Содержание к диссертации
Введение
1. Анализ опыта отработки пологих угольных пластов камерно-столбовыми системами и параметров технологических схем на отечественных и зарубежных шахтах 9
1.1 Сущность камерно — столбовой системы разработки угольных пластов 9
1.2 Анализ опыта отработки пластов камерно — столбовыми системами 11
1.2.1 Технологические схемы, применяемые на шахтах Карагандинского бассейна 12
1.2.2 Технологические схемы, применяемые на шахтах Донбасса 14
1.2.3 Технологические схемы, применяемые на шахтах Кузбасса 18
1.3 Анализ опыта отработки пластов камерно — столбовой системой на гидрошахтах Кузнецкого бассейна 27
1.3.1 Технологическая схема, применяемая на шахте «Юбилейная» 27
1.3.2Технологическая схема с замкнутым циклом водоснабжения 29
1.4 Технологические схемы, применяемые на шахтах ЮАР 31
1.5 Технологические схемы, применяемые на шахтах Австралии 33
1.6 Анализ опыта применения камерно - столбовых систем для отработки угольных пластов 36
1.7 Технико — экономические показатели применения камерно — столбовых систем разработки 39
2. Разработка экспериментальных технологических схем для опытной отработки мощных пологих пластов камерно-столбовой системой 41
2.1 Горно - геологические условия залегания мощных пологих пластов Кузбасса 41
2.2 Варианты экспериментальных технологических схем для отработки мощных пологих пластов камерно - столбовой системой 44
2.2.1 Технологическая схема отработки пласта III в условиях шахты «Углекоп» 44
2.3 Анализ существующих методов расчета параметров камерно - столбовых систем 54
2.3.1 Существующие методы выбора параметров камер и их анализ 55
2.3.2 Существующие методы выбора параметров между камерных целиков и их анализ 61
2.4 Выбор параметров экспериментальных технологических схем 66
2.4.1 Сравнение основных методов расчета ширины междукамерных целиков по допустимым напряжениям и выбор рационального метода 66
2.4.2 Выбор ширины камер 70
2.4.3 Выбор параметров заходок 70
2.4.4 Выбор параметров подзавальных целиков 70
2.5 Задачи, методы и объемы исследований экспериментальных технологических схем 71
2.5.1 Задачи исследований 71
2.5.2 Методы исследования и объемы испытаний 72
3. Результата испытания экспериментальных технологических схем 76
3.1 Испытания технологической схемы отработки пласта III в условиях шахты «Углекоп» 76
3.1.1 Результаты исследований проявления горного давления при отработке блока КчЗ 81
3.1.2 Исследование влияния основных технологических процессов на проявление горного давления в выработках 89
3.1.3 Оценка состояния подзавальных целиков 91
3.1.4 Общая оценка технологической схемы 94
3.2 Испытание технологической схемы отработки пласта IV - V камерно - столбовой системой в условиях шахты «Усинская» 92
3.2.1 Испытание технологической схемы в блоке № 1 92
3.2.2 Испытание технологической схемы в блоке Кч 2 108
3.2.3 Испытание технологической схемы в блоке JV» 3 120
3.2.4 Технике - экономические результаты отработки выемочного столба 4-1 - 1 128
- Анализ опыта отработки пластов камерно — столбовой системой на гидрошахтах Кузнецкого бассейна
- Анализ существующих методов расчета параметров камерно - столбовых систем
- Выбор параметров экспериментальных технологических схем
- Испытание технологической схемы отработки пласта IV - V камерно - столбовой системой в условиях шахты «Усинская»
Введение к работе
Актуальность работы:
Мощные пологие пласты Кузбасса характеризуются сложными ус
ловиями залегания. Основными осложняющими факторами являются: большая
мощность пластов, повышенная нарушенность дизъюнктивными,
пли кати вны ми и эпигенетическими нарушениями, залегание
труднообрушаемых пород в кровле пластов. Запасы угля, сосредоточенные в осложненных горно-геологических условиях, относятся к нетехнологичным, их отработка длинными очистными забоями с использованием механизированных комплексов является неэффективной. На участках с дизъюнктивными нарушениями при переходе их механизированными забоями нагрузка на очистной забой снижается в 2,5 - 3 раза сравнительно с нагрузкой в нормальных условиях и достигает до 400 т/сут. и ниже, в зонах с труднообрушаемыми породами кровли из-за высокой аварийности механизированных крепей нагрузка на забой снижается на 40 - 50%. Во многих случаях для повышения эффективности отработки пластов в сложных условиях длинные очистные забои укорачивают путем разрезки их па две, а иногда три короткие лавы. Например, в условиях шахты им. Ленина в действующем уклонном поле из пяти лав пласта IV - V длиной 120 - 140 м три были отработаны после их разделения на две части длиной по 55-65 м. Так же осуществляется отработка пласта IV-V в условиях шахт "Томская" и "Усинская". В условиях шахты "Усинская" на участках с эпигенетическими размывами пласта по кровле среднесуточная добыча при отработке пласта IV-V комплексом 4КМ - 130 лавой длиной 60 м составила 597 т, а в лаве длиной 120 м из-за высокой аварийности комплекса работы были остановлены.
