Содержание к диссертации
Введение
I. Современное состояние развития способов вышки угля без кршления и присутствия людей в очистном забое при раз работке мощных кеутонаклонных пластов в сложных горно-геологических условиях 11
1.1, Общие сведения 11
1.2 Опыт применения способов выемки угля без крепления и присутствия лкщей в очистном забое . 12
1.3, Обзор научно-исследовательских работ в области совершенствования способов выемки угля без крепления и присутствия людей в очистном забое при разработке мощных крутонаклонных пластов 31
1.4, Оценка и перспективы применения способов выемки угля без крепления и присутствия людей в очистном забое.. 42
2. Совершенствование способов вышки угля без крепления и присутствия людей в очистном забое при разработке мощных крутонаклонных пластов в слошх горно-геологических условиях ткварчельского место ровдения 45
2.1. Горно-геологическая характеристика ІУ угленосной площади Ткварчельского месторождения 45
2.2. Современное состояние разработки мощных крутонаклонных пластов в условиях ІУ угленосной площади Ткварчельского месторождения 53
2.3. Промышленные испытания способа выемки с взрывной подсечкой угля скважпнными зарядами 61
2.4. Промышленное испытание способа выемки с взрывной отбойкой угля скважинно-шпуровыми зарядами 78
2.5. Оценка результатов опытно-промышленных работ по внедрению способов буровзрывной выемки без присутствия людей в очистном забое и перспективы их применения 92
3. Оптимизация параметров буровзрывной выемки угля без присутствия людей в очистном забое при разработке мощных крутонаклонных пластов 95
3.1. Выбор критерия оптимальности 95
3.2. Разработка математической модели для определения оптимальных параметров выемочного участка 97
3.3. Расчет оптимальных длины и ширины выемочного блока 120
3.4. Расчет рациональной ширины поддерживающих целиков 138
3.5. Установление исходных условий для определения оптимальных параметров разработки 146
3.6. Реализация экономико-математических моделей на ЭВМ 146
3.7. Оценка результатов оптимизации параметров буровзрывной выемки угля без присутствия людей в очистном забое 149
4. Технико-экономическая эффективность применения и перспективы развития буровзрывного способа выемки угля без присутствия людей в очистном забое 158
4.1. Исследование факторов, влияющих на оптимальные параметры и технико-экономическую эффективность разработки. 158
4.2. Технико-экономическая эффективность оптимизации параметров разработки 170
4.3. Перспективы применения способов выемки угля без крепления и присутствия людей в очистном забое при разработке мощных крутонаклонных пластов 171
4.4, Обоснование технико-экономической эффективности применения частичной твердещей закладки в условиях Ткварчельского месторождения. 177
Заключение 177
Список использованной
Литературы. 190
Приложения 204
- Опыт применения способов выемки угля без крепления и присутствия лкщей в очистном забое
- Современное состояние разработки мощных крутонаклонных пластов в условиях ІУ угленосной площади Ткварчельского месторождения
- Разработка математической модели для определения оптимальных параметров выемочного участка
- Перспективы применения способов выемки угля без крепления и присутствия людей в очистном забое при разработке мощных крутонаклонных пластов
В решениях ХХУТ съезда КПСС указано, что важнейшим направлением в области развития угольной промышленности СССР является резкий рост эффективности производства при неуклонном повышении безопасности труда и рациональном использований запасов угля.
При подземной разработке угольных месторождений поставленную задачу можно решить путем использования достижений науки и техники, освоением новых высокопроизводительных автоматизированных средств добычи угля на шахтах без постоянного присутствия лвдей в очистных забоях [59J. Вышеотмеченное является основным направлением в развитии угольной промышленности СССР и позволяет решить не только экономическую, но и социальную задачу, так как создается возможность освобождения человека от тяжелого подземного труда. Однако реализация указанного направления заметно сдерживается ухудшением условий разработки угольных месторождений в связи с вовлечением в эксплуатацию все более нарушенных участков, характеризующихся изменчивым залеганием и строением пластов, наличием многочисленных тектонических нарушений и другими особенностями.
