Содержание к диссертации
Введение
1. Геотехнологические аспекты и методы в решении задач отработки околоствольных целиков 11
1.1. Основные параметры сдвижения горных пород и земной поверхности при подземной разработке 11
1.2. Краткая оценка запасов угля в околоствольных целиках 14
1.3. Анализ технологий отработки запасов в околоствольных целиках 19
1.4. Методы расчета сдвижений и деформаций подрабатываемых массивов и земной поверхности 27
1.4.1. Общая характеристика методов расчета 27
1.4.2. Учет закладки выработанных пространств 32
1.5. Методы обоснования технологических схем ведения очистных работ в
условиях ограниченности пространственно-временных
ресурсов 38
1.5.1. Краткий обзор методов моделирования технологических процессов очистных работ 38
1.5.2. Традиционные методы обоснования параметров технологических схем ведения очистных и подготовительных работ 42
1.5.3. Основные требования для реализации задач отработки околоствольных целиков методами имитационного моделирования 46
1.6. Задачи исследований 49
Выводы по главе 1 50
2. Методологические основы геомеханической оценки деформаций шахтных стволов при отработке околоствольных целиков 52
2.1. Основные требования безопасной отработки околоствольных целиков 52
2.2. Методические основы расчета ожидаемых деформаций вертикальных шахтных стволов 53
2.3. Условия подработки вертикальных шахтных стволов 61
2.3.1. Обобщенная схема и основные геометрические параметры 61
2.3.2. Влияние границ мульды сдвижения 64
2.3.3. Влияние полной и неполной подработки 72
2.4. Разработка метода расчета искривлений вертикальных шахтных стволов в условиях подработки 78
2.4.1. Дифференциальные уравнения деформаций подрабатываемых стволов 78
2.4.2. Статистическая обработка эмпирического массива данных типовой функции оседаний 80
2.4.3. Статистическая обработка эмпирического массива данных типовой функции горизонтальных сдвижений 85
2.4.4. Определение исходных параметров для расчета искривлений подрабатываемых стволов 90
2.4.5. Уравнения для расчета деформаций подрабатываемых стволов 102
2.4.6. Оценка деформационного состояния ствола при его подработке 105
Выводы по главе 2 112
3. Разработка расчетной модели и методические положения обоснования организационно-технологических параметров ведения очистных работ короткими забоями с закладкой выработанных пространств .112
3.1. Методические основы организационно-технологической оценки параметров очистной выемки в коротких забоях в условиях устойчивых боковых пород 112
3.2. Методические основы организационно-технологической оценки параметров очистной выемки в камерах в условиях слабых вмещающих пород 121
3.3. Моделирование технологических процессов ведения горных работ в коротких очистных забоях 124
3.3.1. Формирование базовых технологических схем очистной выемки 124
3.3.2. Блок-схема и программное обеспечение расчета организационно-технологических показателей ведения очистных работ 131
3.3.3. Влияние основных горно-геологических и горнотехнических факторов на технологические показатели ведения очистных работ в коротких забоях 133
3.4. Структура закладочных работ в коротких забоях 146
Выводы по главе 3 158
4. Обоснование параметров ведения очистных работ короткими забоями при отработке околоствольных целиков 161
4.1. Сопоставление темпов ведения очистных и закладочных работ в камерах 161
4.2. Определение организационно-технологических показателей ведения горных работ 162
4.3. Формирование структурированных технологических схем отработки околоствольных целиков 174
4.4. Методика обоснования параметров короткозабойных технологий при отработке околоствольных целиков 185
4.4.1. Назначение методики, исходные данные и порядок их подготовки 185
4.4.2. Обоснование параметров по критерию «безопасная подработка шахтных стволов» 188
4.4.3. Обоснование параметров по критерию
«ограничение по времени» 188
Выводы по главе 4 191
Заключение 194
Список использованных источников
- Методы расчета сдвижений и деформаций подрабатываемых массивов и земной поверхности
- Методические основы расчета ожидаемых деформаций вертикальных шахтных стволов
- Методические основы организационно-технологической оценки параметров очистной выемки в камерах в условиях слабых вмещающих пород
- Определение организационно-технологических показателей ведения горных работ
Введение к работе
Значительную долю в общей структуре потерь угля в период строительства и последующей эксплуатации угольной шахты составляют потери в околоствольных целиках. Так, например, при вскрытии и подготовке только одного угольного пласта мощностью 2 м на глубине около 1000 м такие потери могут достигать 1,5 млн. т. Исключение работ по их извлечению на стадии строительства шахты ведет к значительному прямому экономическому ущербу, заключающемуся в увеличении затрат на 1 т извлекаемых запасов за счет роста непроизводительных затрат на геологоразведочные работы, проектирование и строительство шахты, проведение и поддержание горных выработок перед пуском лав первой очереди.
