Вести Донецкого горного института

МІНІСТЕРСТВО ОСВІТИ І НАУКИ УКРАЇНИ

ДЕРЖАВНИЙ ВИЩИЙ НАВЧАЛЬНИЙ ЗАКЛАД «ДОНЕЦЬКИЙ НАЦІОНАЛЬНИЙ ТЕХНІЧНИЙ УНІВЕРСИТЕТ»

ВІСТІ ДОНЕЦЬКОГО ГІРНИЧОГО ІНСТИТУТУ

Всеукраїнський науково-технічний журнал гірничого профілю

Виходить 2 рази на рік

Заснований у липні 1995 року

№2 (35)’ 2014

ДОНЕЦЬК – 2014

УДК 622

Друкується за рішенням Вченої ради державного вищого навчального закладу «Донецький національний технічний університет» (протокол № __ від _______________р. ).

В журналі публікуються наукові статті з питань підземної розробки: геомеханіки, гірського тиску, стійкості виробок, технології проведення підготовчих виробок, проходки вертикальних стволів, буріння гірських порід; проектування гірничого обладнання; комплексу робіт при ліквідації шахт; обґрунтування та рішення техніко-економічних проблем.

Журнал розрахований на наукових співробітників, інженерно-технічних робітників шахт, проектних організацій, навчальних та науково-дослідних інститутів гірничого напрямку.

Засновник та видавець – Донецький національний технічний університет

Редакційна колегія: Є.О. Башков, д-р техн. наук, проф. (головний редактор); С.М.Але-ксандров, д-р техн. наук, проф. (заст. головного редактора); Ю.Ф. Булгаков, д-р техн. наук, проф. (заст. головного редактора); С.В. Подкопаєв, д-р техн. наук, проф. (відповідальний секретар); О.М. Шашенко, д-р техн. наук, проф.; Б.М. Усаченко, д-р техн. наук, проф.; М.М. Касьян, д-р техн. наук, проф.; М.М. Грищенков, д-р техн. наук, проф.; І.О. Садовенко, д-р техн. наук, проф.; С.В. Борщевський, д-р техн. наук, проф.; В.К. Костенко, д-р техн. наук, проф.; О.В.Мартякова, д-р екон. наук, проф.; О.В. Агафонов, д-р техн. наук, проф.; А.С. Сaммаль, д-р техн. наук, проф.; А.Ю. Прокопов, д-р техн. наук, доц.

Журнал зареєстрований в Державному комітеті інформаційної політики, телебачення та радіомовлення України. Свідоцтво: серія КВ, №7378 від 03.06.2003.

Журнал включено до переліку наукових фахових видань України, в яких можуть публікуватися результати дисертаційних робіт на здобуття наукових ступенів доктора і кандидата наук (додаток до постанови президії ВАК України №1-05/1 від 10. 02. 2010, надруковано в бюлетені ВАК №3, 2010).

ISSN 1999‐981X © ДВНЗ «Донецький національний технічний університет», 2014

ISSN 1999-981X Вісті Донецького гірничого інституту №2 (35), 2014

УДК 621.1

Е.И. НАЗИМКО (д-р техн. наук, проф., зав. каф. ОПИ) А.С. БУКИНА (ст. гр. ЗКК-10) Донецкий национальный технический университет, г. Донецк ВИБРАЦИОННОЕ ИЗМЕЛЬЧЕНИЕ В ТЕХНОЛОГИЧЕСКОЙ СХЕМЕ ПОДГОТОВКИ

ВОДО-УГОЛЬНОГО ТОПЛИВА

Статья посвящена анализу работы вибрационных мельниц для тонкого измельчения угля с целью приготовления водо-угольного топлива. Приведена технологическая схема подготовки водо-угольного топлива с использованием вибромельницы в качестве основного оборудования. Рассмотрены особен-ности работы вибромельницы в производственных условиях. Установлена повышенная энергоемкость процесса вибрационного измельчения. Снизить энергоемкость процесса возможно возбуждением слож-ных колебаний рабочего органа для создания переменной скорости движения мелющих тел. Рассмотрена конструкция перспективной вибромельницы с бигармоническим режимом работы.

Ключевые слова: водо-угольное топливо, измельчение, анализ работы, вибромельница, энерго-емкость, бигармонический режим.

Введение. К концу прошлого века мировой энергетический кризис начал

приобретать угрожающий характер, так как было израсходовано [1]: - 87% мировых запасов нефти; - 73% мировых запасов природного газа; - 2% мировых запасов угля. Несмотря на значительный прогресс в области разработки технологий испо-

льзования альтернативных источников энергии (солнечная энергия, энергия ветра, морских приливов и пр.), на ближайшие 30 - 40 лет основным энергетическим ре-сурсом остается уголь.

Основой эффективной замены дорогостоящих дефицитных экологически чи-стых природных энергоносителей (природного газа и нефти) на многих ТЭЦ и ГРЭС с минимальными капитальными затратами и с сохранением на требуемом уровне вредных выбросов в атмосферу в ближайшее время может стать сравните-льно новый вид жидкого топлива – водо-угольное топливо.

Водо-угольное топливо (ВУТ) - дисперсная система, которая представляют собой смесь воды с частицами угля и специальными добавками. К настоящему времени определился основной состав ВУТ [2] (масс. %): уголь – 70…75, вода 24…29, присадки – до 1.

Приготовление ВУТ из шламов или рядового угля сопряжено с приданием водоугольной суспензии приемлемой вязкости и статической стабильности. Клас-сическая схема приготовления ВУТ, разработанная ещё в СССР в середине 60-х годов, предусматривает помол угля и одновременное смешивание его с водой в шаровых/стержневых мельницах. Для придания стабильности в водо-угольное то-пливо добавлялись различные реагенты, которые одновременно снижали вязкость. В совокупности удавалось достичь содержания твёрдого в ВУТ до 60…65%.

Многие фирмы однозначно подтверждают возможность эффективного при-менения водо-угольного топлива на угольных энергоблоках. В случае перехода на сжигание ВУТ вместо угля решается ряд существующих проблем [3]:

• расширяется диапазон регулирования производительности угольных кот-ло-агрегатов;

• резко улучшаются экологические показатели при сжигании углей; • золошлакоудаление переводится на пневмотранспорт;

© Назимко О.І., Букіна А.С., 2014 3

ISSN 1999-981X Вісті Донецького гірничого інституту №1(34), 2014

• снижается окисление (потеря калорийности) топлива во время хранения; • отсутствуют взрыво- и пожароопасность угольной топливоподачи; • обеспечивается возможность сжигания на одном объекте различных видов

углей. Интересными являются и такие факты: в США использование ВУТ выбрано в

качестве части национальной энергетической политики, а в Японии и Китае вырабо-тка тепла и электричества на ВУТ исчисляется миллионами кВт×ч [4]. В Украине государственная политика, направленная на внедрение технологий по замещению газа на уголь и ВУТ, получила фактическое начало в 2012 году. К сожалению, для внедрения ВУТ планировалось использовать китайские технологии и оборудование [5]. Реальные успехи в данной области в настоящее время не наблюдаются.

ВУТ может быть приготовлено из углей практически любых марок: от длин-но-пламенных и газовых до слабоспекающихся и даже антрацитов. Водо-угольное топливо может быть изготовлено из бурых углей марок Б3 и Б2, а также Б1. Для приготовления ВУТ может быть использована речная вода, канализационные сто-ки, вода угольно-шахтных предприятий и промышленные отходы [6].

Классическая схема приготовления ВУТ не изменилась с момента появления технологи и состоит из трёх этапов (рис. 1): дробление (обычно до фракции 10…13 мм), мокрый помол (обычно до фракции <100…150 мкм), классификация и гомо-генизация [7]. Схема цепи аппаратов установки по приготовлению ВУТ приведена на рис. 2.

Рис. 1. Схема приготовления ВУТ

Промышленная установка производства ВУТ (рис. 2) представляет собой классификационно-измельчительный модуль, в который входят: бункер исходного продукта 1, дробилка 4 и вибромельница 9 с системами подачи и дозирования угля 2, виброгрохоты 3, 7 и гидроциклон 10 для основной и контрольной классифика-ции, пульповые насосы 6, емкости 5.

Предварительное дробление в молотковой дробилке необходимо для полу-чения угольной фракции менее 10…13 мм. Если в качестве сырья для приготовле-ния ВУТ используется угольный шлам или уголь сортов «штыб» или «семечко», то данная стадия исключается из общей линии приготовления ВУТ.

Измельчение до конечной фракции (менее 100...150 мкм) осуществляется мокрым методом. Этот этап измельчения является основным при приготовлении ВУТ, поскольку именно он определяет дальнейшие характеристики ВУТ (грансос-тав, вязкость, стабильность и т.д.) [2, 3]. Кроме того, данный этап является и са-мым энергозатратным.

4


Рис. 2. Схема цепи аппаратов установки по приготовлению ВУТ:

1 – бункер исходного угля; 2 – питатель; 3 – грохот (d=12…13 мм); 4 – молотковая дробилка; 5 – емкость; 6 – насос; 7 – струйное брызгало;

8 – грохот (d=100…150 мкм); 9 – вибромельница; 10 – батарейный гидроциклон

Основными технологическими машинами в традиционных технологиях под-готовки ВУТ являются шаровые или стержневые мельницы, вибромельницы, пла-нетарные, гидроударные и кавитационные мельницы, осуществляющие измель-чение сухим или мокрым способом. Мокрый помол является более экономически эффективным, ввиду того, что нецелесообразно предварительное сушить угль, т.к. после размола он снова смешивается с водой.

Многочисленные исследования по тонкому измельчению позволяют утверж-дать, что наиболее эффективным средством для получения продукта с грануло-метрическим составом менее 50 мкм при исходном питании крупностью 2…10 мм и относительно небольшой производительности по конечному продукту (до 10 т/ч) является вибрационная мельница [8]. В качестве мелющих тел используются стер-жни (в случае среднего помола, до 0,2-0,5 мм), шары или цильпебсы (в случае тон-кого помола, менее 0,1 мм). Конструкция мельницы обычно предусматривает воз-можность организации комбинированного (стержневого и шарового) помола.

На сегодняшний день рынок вибромельниц для мокрого помола весьма ограничен: в основном это мельницы типа ВМ-200 и ВМ-400 (выпускаются РФ) производительностью по эталонному продукту до 2,5 т/ч (до 500 мкм), по ВУТ - не более 1,5 т/ч.

Водо-угольная суспензия, полученная на выходе из мельницы, подлежит ко-нтрольной классификации (для выделения частиц угля с размером больше оптима-льного) и гомогенизации, придающих водо-угольной суспензии необходимые рео-логические свойства [9]. Более крупные частицы направляются на рециркуляцию для повторного помола.

Данные по промышленному использованию вибромельниц для приготовле-ния ВУТ весьма ограничены. Поэтому значительный интерес представляют ре-зультаты промышленных испытаний оборудования технологической линии цеха по приготовлению ВУТ ЗАО “Амальтеа” в пос. Ёнский Мурманской области РФ [10].

5


На этом предприятии с целью измельчения применена вибромельница ВМ-400 производительностью 1,5 т/ч и потребляемой мощностью 55 кВт. Установлено, что общее энергопотребление на приготовление 1 тонны ВУТ составяет около 103 кВт×ч. Это существенно превышает показатели, приведенные в технической литературе (около 30 кВт×ч/т), а также отличается от данных, заложенных в прое-кте (55 кВт×ч/т). Авторы отмечают, что отличие показателей по энергопотребле-нию объясняется учетом только энергозатрат на помол, при этом энергозатраты на дробление, перекачку ВУТ и отопление не учитывались.

Производительность вибромельницы существенно зависит от массовой доли твёрдой фазы (угля) и гранулометрического состава исходного и измельченного продуктов, а это оказывает негативное влияние на весь процесс производства. В частности отмечается нестабильный характер гранулометрического состава изме-льченного продукта, что вызывает необходимость производить контрольную клас-сификацию ВУС в несколько стадий. Однако проведенные испытания позволили прогнозировать, что при оптимизации режимов работы оборудования линии по приготовлению ВУТ, удельную энергоёмкость можно снизить до 85…90 кВт×ч/т, но и эти величины по-прежнему высоки.

Таким образом, снижение энергозатрат при вибрационном измельчении угля является актуальной задачей.