Внедрение прогрессивной технологии угледобычи с применением современных средств комплексной механизации в указанных выше условиях обычно весьма затруднено. В связи с этим при разработке мощных крутонаклонных угольных пластов в сложных горно-геологических условиях преимущественно применяются относительно более гибкие и простые способы взрывной выемки угля без крепления и присутствия людей в очистном забое с подцержанием кровли угольными целиками - "ножами".
Отсутствие процесса крепления призабойного пространства обеспечивает резкое сокращение многооперационности работ по добыче угля, что приводит к значительному увеличению нагрузки очистного забоя и улучшению основных технико-экономических показателей производства.
Опыт разработки мощных крутонаклонных пластов показывает, что в сложных горно-геологических условиях залегания способы взрывной выемки угля широко распространены и практически незаменимы. Однако при их осуществлении не всегда обеспечиваются нормальные условия выемки, при этом высоки эксплуатационные потери. Положение усугубляется тем, что основные параметры указанных способов обычно принимаются произвольно, без соответствующего научного обоснования, а исследовательские работы в этой области практически не ведутся.
В связи с вышеизложенным вопрос совершенствования указанной технологии и оптимизации ее параметров является для рассматриваемых условий актуальным, имеет большое научное и практическое значение.
Работа выполнена в соответствии с утвержденным планом научных исследований Института горной механики им Г.А.Цулукадзе АН ГССР в области совершенствования существующих и изыскания новых способов выемки мощных крутонаклонных угольных пластов в сложных горно-геологических условиях Ткварчельского месторождения, в которой автор в 1972-83 гг. принимал участие в качестве ответственного исполнителя.
Цель работы состоит в усовершенствовании и оптимизации параметров взрывного способа выемки угля без присутствия людей в очистном забое при разработке мощных крутонаклонных пластов в сложных горно-геологических условиях, которые должны обеспечить снижение эксплуатационных потерь угля, а также повышение эффективности и безопасности работ.
Основная идея работы состоит в определении эффективных и безопасных условий применения взрывного способа выемки угля без крепления и присутствия людей в очистном забое и оптимизации его параметров с помощью экономико-математического моделирования с использованием ЭВМ.
Задачи исследования: анализ опыта применения способов выемки угля без крепления и присутствия людей в очистном забое при разработке мощных крутонаклонных угольных пластов в сложных горно-геологических условиях;
Изыскание, промышленное испытание и внедрение эффективных способов взрывной выемки угля без присутствия людей в очистном забое для условий Ткварчельского месторождения; составление экономико-математической модели и установление оптимальных параметров указанных способов выемки угля с использованием ЭВМ.
Методы исследования. Для достижения поставленной цели использован комплексный метод, включающий научное обобщение, аналитические и экспериментальные исследования с применением экономико--математического моделирования с использованием ЭВМ, промышленные испытания и технико-экономический анализ конечных результатов.
Научная новизна работы: разработана и внедрена эффективная технология и обоснована технико-экономическая целесообразность применения взрывного способа выемки угля без присутствия людей в очистном забое для мощных крутонаклонных пластов в сложных горно-геологических условиях; разработана физическая модель напряженного состояния целиков между выемочными участками и блоками, в которой угольный массив в боковой зоне опорного давления рассматривается как временный целик, воспринимающий основные нагрузки пород кровли, а меж блочные целики - как технологические, воспринимающие значительно более меньшие нагрузки. Это позволило предложить инженерный метод расчета параметров указанных выше целиков по геомеханическому фактору; впервые для условий Ткварчельского месторождения разработана экономико-математическая модель отработки выемочных полей и участков при исследуемых способах взрывной выемки угля и на базе выполненных исследований с применением ЭВМ установлены оптимальные параметры технологии разработки, обеспечивающие высокую эффективность работ и сравнительно умеренные эксплуатационные потери.