Так как запасы в околоствольных целиках классифицируются как ограниченные, их отработка может производиться только с применением технологий, базирующихся на системах разработки короткими забоями. Значимыми факторами, характеризующими степень адаптации конкретных технологических схем, являются геометрические размеры и конфигурация участков отработки, пространственная ориентация и размеры целиков и выработанных пространств, схемы околоствольных дворов, номенклатура технической базы. Однако применение данных технологий представляет определенные трудности, связанные с необходимостью обеспечения требованиям, при которых развивающиеся деформации в массиве не должны превышать допустимых для шахтных стволов. Одним из вариантов решения данной проблемы является применение закладки выработанных пространств.
Существующие методы исследований и расчетные модели не позволяют адекватно отразить влияние как геомеханических, так и геотехнологических параметров отработки околоствольных целиков на полноценность деформированного состояния массива вмещающих пород и его влияния на подрабатываемые шахтные стволы, в особенности при увязке технологических процессов ведения очистных и закладочных работ в коротких забоях. Все это указывает на то, что решение задач обоснования
7 параметров короткозабойных технологий при отработке околоствольных целиков является актуальной и в научном, и в практическом отношении.
Диссертационная работа выполнялась в рамках темы по единому заказ-наряду Федерального агентства по образованию № 17.05 «Исследование геомеханических процессов подземного пространства, влияния этих процессов на сопутствующие среды и земную поверхность» и госбюджетной НИР ГР 0120105855 по теме П53-801 «Разработать средства и способы крепления и охраны горных выработок и обеспечение безопасности труда на горных и строящихся предприятиях».
Целью работы является геомеханическое и геотехнологическое обоснование параметров короткозабойных технологий, позволяющих производить эффективную и безопасную отработку околоствольных целиков с закладкой выработанных пространств на этапе строительства горного предприятия.
Идея работы заключается в том, что для отработки околоствольных целиков применяются короткозабойные технологии с закладкой выработанных пространств, адаптация которых к условиям безопасной подработки шахтных стволов и временным ограничениям календарного плана строительства шахты обеспечивается на основе геомеханической оценки ситуаций и многовариантного моделирования технологических процессов.
Основные научные положения, выносимые на защиту:
параметры короткозабойных технологий с закладкой выработанных пространств (размеры камер, заходок, целиков, выемочных участков, темпы ведения очистных работ) при отработке околоствольных целиков устанавливаются на основе предельно допустимых деформаций подрабатываемых шахтных стволов и интервала времени, регламентированного сроком подготовки очистного фронта перед пуском шахты в эксплуатацию;
расчетные деформации сжатия-растяжения, наклоны и кривизна подрабатываемых стволов зависят от коэффициента извлечения полезного ископаемого, эффективной мощности, глубины залегания и угла падения угольного пласта, размеров околоствольных и неизвлекаемых предохранительных целиков, параметров мульды сдвижения, конфигурации и размеров околоствольных дворов и определяются путем дифференцирования типовых функций оседаний и горизонтальных сдвижений;
изменение относительных типовых значений оседаний и горизонтальных сдвижений в пределах мульды сдвижения для условий Российского Донбасса в зависимости от коэффициента подработанности и угла падения пласта описывается интегральными эмпирическими функциями экспоненциально-полиномиального вида;
организационно-технологические показатели ведения очистных и закладочных работ при камерных и камерно-столбовых системах разработки в пределах выемочных участков (трудоемкость, темпы подвигания очистного фронта и возведения закладочного массива) определяются на основе имитационного моделирования технологических процессов в одиночной выработке - условной камере.