Интенсификация процесса тонкого виброизмельчения может идти по ряду направлений, одним из которых является реализация в конструкциях вибро-мельниц горизонтального типа двумерных и трехмерных сложных колебаний, воз-буждающих переменную скорость движения мелющих тел [11], использование мельниц с нетрадиционной формой рабочей камеры. Эти инновации позволяют «турбулизировать» движение загрузки, вовлечь в процесс т.н. малоподвижное ядро и, в конечном итоге, значительно снизить энергозатраты процесса измельчения. Для реализации в конструкциях вибромельниц переменной скорости движения ме-лющих тел в поперечном сечении помольной трубы целесообразно обеспечить условие достижения максимума касательных и нормальных напряжений в месте контакта мелющих тел с измельчаемым материалом. В этом отношении наиболь-ший интерес представляет использование полигармонического неоднородного по-ля колебаний рабочего органа вибромельницы.

В результате проведенного комплекса научно-исследовательских и опытно-конструкторских работ с участием ДонНТУ разработана принципиально новая конструкция бигармонической вибромельницы с неоднородным полем колебаний [12-14] (рис. 3).

Рис. 3. 3D-модель экспериментального образца бигармонической вибромельницы

6


Вибрационная мельница нового типа (рис. 4) состоит из рабочего органа, включающего помольную трубу 1 и помольные тела 2, который соединен при по-мощи опорных упругих элементов 3 с неподвижным основанием 4. Мельница сна-бжена двумя дебалансными виброприводами 5, каждый из которых включает при-водной вал 6 с индивидуальным приводом вращения 7, выполненным с возможно-стью независимого изменения угловой скорости и направления вращения привод-ного вала и дебалансов 8.

Рис. 5. Конструкция бигармонической вибромельницы

В результате моделирования динамических процессов вибромельницы бига-

рмонического типа установлено [13], что изменяя частоты вращения, модули воз-буждающих сил, а также направление вращения одного из электродвигателей при-вода вибровозбудителей, можно управлять в широком диапазоне силовым воздейс-твием на помольные тела и измельчаемый материал. Этим расширяются возмож-ности вибромельницы по созданию рациональных условий процесса измельчения конкретного измельчаемого материала, что в итоге способствует снижению энер-гоемкости процесса переработки и повышению удельной производительности.

Выводы В настоящее время все большее развитие получают новые технологии созда-

ния и применения ВУТ. Неотъемлемой частью технологической схемы подготовки ВУТ является операция измельчения угля. Многочисленные исследования по тон-кому измельчению доказали, что наиболее эффективным средством для получения продукта, отвечающего современным требованиям, предъявляемым к ВУТ, являет-ся вибрационная мельница. Анализ работы серийно выпускаемых вибромельниц с однородным полем колебаний показал повышенную энергоемкость процесса изме-льчения угля при подготовке ВУТ. Установлено, что интенсификация процесса тонкого виброизмельчения может идти по ряду направлений, одним из которых является реализация в конструкциях вибромельницы сложных колебаний, возбуж-дающих переменную скорость движения мелющих тел. Разработана конструкция мельницы с неоднородным полем бигармонических колебаний, режим работы ко-торой предполагает существенное снижение энергозатрат на подготовку ВУТ. Проверить данную гипотезу будет возможно после изготовления эксперименталь-ного образца мельницы и проведения технологических испытаний.

7


Список использованной литературы

1. Овчинников Ю.В. Исскуственное композиционное жидкое топливо из угля и эффективность его использования / Ю.В. Овчинников, С.В. Луценко. – Новосибирский государственный тех-нический университет // [Электронный ресурс]. – Режим доступа: http://www.vibrocom.ru/device/mills/mills.htm

2. Круть О.А. Водовугільне паливо: Монографія / О.А. Круть. – Київ: Наукова думка, 2002. – 169с.

3. Морозов А.Г. Гидроударные технологии для получения водоугольного топлива / А.Г. Моро-зов, Н.В. Коренюгина // Новости теплоснабжения. – 2010. – №7. – С. 18-21.

4. Материалы сайта http://liquidcoal.ru/2008/05/12/24 5. Материалы сайта http://liquidcoal.ru/2012/08/06/236 6. Материалы сайта http://vodougol.ru/ru/belovo-novosibirsk 7. Материалы сайта http://xtbm.info/publ/cement/toplivo/vodougolnoe_toplivo/ 8. Vibrating mills for brown coal // “Colliery Guard.”, 1980, 228, №1, 32. 9. Материалы сайта http://liquidcoal.ru/liquidcoal_and_vodougol/preparing

10. Материалы сайта http://liquidcoal.ru/2008/05/19/26 11. Овчинников П.Ф. Новое оборудование для измельчения / П.Ф. Овчинников, Н.Д. Орлова //

Материалы конф. «Теория и практика процессов измельчения и разделения». – Одесса. – 1994.– С. 36-40.

12. Патент України на винахід. №100756. Вібраційний млин / С.Л. Букін, А.С. Букіна // Заявка а 2011 01521 В02С 19/16. Бюл. №15. – 2012.

13. Букін С.Л. Нова конструкція бігармонійного вібромлина для тонкого подрібнення різноманіт-них матеріалів / С.Л. Букін, А.С. Букіна // Збагачення корисних копалин: Наук.-техн. зб. – 2012. – Вип. 50 (91). – С. 60-65.

14. Букин С.Л. Динамические возможности инерционной бигармонической вибромельницы ново-го типа / С.Л. Букин, А.С. Букина // «Прогресивні технології і системи машинобудування: Міжн. зб. наукових праць». – Донецьк: ДонНТУ, 2013. – Вип. 1- 2 (44-45). – С.61-71.

Надійшла до редакції 04.04.2014

О.І. Назимко, А.С. Букіна

ВІБРАЦІЙНЕ ПОДРІБНЕННЯ В ТЕХНОЛОГІЧНІЙ СХЕМІ ПІДГОТОВКИ ВОДО-ВУГІЛЬНОГО ПАЛИВА

Стаття присвячена аналізу роботи вібраційних млинів для тонкого подрібнення вугілля з метою приготу-вання водо-вугільного палива. Приведена технологічна схема підготовки водо-вугільного палива з вико-ристанням вібромлина в якості основного обладнання. Розглянуто особливості роботи вібромлина у ви-робничих умовах.. Встановлено підвищену енергоємність процесу вібраційного подрібнення. Знизити енергоємність процесу можливо збудженням складних коливань робочого органу для створення змінної швидкості руху тіл, що мелють. Розглянуто конструкцію перспективного вібромлина з бігармонійним режимом роботи.

Ключові слова: водо-вугільне паливо, подрібнення, аналіз роботи, вібромлин, енергоємність, бігармо-нійний режим

E.I. Nazimko, A.S. Bukina

VIBRATION GRINDING IN TECHNOLOGICAL SCHEMES OF PREPARATION WATER-COAL FUEL

This article analyzes the work of vibrating mills for fine grinding of coal to prepare a water-coal fuel. The tech-nological scheme of the preparation of coal-water fuel using a vibration mills as the main equipment. The fea-tures of a vibration in the working environment. Installed energy capacity increased vibratory grinding process. Process may reduce energy excitation complex fluctuations of the working body to create a variable speed grind-ing bodies. Process may reduce energy excitation complex fluctuations of the working body to create a variable speed grinding bodies. The design perspective mills with a biharmonic mode.

Keywords: Water-Coal Fuel, Grinding, Work Analysis, Vibrating Mill, Energy Consumption, Biharmonic Mode

8


УДК 662.8.18: 662.8.19

О.М. КОРЧЕВСЬКИЙ (канд. техн. наук, доц.) А.М. СУРЖЕНКО (канд. техн. наук, доц.) М.І. САДОВОЙ (магістрант) Донецький національний технічний університет, м. Донецьк

ВИЗНАЧЕННЯ РАЦІОНАЛЬНИХ ПАРАМЕТРІВ ДЛЯ ОТРИМАННЯ

БАГАТОКОМПОНЕНТНИХ БРИКЕТІВ

У статті розглянуті технологічні режими виготовлення паливного брикету з ряду техногенних відходів, які за своїм агрегатним фізичному стану непридатні для безпосереднього використання в тех-нологічних процесах і апаратах. Застосування розглянутої технології на практиці здатне повернути від-ходи промисловості у вигляді паливних брикетів. Такі брикети можна використовувати для всіх видів топок, в котлах будь-якої потужності - від опалення приватних будинків до великої ТЕЦ. Важливо від-значити, що включення в енергообіг альтернативних джерел енергії може стати вагомим внеском у розв’язання проблеми дефіциту первинних енергоносіїв, поліпшивши при цьому екологічну обстановку країни.

Ключові слова: зв'язуючі, брикет, прес, шихта, композиційні брикети, вологість сировини, тер-мообробка, міцність брикету.

Постановка проблеми і стан її вивчення. Включення в енергообіг альтер-

нативних джерел енергії може стати вагомим внеском у розв’язання проблеми де-фіциту первинних енергоносіїв у країні. Але використання деяких матеріалів у якості джерела енергії неможливе у їх первинному стані. Постає питання яким чи-ном переробити ці матеріали щоб вони були придатні до використання у якості па-лива. В окремих випадках рішенням може бути брикетування.

Брикетування – різновид грудкування, фізико-хімічний процес термомеханіч-ної переробки дрібних корисних копалин – слабко структурних руд, концентра-тів та відходів виробництва, який дозволяє одержати механічно і термічно міцний сортовий продукт – брикет, що має певну форму, розмір і масу[1]. Утилізація тонкозернистих корисних копалин, можливість одержання з них високоякісної про-дукції для побуто-вого й промислового споживання - головне призначення брикетування.

Брикети використовуються у вугільній, коксохімічній, металургійній, хіміч-ній та іншій галузях промисловості, а також як побутове паливо.

Брикетують дрібні залізні руди і концентрати, сировину для виробництва фе-росплавів та дрібні феросплави, різні відходи чорної металургії (окалину, стружку, металургійний пил, шлак, шлам), торф, буре вугілля, дрібні класи кам’яного вугілля та антрацитів, напівкоксовий та коксовий дріб’язок, побутові відходи тощо [2].

В залежності від властивостей вихідної сировини брикетування виконується без зв’язуючих речовин (молоде буре вугілля, торф) під дією тиску 100—250 МПа і зі зв’язуючими (кам.вуг. та рудний дріб’язок, антрацитовий штиб та ін.) під дією тиску 20-80 МПа.

Виробництво багатокомпонентних брикетів пов’язано з деякими трудноща-ми із за суперечливих вимог до технологічних режимів брикетування кожного окремного компоненту шихти.

Механічні показники композиційного брикету залежать як від складу шихти, так і від ряду технологічних параметрів брикетування, в тому числі:

– речового складу брикетируємої шихти; – ситового складу шихти ; – вологості шихти; – типу та витрати зв’язуючого компонента;

© Корчевський О.М., Сурженко А.М., Садовой М.І., 2014 9


– тиску пресування; – режиму термообробки брикетів; Одним з основних технологічних параметров брикетування композиційної

шихти є тип застосовуваного зв’язуючого. Головна вимога до зв’язуючих – його універсальність, тобто висока адгезій-

на здатність до всіх компонентів брикету. Мета статті. Визначення раціональних параметрів для виробництва компо-

зиційних брикетів, з використанням твердого та рідкого зв’язуючого. Методика та обладнання для проведення експериментальних робіт. Для

брикетування використовувався гідравлічний автоматизований прес ІП–100. Для перемішування шихти перед брикетуванням використовувався лопастной змішувач з регульованим обігрівом. Пресування здійснювалося в замкнутих циліндричних матрицях діаметром 25 мм. Термічна обробка брикетів здійснювалася в шафах СНОЛ–3,5 з регульованою температурою в межах 50 - 4000 С.

Розрахункова кількість компонентів брикетування в певній послідовності змішувалося до отримання однорідної маси і брикетованих в пресі при тиску пресу-вання 25 МПа, що відповідає развиваемому тиску в промислових вальцевих пресах.

Міцність брикетів оцінювалася методом роздавлювання плоским індентором на пресі ІП–100 з контролем максимального зусилля, яке витримує брикет. Визна-чення характеристик міцності вироблялося після охолодження брикетів до кімнат-ної температури. Зразки брикетів які досліджувались на структурну міцність зо-бражені на (рис. 1)

Рис. 1. Зразки брикетів для досліджень на структурну міцність

Виклад основного матеріалу. Виробництво складних за складом брикетів, що включають вугільну складову і рослинні відходи, викликає технічні труднощі. Причинами цього є розходження в структурно–механічних властивостях компонентів.