Достоверность научных положений, выводов и рекомендаций, сформулированных в работе, подтверждена шахтными экспериментами, внедрением рекомендуемых способов и параметров взрывной выемки в производство, использованием полученных результатов в проектных разработках, а также сходимостью расчетной и фактической эффективности рекомендуемых параметров.
Практическая ценность заключается в усовершенствовании существующего и создании нового способов взрывной выемки угля, а также в определении их оптимальных параметров, позволяющих увеличить безопасность и эффективность работ при разработке мощных крутонаклонных угольных пластов в сложных горно-геологических условиях Ткварчельского и других аналогичных месторождений»
Реализация работы. Предложенные способы взрывной выемки с оптимальными параметрами внедрены на шахтах Ткварчельского месторождения.
Результаты исследования включены в "Дополнительные технологические схемы очистных работ на шахтах производственного объеди нения "Грузуголь", утвержденные Генеральным директором ПО "Груз-уголь", а также в проектные разработки института "Грузгипрошахт".
В результате внедрения разработанной в диссертации технологии суммарный среднегодовой экономический эффект на Ткварчель-ской шахте им. В.И.Ленина составил 192,0 тыс. руб.
Апробация работы. Основные результаты диссертационной работы, а также ее отдельные положения докладывались и были одобрены на заседаниях Ученого совета Института горной механики им.Г.А. Цулукидзе АН ГССР (1975-1983 гг.), на Республиканской научно-технической конференции "Совершенствование существующей и создание новой технологии разработки мощных пластов угля на месторождениях Грузии" (г. Ткибули, 1974 г.), на Всесоюзном научно-техническом семинаре "Вскрытие, подготовка и системы разработки для глубоких шахт" (г. Донецк, 1977 г), на Всесоюзном техническом совещании "Направления создания и совершенствования технологии и средств безлюдной выемки угля в шахтах" (Москва, 1980 г.), на Республиканском научно-техническом совещании "Использование энергии взрыва в народном хозяйстве" (г.Батуми, 1981 г.), на Ш Республиканской научно-технической конференции молодых ученых и специалистов горной промышленности Грузии "Совершенствование технологии и механизации добычи полезных ископаемых" (г.Тбилиси, 1982 г.), на расширенном научном семинаре Лаборатории разработки угольных месторождений Института гррной механики им.Г.А. Цулукидзе АН ГССР (1984 г.).
Публикация работы. По теме диссертации автором опубликовано 15 работ, кроме того получено авторское свидетельство на изобретение (а.с. СССР № 985293, Кл. Е 21 с 41/04.). Результаты приведенных в диссертации исследований отражены в трех депонированных отчетах по научно-исследовательским работам, ответственным и непосредственным исполнителем которых был автор (Гос.регистр. М 74033655, 79033956).
Объем работы. Диссертационная работа состоит из введения, четырех глав, основных выводов и рекомендация, списка использованной литературы, насчитывающего 109 наименований и шести приложений.
Диссертация изложена на 133 страницах машинописного текста, содержит 50 рисунков и 8 таблиц.
Опыт применения способов выемки угля без крепления и присутствия лкщей в очистном забое
Для обеспечения безопасных условий труда рабочих в нашей стране был создан вариант камерной системы разработки без присутствия людей в призабойном пространстве. При этом способе вскрытие и подготовка выемочного поля осуществляется следующим образом: этаж делится на подэтажи, вертикальная высота которых, в зависимости от горно-геологических условий, колеблется в пределах 25 - 50 м. Подэтажи вскрываются промежуточными квершлагами (рис.1.1.).
Выемочные поля нарезаются пройденными у почвы пласта конвейерным, промежуточными и вентиляционным штреками на длинные столбы размерами по простиранию 150 - 200 м и 250 - 300 м соответственно при односторонних и двусторонних выемочных полях.
Камеры шириной от 6 - 8 до 13 - 15 м, в зависимости от их ширины, крепости и устойчивости угольного массива, глубины разработки, ограничиваются спаренными печами, пройденными через 2 - 5 м у почвы пласта на всю высоту этажа.