К нетехнологичным для отработки длинными очистными механизированными забоями относятся запасы, сосредоточенные в целиках различного назначения: межлавных, охранных у наклонных выработок, под поверхностными объектами. Например, в условиях шахты им. Ленина в целиках оставлено около 15 млн.т. угля, в условиях шахты "Томская" около 4 млн.т. угля. На действующих шахтных полях по данным В НИМИ к нетехнологичным и низкотехнологичным запасам отнесено до 40% балансовых запасов. Отработку таких запасов целесообразно осуществлять короткими очистными забоями. Из короткозабойных технологий в зарубежной практике получила широкое применение камерно-столбовая система. В отечественной практике опыт применения камерно-столбовой системы незначительный. Однако, за последние годы в связи с возросшими требованиями по охране окружающей среды и полноте извлечения полезных ископаемых из недр применение камерно-столбовой системы возрастает.
Отсутствие научно-обоснованной нормативно-методической
документации по выбору параметров технологических схем с камерно-столбовой системой затрудняет ее внедрение на отечественных шахтах для отработки угольных пластов в сложных горногеологических условиях и оставленных запасов угля в различных целиках.
В связи с изложенным выше обоснование параметров технологических схем разработки мощных пологих пластов в сложных горно-геологических условиях камерно-столбовой системой является актуальным.
Цель работы; научно обосновать параметры технологических схем, обеспечивающих эффективную и безопасную отработку мощных пологих пластов в сложных горно-геологических условиях камерно-столбовой системой.
Идея работы; заключается в использовании установленных геомеханических закономерностей в очистных и подготовительных выработках для обоснования параметров технологических схем.
Задачи исследования состоят в следующем:
в разработке экспериментальных технологических схем для отработки пологих пластов мощностью 7-8 м и 4-5 м в сложных горно-геологических условиях;
в испытании экспериментальных технологических схем и установлении рационального порядка по подготовке и отработке междукамерных целиков;
- в установлении закономерностей протекающих геомеханических
процессов в очистных и подготовительных выработках при подготовке и
отработке междукамерных целиков;
- в разработке метода выбора параметров камерно-столбовой системы
при отработке мощных пологих пластов.
Методы исследований. Используется комплекс методов, включающий в себя:
- анализ и обобщение литературных источников по опыту отработки и
выбору параметров технологических схем с использованием камерно-
столбовой системы на отечественных и зарубежных шахтах;
- аналитические расчеты параметров камерно-столбовых систем;
-шахтные измерения смещений, скорости смещения и расслоений пород
кровли в камерах и печах;
вероятностно-статистические методы обработки результатов наблюдений.
Научные положения, защищаемые автором:
количественные соотношения между отработанной площадью участка и площадью сформированных в выработанном пространстве целиков угля, обеспечивающие безопасные условия в очистных и подготовительных
выработках. Прн вынимаемой мощности пласта 7 - 8 м площадь целиков, оставляемых в выработанном пространстве, должна составлять 33-40% от отработанной площади, при вынимаемой мощности 4 - 5 м 17 - 20%;
- геомеханические параметры, предшествующие осадкам кровли,
позволяющие прогнозировать периодичность осадок кровли. Первичные осадки
пород кровли происходят при достижении отработанной площади 6700-6800 м2
и смещении кровли 270-300 мм, вторичные осадки - при отработанной площади
3900-4900 м, смещении 220-130 мм в зависимости от типа кровли. При
трудіюобрушаемых кровлях смещение, предшествующее осадкам кровли,
имеет большее значение;
- характер и стадии смещения пород кровли в камерах, характеризующие
степень опасности проявления горного давления. Опасным проявлениям
горного давления предшествует скорость смещения пород 2 мм/час и более;
- инженерный метод выбора параметров камерно-столбовой системы,
позволяющий обоснованно определять основные параметры системы при
отработке мощных пологих пластов.
Научная повита работы заключается в следующем:
- установлено количественное соотношение между отработанной
площадью участка и площадью целиков, оставляемых в выработанном
пространстве для пластов мощностью 4-5 м и 7-8 м, при котором обес
печиваются безопасные условия в подготовительных и очистных выработках;
определена зависимость смещения и скорости смещения пород кровли в камерах от отработанной площади участка и типа пород кровли для вынимаемой мощности пласта 7-8 м и 4-5 м, позволяющая прогнозировать периодичность осадок кровли;
установлена зависимость появления опасных геомеханических ситуаций в камерах и заходках от скорости смещения пород кровли и определены стадии смещения пород по степени опасности проявления горного давления;
установлен поэтапный характер сдвижения и обрушения пород кровли и определена мощность пород кровли, активно участвующая в формировании горного давления на камеры и целики.