Різниця показників модуля пружності углистої речовини і рослинних відхо-дів (деревна тирса , стружка тощо) викликає внутрішнє переміщення частинок ши-хти після зняття тиску пресування. Якщо адгезійні сили зв'язку, що визначаються зв’язуючим, будуть менше сил, викликаних релаксацією системи (брікетіруемой маси) після виходу брикету із зони тиску, з'являються внутрішні тріщини, що зни-жують кінцеву міцність брикету.

Знизити негативний ефект цього явища можуть технологічні операції, що переводять пружні деформації частинок рослинних відходів у пластичні. Однією з

10


цих операцій може бути пропарювання рослинної складової шихти при підвищеній температурі.

Зниженню пружних деформацій у брікетіруемой шихті сприятиме і подріб-нення рослинних відходів до крупності менше 1 мм. В якості рослинної добавки в основних експериментах прийняті деревна тирса.

1. Визначення параметрів брикетування шихти з рідким зв’язуючим

(лігносульфонат) Вихідні дані і параметри експерименту: – антрацит, крупність ( 0 – 3) мм, зольність 19,5 %; вологість 2.3%; – тирса хвойна, вологість 4,2 %; – зв’язуюче – лігносульфонат, вологість 40 %, витрата – 8 % по сухій масі до

сухої шихті; – вологість шихти ( 12.5 - 12.6 ) %; – перемішування шихти протягом 10 хв. при температурі 90оС ; – тиск пресування – 25 МПа; – термічна сушка брикетів в інтервалі (10 - 20) хв. при температурі (175–225) оС. У даній серії дослідів випробовувалася шихта двох складів – № 1 - з вмістом

тирси 5 % і № 2 - 10 %(з робочою вологою). Склад шихти з вологістю 12,5 – 12.6 %, отримані в перерахунку на суху масу, показані в таблиці 1.

Таблиця 1 – Склад шихти для брикетування шихти з рідким зв’язуючим

Компонент Вміст, %

Шихта № 1 Шихта № 2 Антрацит (суха маса) 87,9 83,4 Тирса (суха маса) 4,5 9,0

Лигносульфонат (суха маса) 7,6 7,6 Разом 100,0 100,0

Вода до вологості 12,5 % Результати експериментів показані в таблиці 2 на рисунку 3 и 4

Таблиця 2 – Результати брикетування шихти з рідким лігносульфонатом

№

Шихта № 1 (тирса 5 %) Шихта № 2 (тирса 10 %) Умови

термообробки Тиск

руйнування, МПа

Умови термообробки

Тиск руйнування,

МПа температура,

°С час, хв.

температура, °С

час, хв.

1 2 3

175 10 15 20

1,80 2,43 3,12

175 10 15 20

1,50 1,75 1,95

4 5 6

200 10 15 20

2,85 3,74 4,66

200 10 15 20

1,89 3,08 3,62

7 8 9

225 10 15 20

3,81 5,59 5,38

225 10 15 20

3,12 4,25 4,09

11


Рис. 2. Залежність тиску руйнування брикету (Рраз) з 5% вмістом тирси від тривалості

термообробки при температурах: 1 – 175оС; 2 – 200оС; 3 – 225оС

Рис. 3. Залежність тиску руйнування брикету (Рраз) з 10% вмістом тирси від тривалості

термообробки при температурах: 1 – 175оС; 2 – 200оС; 3 – 225оС Результати експериментів свідчать, що додавання в шихту брикетування ти-

рси знижують міцність брикету. Збільшення вмісту тирси понад 10% супроводжу-ється появою тріщин в брикеті до термообробки.

2. Визначення параметрів брикетування шихти з сухим зв’язуючим

(твердий лігносульфонат) При використанні сухих зв’язуючих, як зазначалося вище, необхідно здійс-

нити пропарювання шихти за схемою, наведеною на рисунку 4. При додаванні в шихту рослинних відходів ця операція тим більше корисна, оскільки знизить пру-жну деформацію рослинних добавок.

12


Рис. 4. Схема підготовки шихти до пресування з сухими водорозчинними зв'язуючими

Вихідні дані і параметри експерименту: Відповідають даним наведеним у попередньому експерименті із рідким зв'язуючим. Результати експериментів наведені в таблиці 3 і на рисунку 5.

Таблиця 3 – Результати брикетування шихти з сухим лігносульфонатом

№

Шихта № 1 (тирса 5 %) Шихта № 2 (тирса 10 %) Умови

термообробки Тиск

руйнування, МПа

Умови термообробки

Тиск руйнування,

МПа температура,

°С час, хв.

температура, °С

час, хв.

1 2 3

150 10 15 20

1,75 2,72 3,44

150 10 15 20

1,20 2,00 2,95

4 5 6

200 10 15 20

2,80 4,00 4,89

200 10 15 20

2,00 3,10 3,85

7 8 9

250 10 15 20

4,00 6,31 6,10

250 10 15 20

3,55 5,32 5,28

Залежності, наведені на рисунку 5 показують ту ж тенденцію – знижен-

ня міцності брикету із збільшенням вмісту в шихті рослинних відходів. Відзнача-ється незначне зростання міцності брикету при використанні сухого лігносульфо-нату в порівнянні з рідким.

13


Рис. 5. Залежність тиску руйнування брикету (Рраз) від тривалості термообробки при температурах: 1 – 150оС; 2 – 200оС; 3 – 250оС

- - - - - – шихта з вмістом 5% тирси

______ – шихта з вмістом 10% тирси

В таблице 4 наведені узагальненні параметри режимів брикетування багато-компонентних брикетів із використанням рідкого та сухого зв'язуючого

Таблиця 4 – Раціональні режими брикетування композиційної шихти

Параметр

Рідке зв’язуюче (рідкий лігносульфонат)

Сухе зв’язуюче (рідкий лігносульфонат)

Од. вимірю-вання

Значення Од. вимірю-

вання Значення

Вологість шихти % 12.5 - 12.6 % 12.5 - 12.6 Витрата зв’язуючого (суха

маса до сухої) % 8,0 % 8,0

Перемішування хв.; оС 10; 90 хв.; оС 10; 90 Тиск пресування МПа 25 МПа 25

Температура термообробки оС 225 оС 250 Тривалість термообробки хв. 15 хв. 15

Міцність брикету МПа 5,5-5,6 МПа 6,3-6,4 Висновки Отримані раціональні режими брикетування композиційної шихти з хвойними

тирсою повністю відповідають найкращим режимам брикетування будь-яких деревних відходів (тирса міцних порід, стружка, тріска, подрібнена паперова макулатура і соло-ма). Єдина вимога до цих добавок – певна крупність. Для лабораторних досліджень вона відповідає класу (0 – 1) мм.

14


Список використаної літератури 1. Елишевич А.Т. Брикетирование полезных ископаемых: Учеб. Для вузов / А.Т. Елишевич. –

М.: Недра, 1989. – 300 с. 2. Мала гірнича енциклопедія, тт. № 1 і 2 [ За ред. В.С. Білецького]. – 2004, 2007 рр. – 640 і 652с. 3. Буторина И.В. Утилизация промышленных и бытовых отходов / И.В. Буторина. – Мариуполь:

Стратегия, 1999. – 150 с. 4. Носков В.А. О подготовке промышленных отходов к утилизации путём их брикетирования /

В.А.Носков // Вестник Украинского Дома экономических и научно-технических знаний. – 1999. – № 4. – С. 54-56.


А.Н. Корчевский, А.Н. Сурженко, М.И. Садовой

ОПРЕДЕЛЕНИЯ РАЦИОНАЛЬНЫХ ПАРАМЕТРОВ ДЛЯ ПОЛУЧЕНИЯ МНОГОКОМПОНЕНТНЫХ БРИКЕТОВ

В статье рассмотрены технологические режимы изготовления топливного брикета из ряда техногенных отходов, которые по своему агрегатному физическому состоянию непригодны для непосредственного использования в технологических процессах и аппаратах. Применение рассматриваемой технологии на практике способно вернуть отходы промышленности в виде топливных брикетов. Такие брикеты можно использовать для всех видов топок, в котлах любой мощности - от отопления частных домов до крупной ТЭЦ. Важно отметить, что включение в энергооборот альтернативных источников энергии может стать весомым вкладом в решение проблемы дефицита первичных энергоносителей, улучшив при этом эколо-гическую обстановку в стране.

Ключевые слова: связующие, брикет, пресс, шихта, композиционные брикеты, влажность сырья, термо-обработка, прочность брикета.

A. Korchevskiy, A. Surzhenko, М. Sadovoy

DETERMINATION OF THE RATIONAL PARAMETER TO DERIVE MULTICOMPONENT BRIQUETTES

The article describes the technological modes production of fuel briquettes from a man-made waste, which in their aggregate physical condition unsuitable for direct use in industrial processes and machines. Applying this technology in practice able to return the waste industry in the form of fuel pellets. These bricks can be used for all types of furnaces, boilers of any power - from heating of private homes to large CHP. It is important to note, that the use of alternative energy sources may be a significant contribution to solving the problem of shortage of primary energy, improving the environmental situation of the country.

Keywords: Glues, briquette, press, blend, compositional briquettes, humidity of raw materials, curing, briquette strength.

15


УДК 622.831

И.Г. САХНО (канд. техн. наук. доц.) Ю.А. ПЕТРЕНКО (д-р техн. наук, проф.) Донецкий национальный технический университет, г. Донецк А.А. ИСАЕНКОВ (ст. препод.) Красноармейский индустриальный институт, г. Красноармейск

СПОСОБ ОБЕСПЕЧЕНИЯ УСТОЙЧИВОСТИ ПОЧВЫ ГОРНЫХ ВЫРАБОТОК В ЗОНЕ ВЛИЯНИЯ ОЧИСТНЫХ РАБОТ

В статье определена актуальность проблемы борьбы с пучением при поддержании выработок в

зоне опорного давления. Показано, что структурное строение пород почвы в зоне опорного давления и механизм развития смещений в почве выработки необходимо учитывать при разработке способов борь-бы с ними. Предложен способ обеспечения устойчивости почвы горных выработок. Описан механизм работы предложенного способа.

Ключевые слова: горная выработка, пучение почвы, нагрузка, зона сжатия, деформация Пучение пород почвы горных выработок – одна из основных проблем гор-

ной практики за все годы подземной добычи угля. Для большинства месторож-дений полезных ископаемых характерно пучение вследствие общего изменения напряжённо-деформационного состояния массива горных пород [1]. На современ-ных глубинах разработки доля смещений почвы в общей конвергенции достигает 50-70%. Однако, несмотря на это, целью развития средств крепления горных выра-боток в основном является уменьшение смещений пород кровли. Исследования и разработки направленные на совершенствование типов крепей, их узлов и элемен-тов, форм контура выработки, практически не связаны с предотвращением пучения пород почвы. Научные изыскания в направлении снижения смещений почвы в по-лость выработки в настоящее время не доведены до состояния завершенных техно-логий внедренных в производство, исключением являются крепи с обратным сво-дом и технология анкерования пород почвы. Наиболее распространенным средст-вом борьбы с пучением является подрывка, являющаяся, по сути, способом ликви-дации последствий пучения.

Существующие способы борьбы с деформациями пород почвы по воздейст-вия на массив условно можно разделить на две группы 1) способы, основанные на упрочнении пород (цементизация, анкерование, химическе упрочнение и др.); 2) способы, основанные на разгрузке массива от повышенных напряжений в почве выработки (ВЩР, скважинная разгрузка, АРПУ и т.д.).

Способы, основанные на разгрузке, в основном реализуются за счет созда-ния полостей в виде щелей или скважин. Следует отметить, что эффект разгрузки при этом является ограниченным во времени. Несмотря на то, что способы борьбы с пучением основанные на разгрузке пород почвы являются более прогрессивными и эффективными в условиях больших глубин, они не находят широкого примене-ния на угольных шахтах.