Выемка угля в камерах осуществляется по восстанию, взрывным способом, с помощью веерообразно пробуренных шпуров без присутствия людей в очистном забое. Бурение шпуров, заряжание и их взрывание производится из печей.
Отбитый уголь частично выпускается. Окончательная выгрузка производится лишь после полной отбойки угля в камере на полную высоту этажа.
Диапазон применения данного варианта системы широк. С его применением были отработаны угольные пласты мощностью от 2,4 до 21 м, с углом падения до 90 [47 J .
Основными факторами, определяющими возможность применения данного варианта системы, являются крепость и устойчивость угля и боковых пород.
Подэтажный способ отбойки угля шпуровыми зарядами является наиболее распространенным при разработке угольных пластов в сложных горно-геологических условиях. Сущность данного способа заключается в следующем: выемочное поле с помощью подэтажных штреков, проводимых у почвы пласта, делится на 3-4 подэтажа. Вертикальная высота подэтажей, в зависимости от горно-геологических условий залегания пластов, меняется в пределах 25 - 35 м. В свою очередь, подэтажи, в зависимости от устойчивости боковых пород, нарезаются на блоки шириной от 6 - 8 до 10 - 15 м путем проведения у почвы пласта восстающих выработок (печей) от конвейерного до вентиляционного подэтажного штрека (рис.1.2.).
Из печей, на ширину блока, проводят просеки. Нижний просек через каждые 6 - 8 м сбивается с конвейерным штреком дучками, предназначенными для выпуска угля из очистного забоя. Расстояние между просеками зависит от устойчивости боковых пород и меняется от 6 - 8 до 10 - 15 м [ 29, 50, 53, 57, 92 J . Обычно просеки проходят с опережением очистных забоев на 2 - 3 выемочных блока.
Подготовка блоков к очистной выемке осуществляется путем устройства траншей на всю мощность пласта вдоль крайней печи каждого блока. Отбойка угля в блоках производится лентами шириной 1,0 - 1,5 м с помощью буровзрывных работ, веерообразно расположенными шпурами длиной 6 - 8 м. Блоки не крепят. Отбойку угля производят из просеков. Выпуск отбитого угля из очистного забоя на конвейерный штрек осуществляется после каждого взрывания через дучки под действием собственного веса. Таким образом, работы по выемке угля ведутся без присутствия людей в очистном забое.
Управление кровлей осуществляется целиками - "ножами" с перепуском обрушенных пород из верхнего подэтажа. Оконтуренные подэтажными штреками уступы в пределах блока разрабатываются с опережением верхних на одну-две ленты. Добычные работы прекращаются на расстоянии 3 - 4 м от соседнего блока.
Отработка подэтажей в выемочном поле осуществляется, как правило, от его границ к центру.
Рассмотренный способ широко применяется на практике при разработке мощных крутонаклонных и крутых пластов с устойчивыми боковыми породами в сложных горно-геологических условиях залегания.
С целью применения описанного выше способа для разработки пластов с неустойчивыми боковыми породами, была создана специальная механизированная крепь (рис.1.3.), под защитой которой обеспечивается бурение, заряжание и взрывание скважин, а также выпуск замагазинированного угля Г 81 J .
На отрабатываемом участке 4, расположенном под поддерживаемой частью штрека вышележащего подэтажа 2, после бурения шпуров 3 с конвейерного штрека I на всю высоту подэтажа производят их обсадку трубами. Заряжание шпуров осуществляют при наличии обсадных труб, а взрывание производят на участке 5, расположенном под выработанным пространством 7 верхнего подэтажа. Взрывание шпуровых зарядов производят при наличии замагазинированного угля 6 по всей высоте отрабатываемого подэтажа после извлечения обсадных труб.