Достоверность и обоснованность научных положений и рекомендаций подтверждается:
применением известных и широко опробированных аналитических методов расчета напряженно-деформированного состояния углепородных массивов;
использованием измерительных приборов и аппаратуры, получивших широкое применение в практике шахтных исследований;
значительными объемами шахтных исследований: в условиях шахты "Усинская" непрерывные наблюдения и измерения составили более 12,0 месяцев, в условиях шахты "Углекоп" - 6 месяцев;
- полученными положительными результатами при испытании экс
периментальных технологических схем на шахтах "Усипская" и "Углекоп".
Личный вклад автора состоит:
в выборе параметров экспериментальных технологических схем и их испытании и внедрении па шахтах "Углекоп" и "Усипская";
в установлении критических параметров, характеризующих опасные геомеханические процессы при отработке мощных пластов;
в разработке метода расчета параметров камерно-столбовых систем при отработке мощных пологих пластов;
в разработке и внедрении метода контроля за опасными проявлениями горного давлення при отработке мощных пластов с труднообрушаемой кровлей камерно-столбовой системой.
Научное значение работы заключается в установлении геомеханических закономерностей, обеспечивающих безопасную и эффективную отработку мощных пологих пластов камерно-столбовыми системами в сложных горногеологических условиях.
Практическое значение работы состоит в том, что применение
разработанных вариантов технологических схем, методов выбора их параметров, прогноза и контроля опасных проявлении горного давления обеспечивают безопасную и эффективную отработку мощных пологих пластов в сложных горно-геологических условиях камерно-столбовой системой.
Реализация работы. Результаты исследований и рекомендации внедрены на шахтах "Усипская" для отработки пласта IV-V и "Углекоп" для отработки пластов III.
Апробация работы. Основные научные положения и практические выводы докладывались на IV Международной конференции "Нетрадиционные и интенсивные технологии разработки месторождений полезных ископаемых" (16-17 ноября 1999 года, г. Новокузнецк); на конференции молодых ученых (г. Кемерово, 1999-2001 гг.), на ученых Советах КузНИУИ, СФ ВНИМИ (2000-2002 гг.), на технических Советах ОЛО "Шахта "Усипская", ЗАО "шахта "Углекоп".
Публикации. По теме диссертации опубликовано 8 научных работ, включая две монографии.
Объем и структура работы. Диссертация состоит из введения, пяти глав, заключения и содержит 211 страниц машинописного текста, включая 75 рисунков, 16 таблиц и список литературы из 96 наименований.
Анализ опыта отработки пластов камерно — столбовой системой на гидрошахтах Кузнецкого бассейна
Вопросу выбора параметров камерно - столбовых систем па гидрошахтах посвящено большое количество научно - исследовательских работ, результаты которых изложены во многих научных публикациях /14, 15, 16 /. В условиях гидрошахт параметры камерных, камерно — столбовых систем определяются способом отбойки угля: при механогидравлическом способе параметры камер, междукамерных целиков, заходок определяются типом применяемого комбайна, при гидромониторной отбойке - эффективной длинной струи. Особенность камерно — столбовых систем разработки при гидромониторной отбойке является то, что люди и механизмы в зоне отбойки угля отсутствуют, вследствие чего крепление призабойного пространства не производится. При отбойке угля комбайнами существенного отличия между камерно - столбовой системой на "сухих" шахтах и гидрошахтах нет. На пологих и наклонных пластах наибольшее применение получила камерно - столбовая система с отработкой столбов по простиранию и с выемкой угля из спаренных печей или из печей и просеков. Технологическая схема, применяемая на шахте Юбилсйнаи" Схема применялась для отработки пласта 29а мощностью 3,5 - 4,1 м с углом падения 8 - 18 . Выемочный участок подготавливается блоками, которые ограничиваются по падению аккумулирующими и вентиляционными штреками, по простиранию - пульпоспускной и ходовой блоковыми печами. По вентиляционным штрекам обеспечивается проветривание, передвижение людей, доставку материалов и оборудования, а по аккумулирующим, кроме того, транспорт угля по желобам. Выработки проводятся арочной формы комбайном К - 56 МГ и крепятся анкерами с затяжкой кровли металлической сеткой или решеткой. Ходовые печи предназначены для вентиляции и передвижения людей, пульпоспускные - для транспорта угольной пульпы и маневрирования комбайна К - 56 МГ. Печи проводятся арочной формы и крепятся анкерами с перетяжкой кровли сеткой или металлической решеткой. Между вентиляционным и аккумулирующим штреками проводятся выемочные штреки (камеры), диагонально под углом наклона к оси пульпоспускной печи 70 через 12 - 15 м друг от друга. Схема приведена на рис. 1.9. Между собой выемочные штреки соединяются сбойками через 18-20 м. Крепление сопряжений выемочного штрека с печами выполняются полуаркой металлической с анкерным закреплением под металлическую сетку, арки устанавливаются через 0,5 м на протяжении до 2 м от места сопряжения.