Реализация существующих способов борьбы с пучением в основном произ-водится на стадии сооружения выработки, когда породы почвы практически не на-рушены и представляют собой сплошную среду. В то же время анализ смещений контура выработок, обслуживающих лавы, отрабатываемые по столбовой и комби-нированной системам разработки, а также в других выработках, попадающих в зо-ну опорного давления, показывает, что смещения пород почвы на этапе проведе-ния выработки в 2-4 раза меньше чем в зоне опорного давления. При этом фракци-

© Сахно І.Г., Петренко Ю.А., Исаєнков О.О., 2014 16


онный анализ пород при подрывке почвы в выработках поддерживаемых в зоне опорного давления, позволяет сделать вывод, что, как правило, породы представ-лены дискретной средой [3]. Таким образом, способы борьбы с пучением основан-ные на разгрузке пород не являются эффективными.

Известно, что в этих условиях вокруг выработки уже существует зона раз-рушенных пород (ЗРП) и наиболее вероятен механизм пучения - за счет выдавли-вания разрушенных пород, находящихся в пределах ЗРП в полость выработки вы-зываемый ростом зоны вокруг выработки под воздействием очистных работ.

Динамику роста ЗРП и смещений пород почвы в подготовительной выработ-ке, можно отследить на схеме, представленной на рисунке 1.

Рис. 1. Характерная кривая смещений пород почвы в подготовительной выработке U1 – максимальные смещения почвы при проведении выработки в нетронутом массиве, мм;

U2 – максимальные смещения почвы в зоне опережающего опорного давления, мм; U3 – максимальные смещения почвы выработки на рассматриваемом этапе, мм;

lоп – зона опережающего опорного давления, м. Из рис. 1 видно, что в зоне опорного давления наблюдается интенсификация

смещений пород почвы, а максимальные смещения могут превышать в 4 и более раз смещения в нетронутом массиве. Соответственно увеличение смещений почвы сопровождается ростом ЗРП. По данный проф. Черняка [2] вне зоны влияния очис-тных работ пучение почвы, представленной глинистыми и песчанистыми сланца-ми, происходит в результате упруго-вязко-пластического деформирования и уве-личения объема пород при разрушении. Это вызывает образование в почве зон не-упругих деформаций и зон разрушения, размеры которых возрастают во времени и приводят к пучению пород почвы до 500мм и более. Зона разрушенных пород в почве выработки может достигать 5-6м, а коэффициент расширения пород 1,06-1,1. В зоне влияния опорного давления лавы пучение интенсифицируется. Максима-льные скорости смещений кровли и почвы наблюдаются на некотором (от 5 до 30 м) расстоянии позади лавы, после чего они стабилизируются. В этой зоне смещения почвы достигают значительных величин (более 1000мм), и требуется подрывка почвы, коэффициенты расширения пород почвы 1,1-1,15, а зона разру-шенных пород - 10м.

Эффективность способов борьбы с пучением основанных на упрочнении по-род определяется глубиной упрочнения, которая ограничивается обычно 2-2,5м, что в 2-4 раза меньше возможного размера ЗРП в зоне влияния очистных работ. Таким образом, при размерах ЗРП более 2,5м эти способы не позволяют сущест-венно предотвратить смещения пород, в этих условиях происходит выдавливание упрочненных пород одним блоком в полость выработки при развитии зоны разру-

17


шения за границами упрочненной области. Фактически областью эффективного применения способов основанных на упрочнении являются выработки не испыты-вающие влияния опорного давления. Кроме этого, эти способы требуют больших материальных и трудовых затрат, что учитывая сравнительно небольшой срок их службы не выгодно.

Для повышения эффективности этой группы способов необходимо, чтобы глубина зоны упрочнения была не менее зоны разрушения в почве выработки, что сложно осуществить технологически и экономически невыгодно.

Очевидно, что структурное строение пород почвы в зоне опорного давления (дискретная среда) и описанный механизм развития смещений в почве выработки необходимо учитывать при разработке способов борьбы с ними.

Авторами статьи на основании описанных выше представлений предложен способ борьбы с пучением, основанный на создании в почве выработки локально укрепленных зон создающих искусственные плоскости скольжения, и позволяю-щих консолидировать разрушенные породы в заданном объеме определенной фор-мы, что в свою очередь позволяет управлять вектором перемещения пород.

Предлагаемый способ борьбы с пучением включает бурение в почву выра-ботки 1 двух рядов шпуров 2 длиной 2-3,5м и заполнение их быстротвердеющим саморасширяющимся составом 3, при этом устьевую часть шпура оставляют неза-полненной. Шпуры ориентируют таким образом, чтобы в почве выработки между шпурами при расширении НРС и сжатии пород создавалась область пород в виде треугольной призмы 4 с вершиной в направлении почвы выработки (рис. 2).

Рис. 2. Предлагаемый способ обеспечения устойчивости почвы выработки 1 – подготовительная выработка; 2 – шпуры; 3 – НРС, 4 – область пород образованная

при расширении НРС Отличительной чертой предлагаемого способа является то, что при минима-

льном расходе быстротвердеющего состава обеспечивается создание в почве выра-ботки консолидированной породной зоны с заданными параметрами. При этом ук-

18


репляется не весь объем породы в пределах создаваемой зоны, а только околошпу-ровая область. Эффект укрепления достигается за счет сжатия пород и повышения трения между породными фрагментами при саморасширении смеси помещенной в шпуры.

При изменении НДС вокруг охраняемой выработки и росте ЗРП давление от фронта зоны передается в направлении выработки. Это приводит к нагружению укрепленной области со стороны почвы и боков выработки. Перемещение укреп-ленной зоны в направлении полости выработки приводит к расклиниванию пород. Таким образом, породы почвы дополнительно сжимаются, что повышает их устой-чивость.

В зависимости от соотношения горизонтальных и вертикальных сил воздей-ствующих на укрепленную зону определяется динамика ее перемещения. Меха-низм работы предложенного способа представлен на рисунке 3.

После реализации способа в пределах ЗРП 1 с радиусом R1 вокруг шпуров с НРС 2 образована сжатая зона 3 (рис. 3а). Изменение равновесного состояния вок-руг выработки, вызванное например подходом лавы и переходом окружающего массива в зону опорного давления приводит к росту ЗРП на величину dR, до ради-уса R2. Разрушение пород в переделах области dR 4 сопровождается увеличением их в объеме, что создает давление на породы в пределах ЗРП до момента начала ее роста, и способствует их перемещению в направлении выработки. Это приводит к смещениям почвы выработки на величину Uп. Перемещение сжатой зоны 3 в на-правлении почвы выработки приводит к расклиниванию пород в почве и боках вы-работки. При этом сжатые области вокруг шпуров 3 являются образующими клина 5, а сжимаемые области в почве и боках 6 гнездом клина. Создаваемая в почве вы-работки конструкция работает по принципу нарастающего сопротивления.

Рис. 3. Механизм работы предлагаемого способа обеспечения устойчивости почвы выработки

1 – зона разрушенных пород до нарушения НДС; 2 – шпуры с НРС, 3 – сжатые зоны вокруг шпуров; 4 – область прироста ЗРП при нарушении НДС; 5 – породный клин в почве выработки;

6 – «гнездо» клина Вывод Таким образом, в условиях интенсивного смещения пород почвы, в выработ-

ках подверженных влиянию опорного давления способы борьбы с пучением осно-ванные на упрочнении и локальной разгрузке не могут обеспечить устойчивость по-чвы. Это связано с развитием вокруг выработок на современных глубинах зоны раз-рушенных пород размерами 5-10м. В статье предложен способ обеспечения устой-

19


чивости почвы выработки с учетом указанных особенностей. Дальнейшие исследо-вания будут направлены на обоснование параметров предложенного способа.


1. Горная энциклопедия. В 5 т. Т. 4. [под ред. Е.А. Козловского]. – М.: Советская энциклопедия, 1989. – 623 с.

2. Черняк И.Л. Предотвращение пучения почвы в подготовительной выработке / И.Л. Черняк, В.К. Разин // Уголь Украины. – 1982. – №8. – С. 5-6.

3. Исаенков А.А. Лабораторные исследования механизма передачи нагрузки через зону разру-шенных пород в почве выработки при повторном нарушении равновесного состояния / А.А.Исаенков, Ю.А. Петренко, И.Г. Сахно // Вісті Донецького гірничого інституту. – 2013. – №2. – С. 263-269.


І.Г. Сахно, Ю.А. Петренко, О.О. Исаєнков

СПОСІБ ЗАБЕЗПЕЧЕННЯ СТІЙКОСТІ ПІДОШВИ ГІРНИЧИХ ВИРОБОК В ЗОНІ ВПЛИВУ ОЧИСНИХ РОБІТ

У статті визначено актуальність проблеми боротьби зі здиманням при підтримці виробок в зоні опорного тиску. Показано, що структурна будова порід підошви в зоні опорного тиску і механізм розвитку зсувів в підошві виробки необхідно враховувати при розробці способів боротьби з ними. Запропоновано спосіб забезпечення стійкості підошви гірничих виробок. Описано механізм роботи запропонованого способу.

Ключові слова: гірнича виробка, здимання підошви, навантаження, зона стиску, деформація

I.G. Sahno, YU.A. Petrenko, A.A. Isaenkov

METHOD OF STABILITY OF SOIL MINING WITHIN THE LONGWALL

The article defines the urgency of counteraction heaving while maintaining the workings in the area of the reference pressure. It is shown that the structural composition of the rocks in the area of soil bearing pressure and the mechanism of displacement in the soil production must be considered when developing ways to deal with them. Provides a method for ensuring the sustainability of soil mining. Described the mechanism of the proposed method.

Keywords: roadway, heaving soil, load, zone compression, deformation

20


УДК 622.232

Ф.Н. ГАЛИАКБЕРОВА (ст. преподаватель) С.А. КАЛЯКИН (д-р техн. наук, проф.) Ю.В. МАНЖОС (канд. техн. наук, доц.) П.М. СЕРБАЙ (аспирант) П.В. БИРЮЛИН (студент) Донецкий национальный технический университет, г. Донецк

ПОВЫШЕНИЕ БЕЗОПАСНОСТИ ВЗРЫВНЫХ РАБОТ

НА ОТКРЫТОЙ ПОВЕРХНОСТИЗА СЧЕТ ПРИМЕНЕНИЯ ПРОСТЕЙШИХ ВЗРЫВЧАТЫХ ВЕЩЕСТВ

В данной работе рассмотрены вопросы охраны труда и техники безопасности на предприятиях

Криворожского горнопромышленного теруправления, связанные с применением взрывчатых материа-лов. Проведен анализ существующих промышленных взрывчатых веществ (ПВВ), выработаны критерии для разрабатываемых составов. Приведены результаты исследования предлагаемого простейшего взрыв-чатого вещества на взаимодействие с сульфидосодержащими породами и водоустойчивость.

Ключевые слова: охрана труда, техника безопасности, промышленные взрывчатые вещества, сульфидосодержащие породы, водоустойчивость.

В настоящее время в Украине крупнейшим потребителем взрывчатых мате-

риалов (ВМ) является Криворожское горнопромышленное теруправление, объеди-няющее 30 предприятий, из которых 19- ведут работы в подземных условиях, где за 2013 год было израсходовано более 10 тыс. тонн ВВ. Остальные – на открытых разработках, где в течении месяца проводится более 32-х массовых взрывов, при этом расходуется до 10,5 тыс. тонн взрывчатых веществ (ВВ). Общий объем испо-льзуемых предприятиями ВВ составляет более 80% от всех ВМ промышленного назначения, применяемых в Украине. В 2013 году на предприятиях Украины испо-льзование безтротиловых ВВ доведено до 94% (127,8 тыс. тонн), а по Криворож-скому региону – до 99,7% (98,495 тыс. тонн).

Отрадным является то, что за последние 6 лет на взрывных работах в карье-рах несчастных случаев не зарегистрировано, а также отсутствуют случаи аварий и хищений ВМ на протяжении последних 8-ми лет. Однако, при детальном анализе ведения взрывных работ на открытой поверхности за последние 3 года выявлены случаи отказов при проведении массовых взрывов.