Способ выемки угля без крепления и присутствия людей в очистном забое с отбойкой скважинными зарядами, впервые был применен в США (штат Пенсильвания) в 1935 г. при отработке крутого пласта "Мамонт", мощностью 7,5 - 9 м [ 53, 103 J .
Выемка угля при данном способе осуществлялась следующим образом: в условиях полевой подготовки (рис.1.4.), в пределах этажа проводились полевые откаточный I и вентиляционный 2 штреки, а также угольный штрек 3 у почвы пласта. Скважины для отбойки угля бурились из пластового штрека 3 веерообразно,- на всю высоту разрабатываемого этажа (подэтажа). Расстояние между рядами вееров 5 составляло 2 - 2,5 м. Одновременно взрывались несколько рядов вееров. Замагазинированный уголь выпускался через наклонные гезенки 4, проведенные на расстоянии 9 м друг от друга. Породы кровли самообрушались по мере выпуска угля.
Описанный выше способ нашел широкое применение также на шахтах Канады и Франции.
На основе вышерассмогренного опыта в нашей стране был создан усовершенствованный способ, который получил название - "Способ взрывной отбойки угля скважинными зарядами" [l9, 29, 50, 103, 104 J . Его сущность заключается в следующем: выемочный участок (рис.1.5.) нарезается на длинные столбы по простиранию с разделением этажа на подэтажи высотой от 18 - 25 до 30 - 40 м. В зависимости от устойчивости боковых пород, подэтажи делятся на блоки шириной от 8 - 10 до 15 - 20 м, путем проведения восстающих выработок (печей).
Отбойка угля в выемочном участке производится лентами шириной от I до 2 м с помощью скважин, пробуренных с просека веерообразно параллельно восстающей выработке до вентиляционного штрека.
В зависимости от мощности пласта, крепости угля и свойств боковых пород число скважин в отбиваемой ленте (веере) меняется от 3 до 5.
Заряжание скважин производится с конвейерного штрека рассредоточенными или сплошными зарядами ВВ. Диаметр скважин обычно составляет 42 мм.
В выемочном блоке работы прекращаются, не доходя до соседнего на 3 - 5 м, то есть оставляются целики - "ножи".
Каждое последующее взрывание скважин (вееров) осуществляется после полной выгрузки отбитого угля.
Управление кровлей осуществляется целиками - "ножами" с частичным самообрушением пород кровли и их перепуском с верхнего подэтажа.
Современное состояние разработки мощных крутонаклонных пластов в условиях ІУ угленосной площади Ткварчельского месторождения
В настоящее время, как указывалось выше, в эксплуатации находится северо-западный участок ІУ угленосной площади, который разрабатывается шахтой "Ткварчельская" им.В.И.Ленина.
Шахтное поле вскрыто парными штольнями на горизонтах 480 и +950 м и центральным слепым стволом, расположенным межцу этими горизонтами.
Принятая схема подготовки шахтного поля - этажная полевая. Этаж по простиранию делится на двукрылые выемочные поля, размерами по простиранию 150 - 300 м, а по падению - на 3 -4 подэтажа наклонной высотой 35 - 45 м. Мевду этажами и подэтажами оставляются барьерные целики наклонной высотой 10 - 15 и 8 - 10 м, соответственно.
Вскрытие выемочного поля осуществляется с помощью центрального полевого ската, этажных и подэтажных квершлагов.
Выемочные поля разрабатываются прямым ходом, от центра к границам шахтного поля, а выемка пластов угля в пределах выемочных полей производится обратным ходом от границ в направлении к полевому скату.
На участке ЖЕ основное промышленное значение имеет мощный пласт I, который из-за сложных условий залегания и весьма крепких и устойчивых боковых породах с момента вступления шахты в эксплуатацию, разрабатывается подэтажяым способом отбойки угля шпуровыми зарядами (рис.2.4.).