Отработка подготовленных блоков производится последовательно, начиная от границ панели к бремсбергам. Одновременно в одной панели отрабатывалось до 2 — 3 - х блоков. Отбойка угля при отработке столбов в блоках производится гидромонитором заходкамп из сбоек. Крепление выработанного пространства не производится. Сечение выемочных штреков 5 - 6,5 м2. Выемка угля в заходке начинается с отбойки первичной пиши (сбойки — подсечки) шириной 3 - 4 м, высотой 1,5 — 2 м и длиной до вскрытия отработанного пространства. Затем высоту пиши увеличивают до 3,5 м, оставляя потолочину и не вскрывая выработанного пространства предыдущей заходки. В последнюю очередь вынимаются целики угля по контуру заходки и уголь, оставленный в потолочине заходки и выемочного штрека, вплоть до посадки кровли. После окончания выемки угля в заходке выполняются вспомогательные операции: укорачивание водовода, переноска гидромонитора. В месте будущего сопряжения выемочного штрека с заход кой возводится крепь либо из деревянных стоек под подхват, либо используются металлические стойки. Применение данной системы разработки позволяло получить суточную нагрузку на уровне 1 730 тонн, производительность труда рабочих по забою до 79 тонн / вых. при незначительных затратах на добычу угля. Однако, система характеризуется рядом недостатков, из которых наиболее существенными являются: -трудность проветривания очистных работ в заходках; -значительные потери угля, достигающие 25 % и более; -недостаточно обеспечивается безопасность при отбойке угля комбайном К-56МҐ; -большой объем монтажно - демонтажных работ по переноске высоконапорного трубопровода. 1.3.2. Технологическая схема с замкнутым циклом водоснабжения Схема относится к усовершенствованным схемам. Замкнутый подземный цикл водоснабжения, обезвоживания, осветления воды позволяют значительно повысить гибкость технологической схемы, обеспечить независимую работу группы технологических звеньев друг от друга. Схема представлена на рис. 1. 10. Схема, кроме указанных выше особенностей, отличается использованием технике - гидравлической отбойки угля комбайном К - 56 МГ, выемочные полосы (междукамерные целики) подготавливается спаренными выработками (камерами - печами). Свежая струя воздуха подается в заходки по выемочной печи, а из заходки отработанная струя выдается по вентиляционной печи (1.10). Надежность проветривания за счет этого значительно повышается. Транспортирование угля по вентиляционной лечи, где отсутствует оборудование, упрощается, снижается заштыбовка выработки. Оставляемые целики угля между камерами — печами по ширине и длине соответствуют параметрам подзавальных целиков, что позволяет частично сохранять вентиляционную печь в выработанном пространстве, повышая надежность проветривания очистных работ. Схема обеспечивает за счет этого два запасных выхода из заходки. Данная схема является одной из наиболее перспективных, надежных и безопасных. Однако, потери угля остаются также значительными и достигают 20 %. 1.4. Технологические схемы, применяемые па шахтах ЮАР В ЮАР камерно — столбовая система разработки применяется, как основная наравне с системами длинных очистных забоев. 1.4.1. Схема, применяемая на шахте Ныо — Дспмарк Наибольшее применение на шахте получила схема с блочной подготовкой, рис.1,11. Выемочный участок подготавливается путем проведения групповых штреков по простиранию и падению пласта. Длина участка по простиранию - до 2 000 м, по падению - до 400 - 500 м. Далее участок последовательно разделяется на блоки. Длина блока по простиранию 200 - 250 м. Подготовка блоков производится проведением между базовыми штреками участка строенных блоковых штреков (или наклонных выработок). Каждый блок по падению разделяется сдвоенными штреками на столбы шириной 50 м. Затем столб проведением выработки по падению пласта разделяется на две равные части с длиной 100 — 125 м и шириной 50 м. Подготовленные к выемке столбы с размерами (100 — 125 м) по простиранию и 50 м по падению последовательно отрабатываются косыми заходками из камер. Камеры проводятся между сдвоенными штреками. Ширина камер 6 м, ширина междукамерных целиков 10 - 12 м, ширина заходов 6 м. При погашении междукамерных целиков в завале оставляют подзавальные целики, ширина которых составляет 1,5-2 м и уточняется опытным путем. Подзавальный целик оставляется после каждой заходки. Камеры крепятся анкерной крепью, используются металлические распорные анкеры. Длина анкеров до I м. На сопряжении заходок с камерами устанавливается костровая крепь из металлических или деревянных стоек. Металлические стойки переносятся при переходе в новую заходку. Подзавальные целики используются для управления непосредственной кровлей. Управление основной кровлей осуществляется междукамерными, охранными целиками. Область применения рассмотренной схемы: - пологие пласты мощностью от 1,5 до 4,5 м. Используемое оборудование — различные проходческо — очистные комбайны, самоходные с электрическим приводом вагоны, анкеровальные установки. Средняя нагрузка на один забой не менее 50 тыс. тонн в месяц. Потери угля незначительные. Междуштрековые целики частично гасятся.