Научная новизна работы заключается в следующем:
разработан метод расчета и установлены закономерности искривлений подрабатываемых вертикальных шахтных стволов, позволяющие осуществлять количественную оценку относительных вертикальных и горизонтальных деформаций, наклонов и кривизны стволов в зависимости от размеров выработанных пространств, околоствольных и неизвлекаемых предохранительных целиков, от технологических характеристик и свойств закладочных и вмещающих массивов, от глубины залегания и угла падения угольных пластов, а также от геометрических характеристик околоствольных дворов;
разработана обобщенная расчетная модель организационно-технологических показателей ведения очистных работ в коротких забоях с учетом трудоемкости закладочных работ, обеспечивающая обоснование рациональных темпов отработки угольных пластов при варьировании номенклатуры добычного оборудования, параметров камер и выработанных пространств в условиях устойчивых и слабых вмещающих пород;
разработан метод расчета, обеспечивающий обоснование темпов подвигания очистного фронта, объемов извлечения угля, размеров камер, заходок и целиков в пределах выемочных участков на базе камерных и камерно-столбовых систем разработки при отработке околоствольных целиков с закладкой выработанных пространств с учетом требований категорий охраны капитальных горных выработок и календарного плана строительства горного предприятия.
Методы исследований. Для решения поставленных задач в работе используется комплекс методов: анализ короткозабойных технологий и анализ существующих технологий отработки околоствольных целиков; обобщение экспериментально-аналитических методов расчета для обоснования отработки целиков; графо-аналитический метод; методы математического моделирования состояний и процессов при очистной выемке; методы математической статистики, корреляционного анализа и дифференциального исчисления.
Достоверность научных положений, выводов и рекомендаций
подтверждаются: корректностью постановки задач и формирования
расчетных схем; использованием базовых положений методов расчета,
рекомендованных нормативными документами при решении задач горной
геомеханики и организационно-технологического обоснования
технологических схем ведения очистных и подготовительных работ; удовлетворительным совпадением результатов корреляционного анализа (корреляционное отношение не менее 0,901).
Работа соответствует шифру специальности 25.00.22 -«Геотехнология (подземная, открытая и строительная), ее формуле, а также пунктам «создание и научное обоснование технологии разработки природных и техногенных месторождений полезных ископаемых» и «разработка технологических способов управления качеством продукции горного предприятия и методов повышения полноты извлечения запасов недр» области исследования.
Научное значение работы заключается в разработке методов расчета для обоснования прогрессивных технологических решений по отработке околоствольных целиков на базе камерных и камерно-столбовых систем разработки с закладкой выработанных пространств, построенных на принципах имитационного моделирования технологических процессов и регламентированных условиями безопасной подработки шахтных стволов и временными рамками в пределах календарного плана строительства горного предприятия.
Практическое значение работы состоит: в разработке методических основ многовариантной оценки организационно-технологических схем ведения очистных работ в коротких забоях с закладкой выработанных пространств; в формировании структурированных технологических схем отработки околоствольных целиков на основе комбинации вариантов камерных и камерно-столбовых систем разработки, ориентированных на изменение горно-геологических и геотехнологических условий; в разработке алгоритмов и методики обоснования параметров короткозабойных технологий при отработке околоствольных целиков с учетом требований безопасности подработки шахтных стволов и ограничения во времени.