Размеры оконтуренных конвейерным и вентиляционным штреками выемочных столбов (участков) составляют: по простиранию 150 -- 300 м, по падению 35 - 45 м. В пределах выемочного поля они разрабатываются в нисходящем порядке. Вдоль выемочных штреков подэтаж делится на блоки шириной от 6 - 8 до 10 - 12 м путем проведения у почвы пласта восстающих разрезных печей, которые соединяются между собой просеками (подэтажными штреками). Первый просек проводится на расстоянии 6 - 8 м от конвейерного штрека, а остальные - через 10 - 15 м. Подготовительные работы в подэтаже опережают очистной забой на ширину 2-3 блока. Для выгрузки отбитого угля конвейерный штрек и первый просек при широких блоках дополнительно сбиваются между собой дучками [ 57].
Подготовка блоков к очистной выемке осуществляется путем устройства траншей на всю мощность пласта вдоль крайней печи каждого блока. Очистные работы в блоках производятся с помощью буровзрывных работ веерообразно расположенными шпурами длиною 8 - 12 м. Количество шпуров в одном веере колеблется от 4 до 6, Шпуры бурятся ручными электросверлами и комплектами составных штанг. В качестве ВВ применяется патронированный аммонит T-I9 или ПЖВ-20. Длина патрона составляет 0,25 м, диаметр - 36 мм, а вес - 0,3 кг. Взрывание электрическое. Одновременно бурится и взрывается один ряд шпуров. Отбойка угля в подэтажах осуществляется лентами, последовательно сверху вниз. Расстояние между рядами (лентами) вееров составляет 1,5 - 2,0 м.
Выдача отбитого угля из очистного забоя происходит под действием собственного веса после каждого взрывания.
Проветривание очистного забоя происходит за счет общешахтной депрессии. Свежая струя воздуха из конвейерного штрека через восстающие выработки (разрезные печи) поступает в очистной забой, омывает его и по вентиляционному штреку попадает в общую исходящую струю выемочного поля.
При данном способе выемки призабойяое пространство не крепится. Управление кровлей осуществляется с помощью целиков -- "ножей", ширина которых, в зависимости от мощности пласта и глубины залегания, составляет 3 - 5 м. Для более надежного управления кровлей, через каждые 4-6 блоков, ширину этих целиков увеличивают до 7 - 8 м [ 45, 46, 57 ] . Такая технология очистных работ, как показывает производственный опыт имеет ряд существенных недостатков: nбольшая протяженность подготовительно-нарезных выработок (35 - 40 пог.м на 1000 т добычи) и сложность их проведения; сравнительно большой объем работ по бурению шпуров и их заряжанию (140 - 150 пог.м на 1000 т добычи); nзначительный расход ВВ (300 - 350 кг на 1000 т добычи); вредное сейсмическое воздействие взрывных работ на устойчивость угольных целиков и вмещающих пород; nвысокие эксплуатационные потери, достигающие 35 - 40$ и более; nсложность обеспечения нормального вентиляционного режима и управления газовыделением; опасность самовозгорания угля и сложность проведения противопожарных профилактических мероприятий.
Как показывает производственный опыт, с увеличением глубины разработки в условиях угрожающих по внезапным выбросам угля и газа и опасных по самовозгоранию угля пластов, эти недостатки усугубляются.
С целью исключения некоторых из перечисленных недостатков, присущих способу подэтажной отбойки угля шпуровыми зарядами, на шахте в опытном порядке был испытан также способ выемки с применением гибкого металлического перекрытия (рис.2.5.).
Сущность способа заключается в том, что мощный угольный пласт делится на два слоя: верхний, гак называемый монтажный слой толщиной 1,5 - 2,0 м, и нижний - на всю остальную мощность пласта. Верхний слой отрабатывается длинными столбами по простиранию с креплением очистного забоя и последующим его обрушением на предварительно уложенный настил из гибкого металлического перекрытия, нижний - под защитой гибкого перекрытия, с отступающим по простиранию забоем с подэтажным обрушением [ 31, 45, 53, 57 J .