Анализ существующих методов расчета параметров камерно - столбовых систем
Основными параметрами технологических схем с камерно-столбовой системой являются: -ширина, длина и высота камер; -ширина и высота междукамерных целиков; -ширина и длина заходок; -ширина подзавальных целиков. Рассмотрим существующие методы выбора параметров схем, определим наиболее рациональные и используем их для уточнения выбранных параметров экспериментальных схем. 2.3.1. Существующие методы выбора параметров камер и их анализ Расчеты выбора ширины камер основаны на определении устойчивого пролета выработок и уточнении необходимости крепления выработки. При определении устойчивого пролета одними авторами используется давление пород в пределах свода обрушения, другими - в пределах влияния вышележащих слоев породы кровли, третьими — в пределах всей мощности пород до дневной поверхности. Вопросы выбора устойчивого пролета выработок подробно рассматриваются в работах / 32, 33, 34, 82 /. Наибольшее применение при расчетах устойчивого пролета выработок получили следующие гипотезы горного давления.
Существующие методы расчета ширины камер можно разбить на следующие три группы: -методы, использующие при определении горного давления, высоту свода обрушения. Для расчета давления наибольшее применение получили методы проф. М. М. Протодъяконова, проф. Цимбаревича П. М., проф. Н. М. Покровского; -методы, использующие при определении горного давления теорию балок и плит. Наибольшее применение получили метод проф. В. Д. Слесарева, метод проф. Г. И. Кузнецова, проф. Л. Л. Борисова; методы, использующие при расчетах горного давления основные положения теории сплошной среды. При этом углепородный массив может рассматриваться, как чисто упругая среда (методы академика Л. Н. Динника, проф. И. В. Баклашова, Г. Н. Савина), как упруго пластическая среда (методы проф. К. 3. Руппенейта, Л. Лобасса, Ф. Л. Белаенкс) и как среда с проявлением наследственной ползучести (методы проф. Ж. С. Ержанова, И. Л. Черняка, Л. П. Максимова). Классификация методов расчета горного давления и устойчивого пролета камер представлена на рис,2.6. Как уже отмечалось выше, методы первой группы учитывают породы, формирующие давление па выработку, в пределах свода обрушения. Методы упрощенные. В основу этих методов положена взаимосвязь устойчивого пролета и свода обрушения пород. При изменении состояния выработки одновременно изменяются устойчивый пролет и высота свода обрушения. Методы являются простыми, доступны для инженерных расчетов.
Однако, им присущи следующие недостатки: -не учитывают глубину горных работ; -используемый в расчетах угол внутреннего трения не отражает физическую сущность деформации пород и не определяет предельное состояние пород. Угол внутреннего трения соответствует прочностным свойствам пород, а именно коэффициенту крепости пород, введенному проф. М М. Протодъяконовым. Следовательно, при расчетах высоты свода обрушения и устойчивого пролета выработки необходимо это учитывать; -предполагает, что все выработки имеют прямоугольную, либо трапецевидную форму, и боковые породы в них являются неустойчивыми. Метод оценивается приемлемым в условиях проведения камер по неустойчивым или ниже средней устойчивости породам. При этом целесообразно использовать метод по варианту проф. Л. М. Цимбаревича. Методы второй группы представляют практический интерес, они используются в отраслевой методике ВНИМИ / 47 /, относятся к упрощенным. За основу принята гипотеза проф. В. Д. Слесарева, получившая дальнейшее развитие в работах проф. Г. И. Кузнецова, А. А. Борисова, Ф. П. Бублика. Общая формула для предельного пролета нижнего слоя пород непосредственной кровли, нагруженного собственным весом, получена исходя из теории балок и имеет вид Ь=Кз - , (2.1) где Ru - предел прочности нижнего слоя пород на изгиб, МПа; ho - толщина рассматриваемого слоя, м; Vo - объемный вес пород рассматриваемого слоя, ІсН/мЗ; Кз - коэффициент, характеризующий степень закрепления кровли на опорах и степень деформации пород. Его величина принимается: для свободно -опорной балки - 1,15; для балки с жесткой заделкой на опорах - 1,41; для балки с податливыми опорами — 1,63. Усовершенствование формулы (2.1) проводилось в направлении, что кровля пласта представлена, как правило, не одним, а несколькими слоями и в формировании нагрузки принимают участие другие слои пород. Таким образом, был введен в формулу (2.1) коэффициент пригрузки. Установлено, что данный принцип расчета предельного пролета камер может использоваться в условиях, когда сдвижение пород над камерой происходит в виде трапеции, а породы расслаиваются на отдельные плиты, кровля в этом случае представлеЕіа слоистыми породами с четко выраженными слоями. Методы третьей группы используют положения теории сплошной среды.