Так за 10 месяцев 2011 года при производстве массовых взрывов в карьере ОАО «Полтавский ГОК» было обнаружено и ликвидировано 1 групповой отказ и 77 одиночных от общего количества зарядов – 66998 штук. Выявлены следующие причины отказов:

– возможное вымывание эмульсионного ВВ (вода + трещиноватость) – 4 шт.; – порыв УПР, флегматизация ВВ – 26 шт.; – пережим заряда в УПР – 9 шт.; – затухание детонации из-за некачественного приготовления анемикса – 2 шт.; – обрушение горной массы в скважине – 26 шт.; – нештатное срабатывание шашек ЗТП-800 одной партии – 10 шт. В январе 2012 года при заряжании скважин ВВ собственного приготовления:

«Комполайт ГС-5» на Глееватском карьере ПАО «Центральный ГОК» было замечено газовыделение из двух скважин, сопровождающееся двумя «хлопками» и выбросом искр из устья одной из скважин. На следующий день незначительное газовыделение было обнаружено еще в двух скважинах. Аналогичный случай произошел в июне 2013 года в карьере №4 ПАО «ЦГОК», где при заряжании скважин Эмонитом марки Н.

© Галіакберова Ф.Н., Калякин С.О., Манжос Ю.В., Сербай П.М., Бірюлін П.В., 2014 21


Комиссия пришла к следующим выводам: – причиной выделения газообразных продуктов из скважины является про-

цесс термического разложения ВВ при взаимодействии с сульфидосодержащими породами повышенной концентрации, приуроченной к контактной зоне;

– причиной, приведшей к прямому контакту ВВ с сульфидосодержащими породами, является формирование заряда в скважине с использованием вспомога-тельного устройства УКБС, имеющего нарушение целостности полипропиленовой оболочки.

Основной причиной отказов и неполной детонации скважинных зарядов яв-ляется недостаточная водостойкость применяемых взрывчатых веществ, что при-водит к загрязнению сточных вод предприятий в результате растворения и вымы-вания части компонентов из состава ВВ.Что касается ЭВВ, то последние уже давно широко используются во многих странах, особенно в странах Европы, а также в Российской Федерации, Узбекистане, Казахстане, Киргизии. Причем ЭВВ превос-ходят тротил и тротилосодержащие вещества по целому ряду характеристик. В ча-стности, исследования показали, что эмульсионные взрывчатые вещества при взрыве выделяют в десять раз меньше токсичных газов по сравнению с троти-лом.[1] Они водоустойчивы, что полностью исключает загрязнение грунтовых вод. Кроме того, использование ЭВВ способно исключить возможности осуществления диверсий или несчастных случаев во время транспортировки (эмульсионное взры-вчатое вещество как конечный «взрывной продукт» образуется только в заряжен-ных скважинах. Компоненты ВВ, перевозимые к месту проведения взрывов на специальных машина, не являются взрывоопасными. Похищать готовые ЭВВ в случае их отказа при ведении взрывных работ бессмысленно, так как они имеют очень непродолжительный срок хранения). Однако, есть и ряд недостатков. На-пример, применение ЭВВ при отбойке нерудных полезных ископаемых нецелесоо-бразно из-за большого объема переизмельченной горной массы, что ведет к поте-рям полезных ископаемых и к увеличению объема выбросов. Если для железоруд-ных карьеров, разрабатывающих породы высокой крепости, интенсивное дробле-ние руд при их взрывной отбойке является положительным фактором, то для неру-дных карьеров переизмельчение полезных ископаемых приводит к уменьшению объема товарной продукции. Следует отметить , что при повышенной температуре эмульсия не может быть устойчивой длительное время. Достаточно быстрое раз-рушение эмульсии происходит также при хранении ЭВВ при отрицательных тем-пературах.

Также следует отметить следующий интересный факт. США не пошла по пути Европы. Вместо внедрения ЭВВ они разработали водостойкую пористую ам-миачную селитру и широко ее используют в настоящее время в составах простей-ших ВВ.[2]

Одним из способов повышения экономичности и экологичности буровзрыв-ных работ является использование простейших взрывчатых веществ (ВВ) на осно-ве аммиачной селитры. Однако, использование таких взрывчатых веществ не всег-да возможно. Например, не допускается применение таких ВВ при отбойке суль-фидсодержащих руд, так как возможны возгорания. Это связано с протеканием ав-токаталитической реакции между сернистыми соединениями и селитрой с выде-лением большого количества тепла.

Таким образом, работы по созданию простейших взрывчатых веществ, при-годных к применению в условиях обводненности и при контакте с сульфидосодер-жащими породами, являются актуальными.

22


Рассмотрев преимущества и недостатки вышеперечисленных классов ПВВ, считаем, что наиболее перспективными ВВ являются смесовые аммиачно-селит-ренные, в которых в качестве топлива выступает не мощный сенсибилизатор (напри-мер, тротил), а такие горючие вещества как угольная пыль, полистирол и прочее.

Рецептура ВВ должна обеспечивать водостойкость. Также важным показате-лем является возможность безопасного использования в сульфидных рудах без об-разования окисидов серы.

Подытоживая выше сказанное, разрабатываемые ВВ должны соответство-вать следующим характеристикам :

• экологичность; • безопасность в обращении , надежность срабатывания; • водостойкость, развитая поверхность контакта между горючим и окислителем; • отсутствие пыления; • отсутствие мощных и токсичных сенсибилизаторов; • отсутствие взаимодействия с сульфидными рудами; • экономичность. Решением проблемы возникновения реакций с сульфидными рудами может

быть изоляция взаимодействующих веществ. Данный способ опробован в пред-ставленной работе и заключается в том, что гранулы аммиачной селитры покры-ваются слоем специального состава, который предотвращает контакт между серой, находящуюся в угле в виде пиритов, и селитрой.[3]

Цель работы. Изучение возможности использования разработанного соста-ва ПВВ в условиях обводненности и контакта с сульфидосодержащими породами.

Отсюда вытекают следующие задачи: – исследование возможности протекания реакции между серой, находящейся

в угле, и селитрой; – влияние состава нового простейшего ВВ на его водостойкость. Так как состав снаружи может опудриваться углем, выполняющим роль го-

рючего, а многие каменные угли в том или ином количестве содержат серу, для оценки взаимодействия серы и селитры проводили следующие эксперименты на установке, разработанной авторами (рисунок 1).

Рис. 1. Установка для проведения эксперимента: 1 – колба со смесью; 2 – гидрозавтор с раство-

ром щелочи; 3 – коническая колба с раствором NaOH; 4 – груша для накачки воздуха.

23


Методика основывается на способности щелочи вступать во взаимодействие с кислотными оксидами. При взаимодействии селитры с сульфидами, содержащи-мися в угле, образуется сернистый ангидрид ( ). По количеству выделения ок-сида в заданный промежуток времени можно судить об интенсивности протекания процесса. Методика позволяет сравнить интенсивности взаимодействия угля раз-личных марок с аммиачной селитрой. Для определения , выделяющийся газ пропускали через разбавленный раствор гидроксида натрия. Реакция взаимодейст-вия имеет следующий вид:

NaOH + = . Концентрация щелочи исчислялась по значениям показаний pH-метра. По

динамике изменения концентрации щелочи судим об интенсивности выделения и, следовательно, взаимодействия селитры с серой, находившейся в угле.

Смесь селитры с углем помещалась в коническую колбу 1. В ходе взаимо-действия селитры с серосодержащими соединениями, в колбе накапливался оксид серы, который с помощью груши 4 выталкивался и проходил через раствор NaOH колбы 3. При взаимодействии оксида серы и щелочи, pH раствора понижался. По степени уменьшения pH, судиим об интенсивности образования SOх.

Эксперименты проводили на углях с различным содержанием серы. В ходе экспериментов были получены значения pH раствора в различные

промежутки времени. Для расчета выделения количества дикосида серы (в мл при н.у.) использовалась следующая формула:

На рис. 2 показано динамика выделения диоксида серы с течением времени

для составов, состоящих из смеси селитры с различными марками угля.

Рис. 2. Динамика выделения диоксида серы для смесей аммиачной селитры

с углями различных марок

24


На рис. 3 показано динамика выделения диоксида серы с течением времени для составов, состоящих из смеси селитры, покрытой специальным составом, и опудренной углем различных марок.

Рис. 3. Динамика выделения диоксида серы для смесей аммиачной селитры с углями различных марок, разделенных специального состава

Из результатов проведенных экспериментов, сравнивая графики на рисунках

2 и 3, которые указывают на то, что изменение выделения диоксида серы (рис.3) практически не происходит, следовательно, в предлагаемых взрывчатых смесях селитра не вступает в реакцию с серой, находящейся в угле в течении установлен-ного времени.

Определение водоустойчивости составов Метод (согласно ГОСТ 14839.13-69) основан на определении гидростатичес-

кого давления столба воды в барометрической трубке, нарастающего с постоянной скоростью, которое необходимо для прохождения воды через слой взрывчатого ве-щества определенной толщины и соответствующее моменту появления влажного пятна на поверхности фильтровальной бумаги, покрывающей взрывчатое вещество.

Критерием оценки водоустойчивости на гидродинамическом приборе слу-жит максимальная высота столба води в барометрической трубке прибора, соот-ветствующая моменту появления влажного пятна на поверхности фильтровальной бумаги, покрывающей взрывчатое вещество.

Опыты проводились с разными составами, содержащими три марки угля, от-личающиеся по содержанию серы. Первая серия опытов проводилась с гранулиро-ванными составами (столбец 3 на рис.4), а вторая – с теми же составами, но в из-

25


мельченном виде (столбец 4 на рис.4). Для каждого состава проводились по 2 па-раллельных опыта. Усредненные результаты опытов приведены на рис.4.

Также были определены значения водоустойчивости для гранулированной и водоустойчивой (ЖВ) селитр – 8 см и 25 см соответственно.

Исходя из полученных данных видно, что гранулированные составы имеют большие показатели водоустойчивости, чем чистая гранулированная селитра. Так-же следует отметить, что подробленные до порошка составы имеют показатели во-доустойчивости ниже, чем гранулированные.

Рис. 4. Значения показателей водоустойчивости для некоторых веществ

Анализ результатов и выводы Для смесей селитры с различными марками угля значение концентрация ра-

створа щелочи постепенно падает с течением времени. Скорость этого падения ва-рьируется в зависимости от используемого угля. Например, для смеси селитры с углем «Алексеевский» скорость максимальная в начале эксперимента и постепен-но уменьшается с течением времени. Для смеси с маркой угля «Д-37» не удалось получить адекватных результатов, значение кислотности раствора сильно колеб-лется. Полученные данные свидетельствуют о наличии химической реакции между селитрой и углем.

26


Для смесей на основе аммиачной селитры, гранулы которой покрыты специ-альным составом, щелочность раствора остается практически постоянной, что сви-детельствует об отсутствии протекания реакции или об ее низкой скорости. Это служит подтверждением предположения, что защитный слой изолирует селитру от серы, предотвращая их взаимодействие.

Нанесенный на гранулы защитный слой увеличивает водоустойчивость сос-тава в 1,5 раза, что позволит применять данное вещество непосредственно в сква-жину при небольшой степени обводненности.


1. Еременко Г.И. Применение эмульсионных ВВ за рубежом и перспективы их использования на карьерах Украины [Текст] / Г.И. Еременко, Ю.М. Навитный, Н.Н. Пыжик // Разработка руд-ных месторождений. – Кривой Рог. – 2002. – № 78. – С. 21-24.

2. Edward M. Green (June 2006). "Explosives regulation in the USA". Industrial Materials (465): 78. Retrieved 3. – March 2013.

3. Дубина О.В. Дослідження властивостей водостійкої сипкої вибухової речовини [Текст] / О.В.Дубина, Ю.В. Манжос, Ф.Н. Галіакберова // Наукові праці ДонНТУ. Серія Хімія і хімічна технологія. Випуск 14 (162). – Донецьк . – 2010. – С. 160-163.


Ф.Н. Галіакберова, С.О. Калякин, Ю.В. Манжос, П.М. Сербай, П.В. Бірюлін

ПІДВИЩЕННЯ БЕЗПЕКИ ВИБУХОВИХ РОБІТ НА ВІДКРИТІЙ ПОВЕРХНІ ЗА РАХУНОК ЗАСТОСУВАННЯ НАЙПРОСТІШИХ ВИБУХОВИХ РЕЧОВИН

У даній роботі розглянуто питання охорони праці і техніки безпеки на підприємствах Криворізького гір-ничопромислового теруправління, пов'язані із застосуванням вибухових матеріалів. Проведено аналіз існуючих промислових вибухових речовин (ПВР), складено критерії для складів, що розробляються. На-ведено результати дослідженнь пропонованої найпростішої вибухової речовини на взаємодію з порода-ми, які містять сульфіди, і водостійкість.