Разработка математической модели для определения оптимальных параметров выемочного участка
Для каждого месторождения с конкретными горно-геологическими и горнотехническими условиями и для применяемого способа выемки должны быть определены такие размеры выемочных участков, при которых расходы на их вскрытие и подготовку минимальны. Эти расходы находятся в функциональной зависимости от конструктивных элементов применяемого способа выемки и от размеров выемочного участка. Последнее определяет то, что на современном этапе развития угольной промышленности исключительно важное значение приобретает установление оптимальных размеров шахтного поля, выемочных полей, выемочных участков, применяемого способа выемки и его конструктивных элементов. Экономико-математическзя модель, составленная для решения на ЭВМ, позволяет существенно повысить качество получаемых резуліг-татов и расширить возможности учета максимального количества факторов, влияющих на оптимизируемые параметры. В настоящей главе, для условий мощных крутонаклонных пластов Ткварчельского и аналогичного ему месторождений, составлена экономико-математическая модель, которая позволяет определять оптимальные параметры способов вскрытия и подготовки выемочного участка, а также конструктивных элементов применяемого способа выемки угля. Размеры выемочного участка (длина выемочного участка, наклонная высота подэтажа) и ширина выемочного блока были определены в соответствии с общепринятой методикой. Основные принципы этой методики заключаются в том, что при экономико-математическом моделировании они определяются путем исследования на минимум функции стоимостных параметров по внутри- и внелавным процессам, производимым в пределах выемочного участка. К стоимостным параметрам по внелавным процессам относятся затраты на проведение и поддержание подготовительно-нарезных выработок, обеспечивающих ввод выемочного участка в эксплуатацию, расход электроэнергии на проветривание этих выработок во время их проходки, очистного забоя, а также затраты на транспортирование отбитого угля. К внутрилавным затратам при исследуемых способах выемки относятся амортизационные отчисления на буровое оборудование, затраты на его монтаж и демонтаж, на бурение, заряжание и взрывание скважины, затраты на ВМ, выдачу угля (зарплата рабочих), проведение противопожарных мероприятий.
Для установления оптимальных размеров выемочного участка (длина, наклонная высота) и ширины блока составляем математическое выражения по перечисленным выше статьям. Для этого используем рис.3.1. Затраты на проведение полевых штреков. Для подготовки каждого нового выемочного участка должны быть пройдены полевые штреки (вентиляционный и откаточный) общей длиной 2Х м. Если выемочное поле отрабатывается двукрылыми выемочными участками и число подэтажей в выемочном поле составляет П » то тогда число лав в выемочном поле будет Z-П. Математическое выражение, которое позволяет определить затраты на проведение полевых штреков для одной лавы имеет вид: где t 3 - длина квершлага, м; проведения I пог.м вентиляционного и конвейерного квершлагов, руб./м:
Затраты на проведение выемочных штреков. Для ввода выемочного участка в эксплуатацию необходимо проведение вентиляционного и конвейерного штреков длиной Xм» Затраты на проведение выемочных штреков руб. (3.4) где R5l R6 сгоимость проведения I пог.м вентиляционного и конвейерного выемочных штреков, руб./и Затраты на проведение восстающих выработок. Для начала очистных работ обьязательным является подготовка двух выемочных блоков, в пределах которых надо пройти три восстающие выработки длиной по (1Ї-П2) м. Суммарные затраты на проходку этих выработок где П0 - наклонная высота целика мевду выемочными участками, К_ - стоимость проведения I пог.м восстающей выработки, руб./м. Затраты на проведение просеков. Как уже отмечалось выше, для ввода выемочного участка в эксплуатацию необходимо подготовить два выемочных блока общей шириной 2о м. Из рис.3.1. видно, что на эту ширину суммарная длина просеков, проходимых для ввода выемочного участка в эксплуатацию, будет составлять м, а затраты на их проведение где Ґ12 число просеков в подэтаже; D - ширина выемочного блока, м; Ь2 - ширила восстающей выработки, м; Кб - стоимость проведения I пог.м просека, руб./м. Затраты на проведение углеспускных печей. В пределах каждого выемочного блока число углеспускных печей равно [0-(6.+DJJ \Ь +Ъ )9 а так как для ввода выемочного участка в эксплуатацию надо подготовить два выемочных блока, то число углеспускных печей удвоится. Следовательно, суммарные затраты на проведение углеспускных печей
Перспективы применения способов выемки угля без крепления и присутствия людей в очистном забое при разработке мощных крутонаклонных пластов
Из опробованных и внедренных способов выемки для разработки мощных крутонаклонных угольных пластов в условиях Ткварчельского и других аналогичных месторождений наиболее перспективными следует считать способы с взрывной подсечкой угольного массива скважадными зарядами и с отбойкой угля скважинно-шпуровыми зарядами.