Они многочисленны и отличаются оценкой массива пород: в одном случае массив рассматривается как упругая среда, в других случаях как упруго -пластическая среда или среда с наследственной ползучестью. Из методов этой группы наиболее доступным и простым является метод академика Л. II. Динника. Ксжу II R2 Кру Н R2, (2.5) где Ксж — коэффициент концентрации сжимающих нормальных напряжений боковых стенок выработки; у - объемный вес пород,кН/мЗ; Ht - глубина заложения выработки, м; R2 - предел прочности породы стенок выработки при сжатии, МПа; Кр — коэффициент концентрации растягивающих напряжений в породе кровли выработки по ее периметру (в середине); R] — предел прочности на растяжение породы кровли выработки в условиях напряженного состояния, МПа. Если сохраняется условие (2.5) камера может существовать без крепи. Напряжения в бортах камеры и в кровле определяется глубиной расположения камеры, прочностью пород, параметрами и степенью концентрации напряжений в бортах и кровле камеры. При устойчивом состоянии пород в боках разрушаются только породы кровли. Это разрушение может быть либо пластическим, либо хрупким, В результате деформации пород кровли образуется свод обрушения (свод естественного равновесия). При неустойчивом состоянии пород боковых стенок камеры пролет свода обрушения увеличивается до устойчивого состояния. Таким образом, методы расчета пролета потолочины в камерах, основанные на гипотезе сплошной среды, сводятся к определению коэффициентов концентрации напряжений в боках и кровле камеры. При этом задача решается в двух плоскостях: в вертикальной (нормальной) и горизонтальной,
Выбор параметров экспериментальных технологических схем
Сравнение методов выполнено для пласта 1У - У в условиях шахты "Усинская", выемочный столб 4-1-4 (технологическая схема представлена нарис.2.4, рис.2.5). Сравнивались методы Л. В, Шевякова, А.А.Борисова, Ю. А. Модестова, Ф. Д. Бублика. СравЕїеппе методов выполнено для столбчатых и ленточных целиков. Расчетная схема для столбчатых целиков приведена на рис. 2.10. Ширина камер выбиралась по габаритам применяемого горно - шахтного оборудования, по габаритам комбайна. При этом ориентировочная ширина камеры рассчитывалась по формуле a = Ksm(3, (2.12) где сі - ориентировочная ширина камеры, Ск — длина комбайна по технической характеристике, м; 6 - угол между осью заходки и осью камеры, принимается от 25 — 35 до 90 Проверка ориентировочной ширины камер производилась по устойчивому пролету по формулам (2.1, 2.3),
Выбор параметров заходок Ширина и длина заходок выбиралась из условия их выемки без крепления. При сквозных заходках их длина определялась по ширине междукамерпого целика по формуле ви э = , (2.13) sin 0 где Вц - ширина междукамерного целика, м; При глухих заходках их длина определялась по формуле вц - вб 3 = , (2.14) sin /3 где Во- ширина защитной бермы со стороны отработанной камеры, м. При мощности пласта более 3 м и угле падения более 15 предусмотрено при любом типе кровли оставление защитных берм в заходках. Ширина берм принята 1,5-2 м. Ширина заходок выбирается в зависимости от типа применяемого комбайна и длины заходки таким образом, чтобы обеспечивалась устойчивость заходки. Проверка устойчивости заходок производилась по рекомендациям, изложенным в работах / 47, 82 /. Выбор параметров подетальных целиков Выбор производился с использованием рекомендаций ВНИМИ / 47 / и ВНИИГидроуголь / 5 /. Предварительная ширина подзавального целика определялась по формуле Qhnu вп.ц. = , (2-15) R0 где Q - эмперический коэффициент, принимается равным до первичной осадки кровли 0,6-2 МПа, при последующих осадках 1-3 МПа; R0 - кубиковая прочность угля на сжатие, МПа; hnu - высота подзавального целика. Результаты расчетов параметров экспериментальных технологических схем приведены в таблице 2.3. Основной целью исследований является получение объективной и достоверной информации о поседении углепородпого массива при отработке экспериментальных участков камерно - столбовой системой, на основе которой намечается разработать требования к технологическим схемам отработки мощных пологих пластов камерно - столбовой системой.