Ключові слова: охорона праці, техніка безпеки, промислові вибухові речовини, породи, що містять суль-фіди, водостійкість.

F.N. Galіakberova, S.O. Kalyakin, Yu.V. Manzhos, P.M. Serbay, P.V. Bіryulіn

IMPROVING THE SAFETY OF BLASTING ON THE EXPOSED SURFACE THROUGH THE USE OF BASIC EXPLOSIVES

In this paper, the issues of occupational health and safety in the mining enterprises Krivorozhskogo terupravleni-ya associated with the use of explosive materials. The analysis of existing industrial explosives (EIE), developed criteria for the developed formulations. The results of the study offer a simple explosive to interact with sulfide rocks and water resistance.

Keywords: labor protection , safety, industrial explosives, sulfide rock, water resistance

27


УДК 622.83

В.Л. САМОЙЛОВ С.В. ПОДКОПАЕВ В.А. СКОРИН Донецкий национальный технический университет, г. Донецк

ВЫБОР РАЦИОНАЛЬНОГО СПОСОБА ОХРАНЫ ВЫЕМОЧНЫХ ВЫРАБОТОК ПЛАСТА С1, ШАХТЫ "САМАРСКАЯ", ШАХТОУПРАВЛЕНИЯ "ТЕРНОВСКОЕ",

ДТЭК "ПАВЛОГРАДУГОЛЬ" Рассмотрен применяемый на шахте, а также возможные к применению в данных условиях спо-

собы охраны выемочных штреков. Ключевые слова: выемочный штрек, охрана, органка, костры, полоса из быстротвердеющих

материалов, целики угля, экономическое сравнение. Шахты ПАО "Павлоградуголь" характеризуются слабыми вмещающими по-

родами, высокой обводненностью, тектонической нарушенностью. Прочность вмещающих пород часто ниже прочности угля, что обуславливается их низкой степенью катагенеза. Поэтому, несмотря на относительно небольшие глубины раз-работки, поддержание горных выработок с целью их повторного использования, вызывает большой расход материальных, трудовых и финансовых ресурсов.

На шахте "Самарская" угольный пласт С1 характеризуется волнистой гипсо-метрией, строением от простого до сложного, геологической мощностью от 0,76 до 0,94м, углом падения от 0 до 3о. Марка угля ДГ. Прочность угля 44,7 МПа.

Стратиграфическая колонка вмещающих пород представлена на рисунке 1.

Рис. 1. Сводная литологическая колонка Прочность (предел прочности на одноосное сжатие) аргиллита колеблется от

21,6 до 32,3 МПа, алевролита от 27,6 до 37,7 МПа и песчаника до 46,3 МПа. 170-я лава пласта С1 отрабатывается по комбинированной системе разработ-

ки с повторным использованием штрека на глубине 193,7 м.

© Самойлов В.Л., Подкопаєв С.В., Скорін В.А.., 2014 28


Согласно паспорту выемочного участка, охрана 170 сборного штрека пласта С1, производится двумя рядами рудстоек (органными рядами), устанавливаемых в сплошную. Возводимая рудстойка d=14-16см, L=2,0м. Рудстойки возводятся непо-средственно за ножкой арочной крепи и устанавливаются на деревянные подлож-ки. На ряды рудстоек укладывается брус 10х15см, L=3,2м. Также со стороны штрека заводится брус 10х15 см, L=3,8 м перпендикулярно оси штрека на секции механизированной крепи (см. рисунок 2).

Рис. 2. Шахтный вариант охраны 170 сборного штрека Анализ способа охраны выемочного штрека, применяемого на шахте, пока-

зывает, что, несмотря на его высокую трудоёмкость и большой расход лесоматери-алов, повторно использовать штрек без перекрепления и подрывки пород почвы невозможно.

В работах /1,2/ рассмотрены способы охраны выемочных штреков на шахтах Западного Донбасса (ПАО "Павлоградуголь") с помощью деревянных костров, ли-тых полос, а также альтернативные варианты с использованием блоков из спрессо-ванной породы или оставление угольных целиков трапециевидной формы (см. ри-сунок 3).

При сравнении выше указанных вариантов охраны выемочного штрека учи-тывались затраты на проведение штрека, возведение искусственных сооружений, ремонт выработки (перекрепление и подрывку пород почвы), а также извлекаемые запасы (потери угля в оставляемых целиках).

Для определения объемов ремонтных работ рассчитывались смещения пород на контуре выработки за весь срок её существования. С 2007 года введен в дейст-вие Стандарт Минуглепрома Украины /3/.

Как указано в работе /4/, он позволяет определить максимальные смещения, не учитывает время поддержания выработки и имеет ряд других недостатков. Поэ-тому смещения рассчитывались по методике ВНИМИ /5/.

29


Рис. 3. Охрана выемочного штрека а) – литой полосой; б) – оставлением угольных целиков

трапециевидной формы.

Стоимость отдельных видов работ определялась по методике, изложенной в работе /6/, с использованием стоимостных параметров, взятых из шахтной докуме-нтации. Результаты технико-экономического сравнения рассматриваемых вариан-тов приведены в таблице 1.

Из этой таблицы видно, что практически равноценными являются варианты охраны штрека органной крепью и литой полосой. С учетом дефицита лесоматери-алов, степени механизации возведения искусственных сооружений в условиях пла-ста С1 шахты "Самарская" рекомендуется применять охрану выемочных штреков литой полосой.

30


Таблица 1 – Технико-экономическое сравнение вариантов охраны


1. Об охране выемочных штреков в условиях слабометаморфизованных пород/ Мухин А.В., Скипочка С.И., Кияшко Ю.И.// Уголь Украины, 1996. – №8.– с.18-19.

2. Концепция перехода шахт Западного Донбасса на повторное использование выработок/ Мар-товицкий А.В., Пилюгин В.И.// Уголь Украины, 2011. – №9.– с.11-15.

3. Стандарт Мінвуглепрому України "Підготовчі виробки на пологих пластах. Вибір кріплення, способів і засобів охорони"/Київ:2007. – 113с. – СОУ 10.1.00185790.011:2007.

4. О расчете смещений в горных выработках по методике ДонУГИ/ Самойлов В.Л., Подкопаев С.В., Нефёдов В.Е.// Вести Донецкого горного института, 2012. – №1-2. с. 478-484.

5. Указания по рациональному расположению, охране и поддержанию горных выработок на угольных шахтах СССР. – Л.: ВНИМИ, 1986. – 222 с.

6. Методические указания к курсовому проекту по дисциплине "Управление состоянием массива горных пород" для студентов горного направления всех форм обучения. /Сост.: В.Л. Самой-лов, С.В. Подкопаев, В.Е. Нефедов, В.И. Стрельников, Н.Н. Малышева. Под ред. Самойлов В.Л. - Донецк: ДонНТУ, 2013. - 140с.


В.Л. Самойлов, С.В. Подкопаєв, В.А. Скорін

ВИБІР РАЦІОНАЛЬНОГО СПОСОБУ ОХОРОНИ ВИЇМКОВИХ ВИРОБОК ПЛАСТА С1, ШАХТИ "САМАРСЬКА", ШАХТОУПРАВЛІННЯ "ТЕРНІВСЬКЕ", ДТЕК "ПАВЛОГРАДВУГІЛЛЯ"

Розглянутий спосіб охорони виїмкових виробок, що використовується на шахті, а також способи, які можуть використовуватися в даних умовах.

Ключові слова: виїмковий штрек, охорона, органка, костри, смуги з швидкотвердіючого матеріалу, ціли-ки вугілля, економічне порівняння.

V.L. Samoylov, S.V. Podkopaev, V.A. Skorin

SELECTING A RATIONAL METHOD OF PROTECTION EXCAVATION WORKINGS RESERVOIR C1 MINE "SAMARSKAYA", MINE OFFICE "TERNOVSKOE" DTEK "PAVLOHRADUGOL"

Considered are used at the mine, as well as possible to the application of these conditions, ways of protection of the mining workings.

Keywords: excavation, protection, organka, cast strip, bonfire, соal pillar, economic comparision.

Наименование статей затрат

Затраты по вариантам, тыс. грн.

Охрана кострами

Охрана литой полосой

Охрана органной крепью (шахтный способ)

Охрана целиками

Проведение выработок

17 432,40 17 432,40 17 432,40 17 432,40

Охрана 2 273,40 1 592,40 613,85 677,69

Ремонт выработок

4 679,92 424,05 426,64 4 679,92

Итого 24 385,72 19 448,85 18 472,89 22 790,01 Извлекаемые запасы, т

384 734 384 734 384 734 378 878

Удельные затраты, грн/т

63,4 50,5 48,0 60,2

% к минималь-ному значению

132,08 105,21 100,00 125,42

31


УДК 622.833.5:539.3

И.С. КОВАЛЬЧУК А.Л. КАСЬЯНЕНКО В.Н. МОКРИЕНКО Донецкий национальный технический университет И.Н. СЕЛЕЗНЁВ Донецкая областная государственная администрация

АНАЛИТИЧЕСКИЕ ИССЛЕДОВАНИЯ ВЛИЯНИЯ НОВОГО СПОСОБА ПОДДЕРЖАНИЯ ГОРНЫХ ВЫРАБОТОК НА ВЫДАВЛИВАНИЕ ПОРОД ПОЧВЫ

В работе проводились аналитические исследования изменения смещений пород почвы горных выработок при установке системы «упорно-лежневая крепь усиления – прочный слой» от различных па-раметров: прочности слоя пород почвы, его толщины, ширина выработки.

Ключевые слова: крепь усиления, почва горных выработок, выдавливание пород почвы, сме-щения пород почвы, прочный слой почвы, прочность слоя почвы, толщина слоя почвы, ширина выработ-ки, теория упругости.

Обеспечение устойчивого состояния выемочных выработок является одной

из основных проблем подземной угледобычи. При наличии неустойчивых пород почвы угольных пластов потеря устойчивости выработок является результатом выдавливания пород почвы [1]. C увеличением глубины разработки происходит выдавливание прочных пород почвы (σсж>60 МПа). Традиционно принятой мерой борьбы с пучением является подрывка пород почвы. Потеря же устойчивости про-чных пород почвы не позволяет производить подрывку с использованием средств механизации. Это снижает темпы подрывки почвы в 4-5 раз. Что в целом приводит к удорожанию стоимости ремонтных работ и в конечном счете увеличивает себес-тоимость угля.

До настоявшего времени было проведено множество исследований объяс-няющих механизм выдавливания пород почвы [2-7], а также предложено множест-во расчетных схем, так например А.В. Гурдусом [2] впервые рассмотрен вопрос выдавливания пород почвы в результате продольного сжатия силами горного дав-ления, а по мнению М.А. Комисарова [3] слои пород могут рассматриваться, как балки на упругом основании, разгруженные в средней части и испытывающие бо-ковое давление из-за сдвижения пород.

Шахтные исследования [8] показали, что механизм выдавливания пород по-чвы при наличии прочного слоя в непосредственной близости от контура выработ-ки, несколько отличается от существующих представлениях, при этом сам процесс выдавливания происходит в три этапа. На первом этапе происходит постепенное расслоение непосредственной почвы над прочным слоем при этом смещения рас-тут с постоянной скоростью. На втором этапе в работу вступает прочный слой, ко-торый воспринимает нагрузку от выдавливающих пород основной почвы, при этом скорость смещений почвы уменьшается. На третьем этапе происходит разрушение прочного слоя, скорость смещений резко возрастает, наблюдается формирование складки с образованием продольной трещины.

Одним из способов уменьшения смещений пород почвы является примене-ние крепи усиления [9-11]. Однако этот способ имеет существенный недостаток, так как установка крепи усиления непосредственно на слабую почву приводит к её вдавливанию. При этом сдвиг стоек вдоль оси выработки, вызывает дополнитель-ные продольные усилия, приводящие к расслоению почвы.

© Ковальчук І.С., Касьяненко А.Л., Мокрієнко В.Н., Селезньов І.Н., 2014 32


Исходя из выше сказанного, для устранения указанных недостатков был предложен способ использования системы «упорно-лежневая крепь усиления – прочный слой» [12]. Сущность способа заключается в использовании прочного слоя пород почвы в массиве, в качестве опорной балки для упорно-лежневой крепи усиления. Установка упорно-лежневой крепи усиления непосредственно на проч-ный слой позволяет обеспечить взаимопередачу силового воздействия от смещаю-щихся пород кровли и почвы для противодействия смещениям соответственно по-чвы и кровли, тем самым предотвращая образования в почве выработки породной складки с разломом.