Методы расчета сдвижений и деформаций подрабатываемых массивов и земной поверхности
По упрощенным методикам расчета находятся максимальные величины деформаций без учета их знака и координат. Однако необходимо знать положение характерных точек мульды сдвижения: точек максимальных наклонов (перегибов кривой оседания), точек максимальной кривизны, точек максимальных растяжений и точек наибольших горизонтальных сдвижений. Углы наклона линий, определяющих положение этих точек, обозначаются и Гк.ае и Ч (Рис- L6) Рисунок 1.6. Графики сдвижений и деформаций по характерным точкам мульды сдвижения: 1 - наклонов і; 2 — горизонтальных сдвиоісений ,; 3 — относительных горизонтальных деформаций г; 4 — оседаний ц. Тг- - угол точки перегиба кривой оседания; 0 - угол точки перехода от растяжения к сжатиям; ст - угол максимальных растяжений Среди полуэмпирических методов расчета наибольшее распространение получила методика, основанная на использовании типовых кривых и ставшая базой для формирования нормативного документа по охране сооружений и природных объектов от вредного влияния подземных разработок [56]. Предполагается, что известна типовая функция кривой I оседания S[z), координаты которой выражаются в относительных единицах: для точек, расположенных в главном сечении по простиранию пласта, у z(x) = —; для точек, расположенных в полумульде по падению и по У\ Уі t восстанию пласта, соответственно - zy =- и zy = -= (х, ух и у2 Lx 2 L2 расстояния от точки максимального оседания (начала координат) до рассматриваемой точки в полумульдах по простиранию, падению и восстанию; L{, L2 и L3 - длины полумульд по падению, восстанию и простиранию, которые определяются по граничным углам и углу максимального оседания при неполной подработке или по углам полных сдвижений при полной подработке.
Для определения оседаний поверхности используется соотношение: 77(х, ) = 77тах ) (1-6) Наклоны / (іх, іуі, іуі), кривизна К (Кх, Ку , Ку2), горизонтальные сдвижения ( , , у2) и деформации є (єх,єуі, єуг) в любой точке главных сечений находятся по типовым функциям S\z) и F{z) (функция типовой кривой горизонтальных сдвижений) [56] и их производным: і = -S {z), К = f-S"(z), { = 0,5tf077maxF(4 є = 0,5а0%f±F{z), (1.7) L L L где L — длина соответствующей полумульды; a0- относительное горизонтальное сдвижение.
При использовании типовых функций имеют место отклонения фактических оседаний от расчетных, что объясняется высокой степенью идеализации при математическом описании деформирования поверхности. Для компенсации возможных отклонений при определении максимальных значений параметров мульды, необходимых для решения инженерных задач по охране объектов, ожидаемые значения умножают на повышающие коэффициенты, называемые коэффициентами перегрузки [24,56,85]: п% = і/? = U; л/ = 77" = ІД; «J = 1,8. (1.8)
Здесь индекс «м» означает корректировку параметров именно для земной поверхности в пределах мульды.
Начиная с 50-60-х годов прошлого столетия, получили распространение аналитико-экспериментальные методы расчета, основанные на гипотезах о механизме сдвижения горных пород, одним из ярких представителей которого стал метод Р.А. Муллера, предложенный для горизонтального залегания пластов [20,21,24]. В основу метода положены следующие предпосылки: мульда образуется в результате изгиба слоя пород под влиянием собственного веса; горные породы при деформации в объеме не изменяются; массив представляется малосвязной средой, способной сопротивляться сжатию и сдвигу и в незначительной степени - растяжению. При разработке метода использовалась следующая теоретическая зависимость, подтвержденная экспериментальным путем: S—KV&L, (1.9) ОХ где х и у - координаты по напластованию и по нормали к пласту; К (у) = с2 у -характеристическая функция, отражающая распределительную сопосбность массива; с — коэффициент, характеризующий механические свойства пород. Неизменность пород в объеме выражалась уравнением: = 0. (1.10) дх ду
В результате решения задачи для двухслойного массива (коренные породы и наносы) были получены следующие формулы для расчета сдвижений и деформаций земной поверхности:
Методические основы расчета ожидаемых деформаций вертикальных шахтных стволов
Основой для определения ожидаемых (расчетных) деформаций шахтных стволов под влиянием частичной отработки околоствольных целиков является алгоритм расчета искривлений, приведенный в нормативном документе [85]. В качестве базовых положений в алгоритме заложены следующие основные принципы: искривления вертикальных шахтных стволов определяются для условий полной и неполной подработки; расчеты производятся на разрезах по простиранию или вкрест простирания в пределах мульды сдвижения, ограниченной граничными углами; искривления шахтных стволов определяются на основе построения схемы положения изолиний функции распределения относительных вертикальных сдвижений S(z) в долях от максимального оседания при полной подработке и расчета вертикальных и горизонтальных составляющих вектора сдвижения в точках массива по вертикальной оси ствола; построение схемы положений изолиний относительных вертикальных сдвижений на разрезе по простиранию и на разрезе вкрест простирания при нахождении ствола со стороны верхней или нижней границы отрабатываемого участка производится аналогично.
