пневмозакладочной машиной типа ПЗБ.

2.3.2. Технологические схемы на базе камерной системы разработки Как уже отмечалось в п. 2.1, ведение очистных работ при камерной системе разработки разделяется на два основных вида:

без расширения и с расширением камер.

Вариант технологической схемы отработки выемочных уча стков регулярно расположенными камерами без их последующе го расширения [72] приведен на рис. 2.15. Камеры в целях про ветривания соединяются между собой сбойками, а организация очистных работ в них осуществляется независимо друг от друга – в соответствии с технологией проведения подготовительных вы работок. Работы в камерах ведутся с одной установки комбайна, т.е. без дополнительных маневровых операций. Крепление кров ли производится анкерами.

Рис. 2.15. Вариант отработки участка регулярно расположенным и камерам и Основным преимуществом данной схемы является возмож ность отработки выемочных участков значительной длины за счет высоких темпов ведения очистных работ, их простоты и од нотипности. Однако чрезмерное увеличение общего числа камер может привести к раздавливанию целиков угля между ними, особенно с увеличением глубины разработки. Как правило, дан ная схема ограничивается глубиной 250-300 м.

Распространение данной схемы на большие глубины стано вится возможным при использовании закладки отработанных ка мер. При этом появляется возможность уменьшения ширины це ликов. Было разработано два принципиальных варианта техно логических схем ведения очистных работ регулярно распола гаемыми камерами с закладкой выработанных пространств с ис пользованием пневмозакладочного комплекса типа «Титан-1»

(рис. 2.16).

Принципиальное отличие схем друг от друга заключается в подготовке выемочных участков: в первом случае она происхо дит сдвоенными подготовительными выработками, которые мо гут быть проведены либо в центре участка отработки, либо у од ной из его границ;

во втором – подготовка осуществляется путем оконтуривания выемочного участка. Достоинством первого вари анта является возможность двусторонней отработки выемочных участков, что предопределяет меньшие затраты времени на под готовку при увеличенных размерах выемочных участков по про стиранию.

При увеличении углов залегания угольных пластов, вызы вающих рост размеров околоствольных целиков (особенно со стороны восстания), отработку участков необходимо вести с раз делением целика на ярусы. При этом нижний (откаточный) штрек (см. рис. 2.16, б) может быть повторно использован для нижнего яруса в качестве вентиляционного. Кроме того, такая схема обладает следующими преимуществами: упрощенная по следовательная проветривания очистных и закладочных камер;

разделение грузопотоков по границам на разные горизонты;

уп рощение закладочных работ, так как заполнение камер осущест вляется в направлении восстания, что не требует возведения до полнительных ограждений для удержания закладочного мате риала от сползания.

а) б) Рис. 2.16. Варианты технологических схем с закладкой выработанных пространств при ре гуля рном расположении камер:

а – при подготовке выемочного участка сдвоенными выработками;

б – при оконтуривании выемочного участка;

1 – откаточный штрек;

2 – вентиляционный штрек;

3 – закладочный массив;

4 – камера;

5 – участковые предохранительные целики;

6 – проходческий комбайн;

7 – ленточный конвейер;

8 – пневмозакладочный комплекс «Титан-1» с перегружателем;

9 – закладочный трубопровод с отклоняющимся патрубком Распространение камерных систем на большие глубины становится возможным при отработке групповыми тупиковыми камерами, например 2, 3 или 4 камерами в пределах одного вы емочного участка [24, 72]. Однако необходимым условием при этом является наличие прочной основной кровли, предельный пролет которой и определяет ширину участка [23, 63, 65]. Пред полагается, что в каждой группе отработка камер ведется одно временно, а проветривание, ввиду формирования сбоек между ними, обеспечивается за счет общешахтной депрессии.

Строгое соблюдение такой технологии требует значитель ного парка оборудования: в каждой камере устанавливаются свой проходческий комбайн и средства транспорта. Естественно, что на стадии строительства шахты это приведет к значительным капитальным затратам. Определенные сложности вызывает и применение закладочных работ, так как в групповых камерах при использовании одного пневмозакладочного комплекса требуется общее увеличение дальности транспортирования пульты и час тый перемонтаж трубопровода.

В связи с этим предлагается использование групповых камер (в частности, 3 и 4 камер) при совмещении в них очистных и закладочных работ по типу технологий с регулярно располо женными камерами, а разделение работ по закладке выработан ных пространств и очистной выемке сохранить только при отра ботке участков парными камерами, принципиальные схемы кото рой были сформированы в работах [24, 63, 72].

Сущность разработки парными камерами заключается в одновременном (с незначительным опережением забоев) прове дении двух камер, соединяющихся между собой сбойками и раз деляющихся междукамерным целиком угля. Камеры формируют выемочный участок, в пределах которого все (или часть) произ водственные процессы связаны в единый комплекс. В свою оче редь, каждая пара камер отделяется друг от друга межучастко выми целиками, служащими опорными конструкциями для под держания всей вышележащей породной толщи и предохраняю щими ее от разрушений при подработке. Наибольший интерес, с точки зрения минимума затрат и последующего ведения закла дочных работ, представляют собой 2 технологические схемы (рис. 2.17) – с совмещенной схемой транспортировки угля и с транспортировкой угля самоходными вагонами.

Рис. 2.17. Принципиальные технологические схемы отработки пластов парными камерами:

а – с совмещенной схемой транспортировки угля;

б – с транспортировкой угля самоходными вагонами;

1 – отработанные камеры;

2 – рабочие камеры;

3 – междукамерный целик;

4 – межучастковые целики;

5 – участковые выработки;

6 – проходческие комбайны;

7 – ленточные конвейеры;

8 – самоходные вагоны;

9 – шахтный грузчик;



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.