При указанных способах, по сравнению с обычным, принятым на Ткварчельском месторождении способом выемки с подэгажной отбойкой угля шпуровыми зарядами, увеличивается безопасность ведения очистных работ, улучшаются условия выдачи угля, резко сокращается протяженность горно-подготовительных и особенно нарезных выработок, удельный расход лесоматериалов, ВВ и других материалов, повышается устойчивость выемочных блоков и межблочных целиков, несколько снижаются эксплуатационные потери угля, улучшаются условия проведения противопожарных мероприятий по управлению газовыделением. Однако проведенные опытные работы показали, что область эффективного применения способа выемки с подсечкой угля скважинными зарядами сравнительно ограничена. Он может быть использован при наличии мощных (до 7,0 м), крутонаклонных пластов со сравнительно спокойным залеганием, наличии в строении пласта породных прослоек толщиной не более 0,3 м при суммарной их мощности не более 15 - 20$ вынимаемой мощности пласта.
Многие из перечисленных выше достоинств технологии разработки обеспечиваются и при новом варианте систем разработки подэтаж-ных штреков, при которых вентиляционный штрек располагается у кровли пласта, а целику между выемочными полями придается устойчивая конфигурация (рис.2.13).
При данном варианте разработки значительно расширяется область применения взрывного способа выемки угля без присутствия людей в очистном забое в сложных горно-геологических условиях, в частности, при разработке сильно нарушенных пластов и пластов с изменчивой мощностью и чрезвычайно сложного строения.
Основным недостатком перечисленных выше способов разработки является сравнительно высокие эксплуатационные потери, обусловленные угольными целиками, оставленными между выемочными участками и блоками, расчетные размеры которых увеличиваются с ростом глубины разработки. Предложенный метод расчета указанных целиков позволяет в конкретных горно-геологических и горнотехнических условиях определить научнообоснованные их размеры, которые как правило получаются более умеренными, чем при любом другом известном методе подсчета целиков. Тем не менее, с увеличением глубины разработки, особенно при зависании пород кровли, значительно увеличатся фактические нагрузки целиков и их размеры. К тому же зависание кровли на значительных площадях может создать угрозу внезапных обрушений пород, опасность травмирования рабочих.
Следует отметить, что в условиях Ткварчельского месторождения, особенно на ІУ угленосной площади, несмотря на наличие в кровле очень крепких и мощных пород-песчаников на действующих участках и полях при применении указанных выше способов разработки, массовые обрушения кровли с опасными последствиями не имели место, что вероятно следует обеспечить перепуском обрушенных пород с верхних ранее отработанных горизонтов на нижние, которые к тому же создают некоторый боковой распор деформируемым целикам.
С целью полного предотвращения опасных зависаний пород кровли и значительной разгрузки угольных опорных целиков, считаем целесообразным между смежными выемочными участками по простиранию произвести разупрочнение, скважинными зарядами, которое широкое распространение получило в угледобывающей промышленности в последние годы.
Разработаны принципиальные схемы разупрочнения пород кровли, при котором скважины для торпедирования кровли располагают вдоль нижней кромки выработанного пространства по плоскости вероятного трещинообразования (рис.4 а, б, в ).