При проведении испытаний технологических схем ставятся следующие задачи: - определить характер и параметры проявления горного давления в подготовительных и очистных выработках при выполнении технологических операций по подготовке и отработке междукамерных целиков; - установить периодичность осадок кровли и параметры смещения пород в зависимости от отрабатываемой площади пласта и сформированной площади целиков, оставляемых в выработанном пространстве; - установить характер смещения пород кровли и критические значения смещений пород, предшествующие осадкам основной кровли; определить рациональные параметры технологических схем, обеспечивающие безопасность горных работ и эффективность отработки пластов; оценить технические возможности и рациональную область применения отечественного горло - шахтного оборудования и импортного оборудования фирмы «Джой». 2.5,2. Методы исследования и объемы испытании При проведении исследований использовался комплексный метод, при котором на наблюдательных станциях измерялись параметры, характеризующие проявление горного давления, напряженно — деформированное состояние целиков и бортов камер.
Для оценки напряженно - деформированного состояния массива использовались глубинные реперы. Реперы устанавливались в скважинах (шпурах) на глубине от поверхности пласта 1м, 2м, 4 м и 6 м. На сопряжениях камер с заходками, камер с печами и штреками устанавливались контурные репериые пары. Поскольку пласты, на которых были организованы экспериментальные участки, относятся с глубины 150 м к угрожаемым по горным ударам, в процессе исследований периодически оценивалась удароопасность с помощью геофизического прибора ЕГ — 6. Метод основан на электромагнитном зондировании массива, с использованием эффекта роста электропроводимости горных пород при увеличении механических напряжений сжатия. Наводя в горных породах электромагнитное поле и изучая его распределение в массиве можно выявить напряженные участки. Оценка удароопасности осуществлялась в режиме дипольного электромагнитного профилирования (ДЭМП) и в режиме дипольного электромагнитного зондирования (ДЭМЗ).
Испытание технологической схемы отработки пласта IV - V камерно - столбовой системой в условиях шахты «Усинская»
Параметры блока приняты следующими: длина блока по простиранию 120 м, по падению ПО м. Блок подготовлен: тремя печами - фланговой, транспортной и вентиляционной; конвейерным штреком 4-1-2 и вентиляционным штреком 4-1-2. В объем подготавливающих выработок была включена "нулевая" камера, с помощью которой обеспечивается подача воздуха в блок и его выдача в общешахтную вентиляционную систему. Схема подготовки показана на рис.2.5. Вентиляционный штрек 4-1-2 проводился комбайном фирмы "Джой" -12СМ-18 сечением 25 м3, ширина штрека составляла 6,6-6,9 м, высота 3,5 м. Штрек крепился анкерной сталеполнмерной крепью, длина анкеров 1,8 м, шаг установки 1,5 м, в ряду пять анкеров. В качестве подхватов использовались обрезки от швеллеров № 10 и 14, длина обрезков 300-400 мм. Кровля штрека перетягивалась металлической решетчатой затяжкой с размерами 1700x1400 мм. Технология проведения штрека осуществляется заходками длиной 2,4 м. Первоначально вынимается заходка у правого борта, затем комбайн перегоняется на левый борт, после выравнивания тупиковой части комбайн отгоняется от забоя, в забое возводится временная крепь, а позади комбайна - постоянная.
Транспортировка угля от комбайна производится самоходным вагоном 10SC32 до скребкового конвейера СР-70, установленного на конвейерном штреке 4-1-2. После проведения штрека на длину 300 м производится выемка угля в почве штрека с углубкой на 1-2 м. Борта штрека крепятся в период углубки анкерной крепью с перетяжкой бортов решетчатой затяжкой. По такой же технологии проводятся печи, их длина 148 м. Печи проводятся по падению пласта под углом не более 2-10 град. Печи имеют сечение 15-20 м2, ширина их от 4,2 до 6,8 м. Камеры проводятся аналогично, только их углубка осуществляется в период ведения очистных работ. Ширина камер принята первоначально 5-5,5 м, высота 3,5 м, сечение 20-25 м2. Камеры, печи крепятся анкерной сталеполимериой крепью, длина анкеров 1,8 м, шаг установки 1,5 м, в ряду 4 анкера. Закрепление анкеров в шпуре при помощи одной ампулы. Па рис.3.9 представлен блок № I, подготовленный к очистным работам.