С целью качественной оценки эффективности работы системы «упорно-лежневая крепь усиления – прочный слой» на смещения пород почвы горных вы-работок была поставлена задача. Рассматривалась выработка арочного сечения с шири-ной по почве l в почве выработки залегает слой прочностью σсж и мощностью h. Задача сводилась к определению прогиба прочного слоя под воздействием сил горного давления с предложенным способом (рис. 1,а) и без него (рис. 1,б). Также прини-малось, что прочный слой залегает в непосредственной почве, это допущение идет в запас прочности слоя пород почвы.

Для решения поставленной задачи принималась следующая расчетная схема: слой породы почвы длиною, равной ширине выработки l, и шириной равной шагу установки крепи b, который можно представить, как балку на упругом основании короткой длины под действием сжимающих сил, которые обусловлены действую-щими в массиве напряжениями (рис. 1,в). В месте сопряжения стенки выработки и почвы возникает концентрация напряжений, что приводит к последующему раз-рушению пород. Вследствие этого в точках A и B напряжения падают до нуля. По мере удаления от контура выработки в глубь массива напряжения увеличиваются по закону близкому к линейному (рис. 1,г).

Рис. 1. Расчетная схема для определения прогиба верхнего слоя пород почвы с предложенным способом в выработке (а) и без него (б), и напряжения, действующими на слой пород почвы (в)

и на его торце (г)

33


Задача рассматривалась с помощью методов теории упругости [13]. При решении задачи принято допущение, что напряжения на торце балки не должны превышать предела прочности на одноосное сжатие, поэтому максимальные зна-чения напряжений, действующие на торце балки принимаем равными прочности пород при одноосном сжатии σсж. Равнодействующая сила от напряжений, равна:

1,

2 сжN hb и приложена с эксцентриситетом ,6

he относительно центральной

оси. Тогда расчётную схему можно представить, как шарнирно-закрепленную бал-ку на упругом основании с предложенным способом в выработке (рис. 2,а) и без него (рис. 2,б) под действием момента:

21

,2 6 12

сжсж

bhhM Ne hb

(1)

а) б)

Рис. 2. Схема расчета балки на упругом основании с предложенным способом (а) и без него (б) При расчете балки используем уравнения прогибов по методу начальных па-

раметров [14]:

,114

)(1

)(1

)(1

)(

114

4332

4033022010

dxbVcxbVEI

q

bxVEI

PaxV

EI

M

xVQEI

xVEI

xVxVWW

ii

(2)

где W0, φ0, M0, Q0, Mi, Pi, q – соответственно прогиб, угол поворота сечения, мо-менты и силы в начале координат, моменты силы, интенсивность распределённой нагрузки действующей на балку;

(x-a);(x-b);(x-c);(x-d) – расстояние от рассматриваемого сечения x до точки приложенного момента a, силы b, начала c и конца d распределенной нагрузки;

V1,V2,V3,V4 – функции А.Н. Крылова; β – коэффициент:

,4

4EI

k (3)

34


где Е – модуль упругости материала балки, Па; I – осевой момент инерции прямоугольного сечения, м4; k – коэффициентом винклеровского основания, который характеризует связь

между балкой (слоем породы) с нижележащими слоями почвы, по данным натур-ных испытаний, принимаем k=5·108 кг/м3 для разрушенных трещиноватых пород.

Уравнение углов поворота сечений получаем путем дифференцирования уравнения прогибов, последовательно дифференцируя уравнение углов поворота сечений и разделив на жёсткость при изгибе E·I, получаем уравнения изгибающих моментов и поперечных сил.

При установке системы «упорно-лежневая крепь усиления – прочный слой» действует сила P (рис. 2,а) влияние которой учитывается слагаемым:

33 2iP l

V xEI

(4)

в уравнении прогибов (2).

Сила P определяется как результат давления со стороны кровли по методике ВНИМИ [9].

Для определения начальных параметров записываются граничные условия: при x=0, W=W0=0, M0=-M, x=l, M=-M. С помощью программного комплекса MathCAD были выполнены расчеты и построены графики прогибов (смещений) в зависимости от: прочности и толщины слоя почвы, ширины выработки, значений коэффициента винклеровского основания.

На первом этапе исследований, проверялись изменения прогибов рис. 3-5 по ширине выработки равной l=2;3;4;6 м, при установке системы «упорно-лежневая крепь усиления – прочный слой» и без неё со слоем породы толщиной h=0,2;0,4;0,6;0,8 м со следующими определёнными физическими свойствами пород [15], представленных в табл. 1.

Таблица 1 – Показатели физических свойств пород, учитывающиеся в расчете

Порода Обозначение Прочность пород на одноосное

сжатие, σсж, МПа

Модуль Юнга E×10-4, МПа

Глинистый сланец ГС 40 1,381 Песчанистый сланец ПС 60 3,193 Песчаник П 80 5,005 Известняк И 120 8,629

Анализируя графики, представленные на рис. 3, можно сделать вывод, что

установка системы «упорно-лежневая крепь усиления – прочный слой» снижает величину прогибов выработки в 1,2-2 раза, если в качестве «прочного слоя» выс-тупает слой глинистого и песчанистого сланца. В случае если в качестве «прочно-го слоя» выступает песчаник и известняк, то снижение величины прогибов по ши-рине выработки более равномерно и уменьшается в 2 раза.

В целом можно сделать вывод, что установка системы «упорно-лежневая крепь усиления – прочный слой» эффективна, как при установки на слой глинистого и песча-нистого сланца, так и песчаника, и известняка толщиной 0,2 м. Более же равномерное распределение величин прогибов по ширине выработке характерно для известняка, и средние значения уменьшают величину прогибов в 1,5-2 раза по ширине выработки.

35


Рис. 3. Значения прогибов балки (W1 – без силового воздействия и W2 – с силовым воздействием) дли-ною l=4 м равной ширине выработки, толщиной h=0,2 м для различных пород: а) ГС; б) ПС; в) П; г) И

Рис. 4. Значения прогибов балки (W1 – без силового воздействия и W2 – с силовым воздействием) длиною l=4 м равной ширине выработки с прочностью σсж =120 МПа (известняк) при различной

толщине: а) h=0,2 м; б) h=0,4 м; в) h=0,6 м; г) h=0,8 м

36


Анализируя графики, представленные на рис. 4, можно сделать вывод, что установка системы «упорно-лежневая крепь усиления – прочный слой» для слоя толщиной 0,2 м уменьшает прогибы в 2 раза и для слоя толщиной 0,3 м – в 1,2 ра-за. В случае если толщина слоя составляет 0,6 и 0,8 м влияние системы менее эф-фективное и уменьшает смещения не существенно.

Можно предположить, что установка системы «упорно-лежневая крепь уси-ления – прочный слой» наиболее эффективна при установки на слой толщиной 0,2 и менее эффективно при установке на слой толщиной 0,6-0,8 м и более.

Рис. 5. Значения прогибов балки (W1 – без силового воздействия и W2 – с силовым воздействи-ем) длиною: а) l=2 м; б) l=3 м; в) l=4 м; г) l=6 м, прочностью σсж =120 МПа (песчаник) и

толщиной h=0,2 м Анализируя графики, представленные на рис. 5, можно сделать вывод, что

установка системы «упорно-лежневая крепь усиления – прочный слой» наиболее эффективна для ширины выработки от 3 и 4 м, т.к. прогибы слоя почвы уменьши-лись в 1,2-2 раза и менее эффективна для ширины 1 и 6 м.

Анализируя графики, представленные на рисунках 3-5, можно сделать вы-вод, что установка системы «упорно-лежневая крепь усиления – прочный слой» наиболее эффективна для известняка толщиной равной 0,2 м с шириной выработки равной 3-4 м, в таком случае прогибы слоя почвы уменьшаются в 1,2-2 раза, что в конечном счете позволяет предотвратить деформацию почвы от действия горного давления.

37


На втором этапе исследований (рис. 6-8) проверялись изменение прогибов слоя почвы по середине выработки, в зависимости от параметров: прочность слоя пород почвы, его толщина, и ширина выработки.

На рис. 6 представлены графики изменения прогибов балки в центре выра-ботки длиною l=4 м (ширина выработки) в зависимости от толщины слоя h при ра-зличной прочности σсж. Как видно из графиков, установка системы «упорно-лежневая крепь усиления – прочный слой» позволяет уменьшить величину проги-бов слоя, наибольшее уменьшение смещений в 1,5-2 раза происходит при толщине слоя h=0,2-0,4 м.

Рис. 6. Значения прогибов балки (W1 – без силового воздействия и W2 – с силовым воздействи-ем) длиною l=4 м по центру выработки в зависимости от толщины балки h для различных

пород: а) ГС; б) ПС; в) П; г) И На рис.7 показаны графики изменения прогибов в центре выработки в зави-

симости от длины балки l (ширины выработки) при толщине слоя h=0,2 м для раз-личной породы.

Анализируя графики на рис. 7, можно сделать вывод, что при увеличении ширины выработки (длины балки) установка системы «упорно-лежневая крепь усиления – прочный слой» в 1,2-2 раза уменьшает величину прогиба слоя.

Анализируя графики, представленные на рис. 8, где показаны изменения прогибов в центре выработки в зависимости от длины балки l (ширине выработки) при прочности σсж=120 МПа (известняк), и различной толщине слоя h, можно от-метить, что установка системы «упорно-лежневая крепь усиления – прочный слой» наиболее эффективна при толщине слоя h=0,2-0,4 м и ширине выработки 3- 4 м, и позволяет снизить смещения в 1,5-2 раза.

38


Рис. 7. Значения прогибов балки толщиной h=0,2 м (W1 – без силового воздействия и W2 – с силовым воздействием) по центру выработки в зависимости от её длины l

для различных пород: а) ГС; б) ПС; в) П; г) И

Рис. 8. Значения прогибов балки прочностью σсж =120 МПа (известняк) (W1 – без силового воздействия и W2 – с силовым воздействием) по центру выработки в зависимости от её

длины l при различной толщине: а) h=0,2 м; б) h=0,4 м; в) h=0,6 м; г) h=0,8 м

39


Таким образом приведённые исследования позволяют сделать вывод, что установка системы «упорно-лежневая крепь усиления – прочный слой» наиболее эффективна если в качестве «прочного слоя» выступает слой известняка с толщи-ной h=0,2 м при ширине выработки l=3-4 м, позволяющий снизить смещения поч-вы в 1,2-2 раза.

Шахтный эксперимент подтвердил правильность проведённого анализа, по-лученных в ходе обоснования параметров установки системы «упорно-лежневая крепь усиления – прочный слой». Проведенный натурный эксперимент показал, что применение системы «упорно-лежневая крепь усиления – прочный слой», при параметрах прочного слоя, толщиной 0,3 м и прочностью 120 МПа (известняк), ко-торый залегал в непосредственой близости от контура выработки, в зоне повышен-ного горного давления, интенсивность смещения пород почвы уменьшилось на 40-55% [16], что снизило количество ремонтных работ в выработке.

Следует отметить, что в зоне стабилизации активных смещений применение системы «упорно-лежневая крепь усиления – прочный слой» не эффективно, в этом случае конструкция крепи позволяет, произвести демонтаж и повторно ис-пользовать.


1. Литвинский, Г. Г. Механизм пучения пород почвы подготовительных выработок [Текст] / Г. Г. Литвинский // Уголь. – 1987. – №2. – С. 15-17.

2. Гурдус, А. В. Изучение причин вспучивания горных пород каменноугольной формации Дон-басса и меры борьбы с этим явлением. – Харьков:ГОНТИ. – 1933. – 76 с.

3. Комиссаров, М. А. Некоторые вопросы поддержания подготовительных выработок в условиях пологих пластов Донбасса [Текст] // Вопросы охраны и крепление горных выработок. ДонУ-ГИ. – Сб. № 41. – М.: «Недра», 1968.– С. 3-25.

4. Касьян, Н. Н. Механизм пучения почвы горных выработок в условиях хрупкого разрушения пород [Текст] / Н.Н. Касьян, А.И. Костоманов, О.К. Мороз // Изв. вузов. Горный журнал. – 1996.– №1.– С. 4-8.