На рис. 2.1 для условия расположения ствола со стороны падения от проектируемой очистной выработки приведен пример построения изолиний равных относительных вертикальных сдвижений в толще пород при полной (а) и неполной (б) подработке. Значения функции S(z), отмеченные на изолиниях, приняты для условий Российского Донбасса.
Сущность построения для условия полной подработки (см. рис. 2.1, а) заключается в следующем: по граничному J30 и углу полных сдвижений у/х определяется размер полумульды на земной поверхности 1 , который делится на 10 равных частей, а полученные на поверхности отметки соединяются изолиниями с нижней границей выработанного пространства. В результате определение искривлений производится по величинам сдвижений ву-х сечениях - точках пересечения изолиний с осью ствола (/ = 0,1,2, ..., п, где п — общее количество точек), которые показывают долевую часть (значения типовой функции S(z)) от максимального оседания rjQ, т.е. оседание в любому -м сечении ствола может быть определено как: tfn TioSjiz) . (2.2)
В общем случае максимальное оседание определяется по формуле: TJ0 = qQinNlN1 cos a, (2.3) где qQ - относительная величина максимального оседания [56]; т вынимаемая мощность пласта; iVj и N2 - коэффициенты подработанности для главных сечений мульды на разрезе вкрест и по простиранию а - угол падения пласта. Отметим, что NY и N2 при полной подработке равны 1, а угол а на разрезе по простиранию всегда принимается равным 0.
Тогда для условия полной подработки на разрезах вкрест простирания и по простиранию формулу (2.2) можно привести к следующим видам: Kp.J = =l(z)cosa; (2.4) ijj=q0mSp=l(z). (2.4 )
При условии неполной подработки (см. рис. 2.1, б) построение изолиний производится в два этапа. На первом этапе изолинии строятся до линии, ограничивающей массив горизонтом полной подработки по аналогии предыдущего построения (при этом используется угол максимального оседания в). На втором этапе после деления длины полумульды на поверхности на 10 равных частей в точках поверхности по Правилам охраны [56] определяются новые значения функции S(z) с учетом коэффициента подработанности, которые умножаются на данный коэффициент. На рис. 2.1, б получаемые значения проставлены под нумерацией точек на поверхности при JVj= 0,8. После чего точки функции S{z) на горизонте полной подработки соединяются с соответствующими точками на земной поверхности (значения точек функции S(z) на поверхности определяются методом линейной интерполяции).
Методические основы организационно-технологической оценки параметров очистной выемки в камерах в условиях слабых вмещающих пород
Трудоемкость отдельного процесса очистного цикла (чел-мин) может быть определена с использованием выражения вида: ( Т = + (!- /) / Щ, (3.22) где пмі - численность рабочих, занятых на обслуживании средств механизации, используемых при выполнении і-то процесса; кні - коэффициент надежности средств механизации, используемых при выполнении г-го процесса; Р{ - производительность средств механизации, используемых при выполнении /-го процесса, ед./мин; kMi - коэффициент механизации по ьму процессу, определяемый как отношение трудоемкости механизированных операций к общей трудоемкости данного процесса; Я, - общая трудоемкость /-го процесса вручную на единицу объема, которая принимается по существующим нормативным документам, чел-мин; W{ - объем работ по /-му процессу на цикл, единиц.