Первый междукамерный целик был отработан без оставления подзавальных целиков. Не были оставлены и охранные целики у фланговой и транспортной печей. Отработка целика осуществлялась в следующей последовательности: первая заходка шириной 3,3 м вынималась у фланговой печи под кровлю на высоту до 3,5 м. Затем проводились еще две - три заходки на всю ширину между камерного целика. После этого производился поддир почвы в камере (утлубка) на глубину 1,5 м наклонными съездами на участке длиной 20 м. Затем осуществлялась выемка уступов в заходках с углубкой тоже на 1,5 м. Расположение заходок относительно оси камеры было уточнено в процессе ведения горных работ и принято: на первом этапе засечки заходки угол относительно оси камеры составлял 30, с отходом от точки засечки на 2,8 м угол расположения заходки увеличивался до 60 . Схема расположения заходок относительно оси камеры показана на рис.3.10. Отработка следующих междукамерных целиков осуществлялась с оставлением охранных и подзавальных целиков. Между заходкой и фланговой печыо оставлялся охранный целик площадью 25-30 мг. После пятой заходки оставлялся подзавальный целик площадью 20-25 м2. .Между последней заходкой и транспортной печыо оставлялся охранный целик площадью 25-30 м2. В процессе отработки междукамерного целика № I - был оставлен в завале один целик, при отработке междукамерного целика Кч 2 -два целика, при отработке междукамерного целика JS» 3 - четыре; количество оставленных в завале целиков и их площадь показаны на рис.3.11. Всего в блоке № I до первичной осадки кровли было оставлено в завале 9 подзавальных целиков и 6 - охранных, общая площадь целиков в завале составила 580 м .
В процессе ведения горных работ была выявлена необходимость увеличения ширины камер до 6 м с целью более удобного размещения оборудования и выполнения засечек заходок, увеличена высота заходок до 5,2-5,5 м. При креплении камер шаг установки анкеров был увеличен с 1,5 м до 3 м. Технологическая схема предусматривала проведение опережающей камеры, между рабочей и опережающей камерами проводились сбойки, за счет этого обеспечивалось не менее двух запасных выходов из рабочей камеры и заходки. Результаты наблюдений за проявлением горного давления Наблюдения проводились непрерывно с помощью оборудованных наблюдательных станций, схема расположения наблюдательных станций в блоке Кч I приведена на рис.З.И. Удаление наблюдательных станций от места ведения горных работ изменялось от 2 м до 90 м. На рис.3.12 приведены графики смешения кровли в транспортной сбойке при подготовке и отработке междукамерных целиков. Всего было отработано около 5 целиков, пятый целик не доработан из-за первичной осадки кровли. При отработке междукамерного целика № I величина смешения кровли составила в конце доработки 2 мм, а скорость смешения 0,1 мм/сут. Площадь обнажения кровли после доработки целика составила 1380 м . В завале целики не оставлялись. При отработке междукамернсго целика № 3 смещение кровли составило 18 мм (возрасло на 16 мм), а скорость смешения по среднему значению возросла до 0,2 мм/сут, максимальные значения скорости достигали до 10 мм/сут. Общая подработанная площадь после отработки целика достигла 4000м , а площадь целиков, оставленных в завале, 183 м2. При отработке междукамерного целика Кч 4 суммарное смешение кровли составило 32 мм, скорость смещения увеличилась значительно, по средним значениям достигла 5,6 мм/сдут, по максимальным 20 мм/сдут. В период отработки между камерного целика № 4 в иижеотрабатываемой лаве 4-6-1 бис произошла очередная осадка основной кровли. Это вызвало увеличение скорости смещения пород в транспортной сбойке иа наблюдательной станции № 4 до 20 мм/сут.
Перед отработкой междукамерного целика Кч 5 смешение пород кровли на наблюдательной станции № 5 составляло 27 мм, а скорость смещения была в пределах 4 мм/сут. С началом отработки первой заходки скорость смещения возрасла до 16 мм/сут, затем стабилизировалась на уровне 8 мм/сут. При отработке половины целика JVi 5 резко возрасла скорость смещения - пород, достигнув 12,8 мм/сут (4,7 мм/час). Через I час 37 мин после этого произошла первичная осадка кровли. В результате первичной осадки кровли оборудование в очистном забое оказалось под обрушенными породами. Результаты исследования смещений и скорости смещений пород в транспортной сбойке при отработке междукамерных целиков показывают, что смещение пород зависит от отработанной площади в блоке и площади целиков, оставляемых в выработанном пространстве. Установлено, что кратность отношения общей отработанной площади к площади сформированных в завале целиков на период первичной осадки кровли составила 11,65 и была недостаточной для обеспечения безопасных условий работы.