Продолжительность полностью механизированных процессов зависит от производительности применяемого оборудования. Расчеты производительности процессов очистного цикла целесообразно осуществлять, используя показатель фактической производительности оборудования, которая значительно меньше теоретической, поскольку учитывает выполнение различных вспомогательных операций. Так, при работе комбайна возникает необходимость осуществлять различные маневры его ходовой частью, повторную подборку разрыхленной горной массы при зачистке почвы, разрушение негабаритных кусков угля и породы и другие операции, при выполнении которых разрушение породы в забое прекращается.
Продолжительность работы комбайна при подвиганий забоя за цикл может быть определена по формуле: tK=h(SnpIPK, (3.23) где Snp - площадь поперечного сечения очистной камеры в проходке, м2; Рк -фактическая производительность комбайна в данных условиях, м /мин.
Фактическая производительность комбайна при ведении очистных работ в сухих и обводненных забоях, установленная по результатам многочисленных хронометражных наблюдений в условиях слабых вмещающих пород, составляет в угольных забоях соответственно 0,36 и 0,32 м /мин, в смешанных забоях - 0,28 и 0,24 м /мин. Иными словами, она в 3-5 раз ниже теоретической производительности комбайна. Подобная же картина наблюдается при применении комбайнов указанных ранее типов.
Продолжительность частично механизированных процессов, предусматривающих выполнение определенного объема работ вручную, определяется не только производительностью применяемого оборудования, но и числом участвующих в их выполнении рабочих. При этом совмещение операций, выполняемых вручную, с механизированными, исходя из условий безопасности, возможно только в случае нахождения рабочих вне зоны работы оборудования.
Численность участвующих в выполнении данного процесса рабочих не является постоянной и зависит от общей численности звена применяемой технологической схемы организации работ и используемого оборудования.
Численность рабочих, участвующих в выполнении различных процессов очистного цикла при применении цикличной, поточной и циклично-поточной технологических схем организации работ может быть определена из планограмм [57,81] или зафиксирована.
При цикличной технологической схеме организации работ, применении непрерывного (конвейерного) транспорта и при отсутствии временной крепи крепление выполняется при остановленном комбайне. В этом случае численность участвующих в креплении рабочих равна численности звена, включая машиниста комбайна [14].
При технологической схеме с частичным совмещением основных и вспомогательных процессов численность проходчиков, участвующих в их выполнении, может быть определена по следующим формулам: при цикличном транспорте и отсутствии временной крепи {n3e-n0){n3e nmp-n0) пзв-по- -ПслрПтр) -кр nKD = ——; (3.25) по=пзв-птр-пкр\ (3-26) Пв=Пзв-Пк С3 27) где пзд - общая численность рабочих в звене; пкр, п0, птр, пвипк- численность рабочих, занятых соответственно креплением, устройством дренажных канав, транспортированием грузов, вспомогательными работами и управлением комбайном; при цикличном транспорте и наличии временной крепи пкр = ; (3.28) пзв \по птр )0 Кскр ) с.кр (пв +пк) п0=пзв-птр-пкр , (3.29) пв=пзв-пк\ (3.30) при непрерывном транспорте и наличии временной крепи (3.31) _ V кр .в " " кр.п )пзв кр \рскрпзв + И — кс.кр)пкрУ-кр.в " " \рс.крпзв \У с.кр)пкр "кр.п где Ткрв, Ткрм - трудоемкость возведения соответственно временной И постоянной крепей, чел-мин/цикл; k CKp, к"скр - коэффициент совмещения с другими операциями соответственно при возведении временной и постоянной крепей; п - численность рабочих, занятых только креплением.
Определение организационно-технологических показателей ведения горных работ
На рис. 3.8 пунктирной линией показан пример использования номограммы: для площади поперечного сечения камеры SK— 14,5 м при использовании самоходного вагона ВС5Э с объемом кузова 4 м3 необходимо пц.отк 3 63 цикла откатки на 1 м длины выработки; при времени t omK= 4 мин (например, при длине откатки Ьотк= 100 м и средней скорости движения вагона V = 50 м/мин) итоговое значение времени откатки tomK— 18,53 мин/м.
Графики, определяющие время разгрузки самоходных вагонов построены исходя из средней скорости продолжительности данной операции независимости от емкости кузова. По данным [55] такая средняя скорость разгрузки для всех типов вагонов, принимаемых в данной работе, составляет около 12 м /мин. Исходя из этого, для условий приведенного выше примера продолжительность разгрузки составит tразгр— 5,60 мин/м.
Необходимо отметить, что как в самом программном модуле «Камера», так и на графиках (см. рис. 3.6-3.9) учтено влияние доли затрат времени на механизированное выполнение вспомогательных и маневровых операций и на продолжительность регламентированных перерывов на отдых и личные надобности.
Таким, образом, результаты расчета, интерпретированные в графической форме, позволяют определять продолжительность цикла на 1 м подвигания забоя при любой технологической схеме ведения горных работ в зависимости от горно-геологических и горнотехнических условий очистной выемки. При этом суммарная продолжительность операций на 1 м подвигания забоя для поточной технологии определяется по графикам рисунка 3.5 и 3.6 или 3.7: подв.оч к """vep \ ) а для цикличной технологии определяется по графикам рисунка 3.5, 3.6 или 3.7, 3.8 и 3.9: подв.оч к " " кр отк "" разгр К? 5)
В уравнении (3.43): tomK + tpa3zp = tmpaHcn. В итоге построенные графики, исходя из формул 3.42 и 3.43, являются базовыми зависимостями для графического метода определения организационно-технологических показателей очистной выемки как при камерной разработке с расширением, так и при камерно-столбовой системе разработки. Тем более что они ориентированы, главным образом, на горно-геологические условия отработки угольных пластов в условиях Российского Донбасса.
Результаты исследований, проведенные в разделе 2, показывают, что эффективность отработки околоствольных целиков на стадии ввода шахты в эксплуатацию в максимальной степени достигается при сочетании очистных работ короткими забоями с закладкой выработанных пространств. В работах [72,73,78,80] были сформированы и обоснованы положения, на основании которых предполагается осуществлять возведение закладочных массивов механизированными комплексами из сухого сыпучего материала -пневматическая закладка. При этом ключевым аспектом, влияющим на трудоемкость закладочных операций, являются объемы работ по закладке.
Преимуществами пневматической технологии закладки выработанного пространства камер является возможность транспортирования закладочного материала на относительно значительные расстояния, простота возведения закладочного массива, улучшение проветривания камер за счет подачи в выработанное пространство камер вместе с закладочным материалом большого количества дополнительного воздуха.
Наиболее рациональным закладочным материалом для пневматической закладки является порода крупностью 10-60 мм средней крепости не склонная к размоканию. При этом важным требованием является соответствие подаваемого закладочного материала производительности закладочной машины при равномерной загрузке закладочного трубопровода, что характеризуется коэффициентом качества Кю закладочного материала (при влажности по массе 4 % Ккз= 1, при влажности 4-8 % Ккз= 0,8).
Исключительно приемлемыми для возведения закладочных массивов являются технологии, базирующиеся на использовании пневмозакладочных машин типа ДЗМ, ПЗБ или «Титан», входящих в состав пневмозакладочных комплексов соответственно ПЗК, ПЗП а также «Титан-1», «Титан-1м» и «Титан-1м-01», технические характеристики которых приведены в табл. 3.3 [19,37,90].
В состав комплекса ПЗК входят дробильно-сортировочная установка ДСУ, оборудованная двумя классификаторами КЛПТ, дробилками ШД2 и ДО, и три пневмозакладочные машины ДЗМ-2, устанавливаемые возле ДСУ или на участковых закладочных комплексах УЗК, располагаемых на магистральных выработках. Пневмозакладочный комплекс ПЗП состоит из оборудования дробильно-сортировочного комплекса, который оснащается аналогично ПЗК и располагается в пределах выемочного участка, и двух пневмозакладочных машин ПЗБ-250. Комплекс типа «Титан» состоит из приемного бункера, дробильно-закладочной машины, закладочного устройства, воздуходувки и закладочного трубопровода, является полустационарным и устанавливается на очистном участке. Все приведенные комплексы соответствуют условиям разработки угольных пологих и наклонных пластов.