5. Роенко, А. Н. Новый подход к исследованию явления пучения пород для обоснования мер борьбы с ним [Текст] // Уголь Украины. – 1997. – №2-3. – С. 20-22.

6. Шашенко, А. Н. Оценка устойчивости пород почвы горных выработок [Текст] / А. Н. Шашен-ко, А.В. Солодянкин // Проблеми гірського тиску. Зб. наук. праць. / під заг. ред. О. А. Мінаєва. – Донецьк, ДонНТУ, 2004. – Вип. 14. – С. 67 – 72

7. Литвинскнй, Г.Г. Особенности и закономерности пучения слоистых пород почвы горных вы-работок [Текст] / Г.Г. Литвннскнй, Э.В.Фесенко // Геотехнічна механіка: Міжвід. зб. наук. праць. Ін-т геотехнічної механіки ім. М.С. Полякова НАН України. – Дніпропетровськ, 2005. – Вип. 61. – С. 101-110.

8. Соловьёв, Г.И. Особенности выдавливания прочных пород почвы выемочных выработок глу-боких шахт [Текст] / Г.И. Соловьёв, А.Л. Касьяненко, В.Е. Нефёдов, Ю.Н. Панфилов, О.В. Еременко // Вісті Донецького гірничого інституту, Донецьк. – 2011. – №1. – C. 115-121.

9. Указания по рациональному расположению, охране и поддержанию горных выработок на угольных шахтах СССР / Ленинград: ВНИМИ, 1986. – 223 с.

10. СОУ 10.1.00185790.011:2007. Підготовчі виробки на пологих пластах. Вибір кріплення, спо-собів і засобів охорони [Текст] / Мінпаливенерго України. – Київ, 2007. – 113 с.

11. КД 12.01.01.201–98. Расположение, охрана и поддержание горных выработок при отработке угольных пластов на шахтах. Методические указания. – Донецк: УкрНИМИ, 1998. – 149 с.

12. Пат. 99028 Україна, МПК8 E21D 11/14. Спосіб підтримання гірничих виробок [Текст]/ Со-ловйов Г.І., Касьяненко А.Л.; заявник і власник Донецький національний технічний універси-тет. – № a201015254; заявл. 25.06.2012; опубл. 10.07.2012, Бюл. № 13, 2012 г. – 4 с.

13. Сопротивление материалов с основами теории упругости и пластичности. Учебник под ред. Г. С. Варданяна – М.: «АСВ», 1995. – 568 с.

14. Ковальчук, И. С. К вопросу расчета смещений пород почвы горных выработок [Текст] / Ко-вальчук И.С., Касьяненко А.Л., Горбылёв Г.В. // Международная научно-практическая конфе-ренция молодых ученых и студентов «Опыт прошлого – взгляд в будущее» // Материалы кон-ференции: ТулГУ. – Тула, 2013. – С. 41-47.

40


15. Справочник (кадастр) физических свойств горных пород // Под ред. Н В Мельникова, В. В. Ржевского, М. М. Протодьяконова. – М.: «Недра», 1975. – 279 с.

16. Соловьёв, Г.И. О механизме упорно-жесткого противодействия выдавливанию крепких пород почвы конвейерного штрека в условиях пласта m3 шахты им. Е.Т. Абакумова [Текст] / Г.И. Соловьёв, А.Л. Касьяненко // Вісті Донецького гірничого інституту, Донецьк. – 2012. – №1. – С. 250-258.


І.С. Ковальчук, А.Л. Касьяненко, В.Н. Мокрієнко, І.Н. Селезньов

У статті наведені результати аналітичних дослідженнь зміни зсувів порід підошви гірничих виробок при установці системи «упорне-лежневе підсилювальне кріплення - міцний шар» від різних параметрів: міц-ності шару порід підошви, його товщини й ширини виробки.

Ключові слова: підсилювальне кріплення, підошва гірничих виробок, видавлювання порід підошви, зсуви порід підошви, міцний шар підошви, міцність шару підошви, товщина шару підошви, ширина ви-робки, теорія пружності.

I. Kovalchuk, A. Kasyanenko, V. Mokriyenko, I. Seleznev

The purpose of this study is analytical research of floor rock displacement changes in the mine. In this work, floor rock layer displacement is compared with installationof system called “prop floor bar reinforced support – hard layer” and without it depending on various parameters: the strength of the rock floor layer, its thickness and width of tunnel.

Keywords: reinforced support, floor of mine, floor heave, rocks floor displacement, hard floor layer, floor layer strength, floor layer thickness, tunnel width, theory of elasticity.

41


УДК 553.27:622.031(477.61/62)

В.И. ВАЩЕНКО (канд. геол.-минерал. наук) А.К. НОСАЧ (канд. техн. наук) А.А. ИСАЕВА (студентка) Красноармейский индустриальный институт Донецкого национального технического университета, г.Красноармейск

НАРУШЕНИЯ УГОЛЬНЫХ ПЛАСТОВ В УСЛОВИЯХ РАСТЯЖЕНИЯ В угольных пластах в результате растяжения образуются специфические тектонические формы –

внедрения пород. Морфология угольных пластов в зонах внедрений, связь с внутрислойными разрывны-ми нарушениями, пространственная ориентировка внедрений пород позволяют предположить, что по-следние образуются по типу структур будинажа. Наиболее поражены внедрениями угольные пласты с боковыми породами, обладающими высокими реологическими свойствами. При эксплуатации угольных месторождений на участках с интенсивным развитием породных внедрений состояние горных выработок значительно ухудшается из-за нарушенности угленосной толщи.

Ключевые слова: тектоника, внедрения пород, нарушения угольных пластов, реология, растяжение

Угольные пласты являются наиболее чувствительным индикатором тектони-

ческой эволюции осадочной угленосной толщи. Многочисленные тектонические изменения первоначальной формы угольных пластов зафиксированы горными вы-работками шахт в виде дизъюнктивных нарушений, флексурных изгибов, раздувов, пережимов, породных внедрений и т.п. Особое место среди этих изменений зани-мают внутрислойные тектонические нарушения, присущие каждому конкретно взятому угольному пласту и не проявляющиеся даже на сближенных пластах. На-именее изученной группой внутрислойных форм являются породные внедрения с тектоническими признаками их генезиса. Эти образования детально изучались ав-торами в пределах Красноармейского геолого-промышленного района Донбасса.

В угольных пластах , l3, , , , в разных количествах встрече-

ны внедрения пород непосредственной кровли, представленные аргиллитами. На-ряду с описанными ранее особенностями внедрившихся пород [1] важным призна-ком тектонической природы некоторых типов внедрений является поведение плас-та в месте проникновения пород в уголь. Мощность угольного пласта в зоне внед-рения резко уменьшается на 20 – 40 %. Утоньшение со стороны кровли и почвы с разнонаправленным подгибом слойков. В верхней части пласта, слагающие его слойки подгибаются вниз, а в нижней части – вверх (рис. 1,а). Практически все внедрения этого типа осложнены разрывными нарушениями или тектоническими трещинами. Морфологически разрывы представлены сбросами с амплитудами смещений от 0,1 до 1,0 м. Простирание разрывов совпадает с простиранием внед-рений. Часто наблюдаются взаимопереходы внедрений в сбросы и наоборот.

Описанные изменения свидетельствуют о специфическом механизме образо-вания внедрений. Прежде всего необходимо отметить морфологическое сходство участка пласта в зоне внедрения с зонами пород, подверженных разрушению пу-тем отрыва. Как известно[2], отрыв определяется растягивающими напряжениями. В пластических породах отрыв происходит в две стадии – образование шейки и непосредственно разрушение (рис. 1,б). Подобное разрушение имело место и в угольных пластах.

© Ващенко В.І., Носач О.К., Ісаєва А.А., 2014

42


Рис. 1. Типичное внедрение аргиллита в угольный пласт (а) и разрушение пластического

слоя путем отрыва (б), 1 – уголь, 2 – породный прослой

Какие же причины обусловили образование форм отрыва в угленосной тол-ще? Прежде чем ответить на этот вопрос необходимо охарактеризовать особеннос-ти распространения внедрений на площади.

В пространстве внедрения редко встречаются единицами и обычно группи-руются в виде многочисленных полос, которые могут сопрягаться друг с другом, образуя разноячеистую сетку. Пространственный анализ распространения площа-дей внедрений в пределах Красноармейского геолого-промышленного района по-казал определенные закономерности в расположении этих площадей относительно крупных надвигов. Интенсивно пораженные участки расположены в висячих кры-льях надвигов, где угольные пласты подвержены мелкоамплитудной нарушенности или деформированы в складки (рис.2). В разрезе угленосной толщи площади внед-рений приурочены преимущественно к пласту l3, который является наиболее вы-держанным пластом не только в районе, но и в целом по бассейну. Локализация внедрений в пласте l3 объясняется особыми свойствами не только угольного плас-та, а и вмещающих пород. Отдельные полевые определения физико-механических характеристик боковых пород, окружающих пласт l3 [3], свидетельствуют о высо-ких реологичесикх свойствах этих пород, что говорит о их повышенной способно-сти к течению при долговременных повышенных напряжениях.

Рис.2. Схема расположения площадей угольных пластов Красноармейского района Донбасса наиболее пораженных внедрениями. 1 – границы разработки пластов действующими шахтами, 2 – участки интенсивного развития внедрений, 3 – участок единичных проявлений внедрений.

43


Принимая во внимание морфологию внедрений и свойства боковых пород можно предположить, что данный тип породных внедрений образуется таким же образом, как и структуры будинажа. Рассмотрим более подробно этот механизм, применительно к разрезу угленосной толщи, вмещающей пласт l3. На рис.3 изоб-ражена слоистая толща, в которой менее пластичный пласт l3 залегает между двумя более пластичными слоями и в то же время породный прослой (каолинитовый) в угольном пласте является менее пластичным, чем угольное вещество.

Рис.3. Разрушение угольного пласта окруженного более текучими породами в условиях растяжения: а – первоначальное расположение, б – разрушение в результате течения

В процессе тектонической эволюции существовали условия, когда угленос-

ная толща испытывала вертикальные тектонические сжимающие напряжения. Эти напряжения частично трансформировались в горизонтальную составляющую, что служило причиной перемещения угленосной толщи в плоскости наслоения. По-скольку вмещающие породы пласта l3 более текучи, то они перемещаются гораздо интенсивнее угольного вещества, вызывая в нем пластические разрывы. Аналогич-ным образом происходит деформация породного прослоя в угле. Образующаяся в пласте полость заполняется пластичными породами. Необходимо отметить, что на участках внедрений кровля пласта интенсивно раздроблена на мелкие куски соп-рикасающиеся по зеркальным поверхностям, называемым шахтными геологами плоскостями притирания. Эти поверхности не что иное как следы пластического течения литифицированных пород. В отличии от пород кровли, почва пласта, на-рушенная в результате корневой деятельности растений не проникает в образую-щиеся полости (по-видимому из-за первоначальной комковатости), но также раз-рушается при течении.

Таким образом, в слоистой угленосной толще с породами обладающими вы-сокими реологическими свойствами растягивающие напряжения приводили к фор-мированию специфических породных внедрений. В условиях растяжения пластич-ных осадков, трещины растяжения должны иметь определенную площадную орие-нтировку. Для разъяснения этого положения обратимся к некоторым эксперимен-там Г. Клооса, описанным в работе австралийского геолога Е. Хилсса (1954 г.). При растяжении достаточно прочного слоя глины, последняя претерпевала пласти-ческое течение. Тщательное исследование поверхности глины показало, что дефо-рмация происходила в результате дифференциальных смещений слойков глины по плоскостям, которые располагаются в виде двух взаимноперпендикулярных серий, пересекающихся с напрвалением растяжения примерно под углом 45°. Эти направ-ления аналогичны линиям Людерса, наблюдаемым при деформации кристалличес-ких материалов подобных мягкой стали. Таким образом, в случае правильности

44


наших рассуждений полости растяжения в угольном пласте должны так же ориен-тироваться преимущественно под углом близким 45° к направлению растяжения.

При сопоставлении простирания внедрений с положением складок в вися-чих крыльях надвигов установлено, что данное условие выполняется и в угольных пластах. То есть внедрения преимущественно ориентируются под углом 45° к оси складки, формирование которой происходило в условиях продольного изгиба. Сжимающие напряжения в данном случае действовали перпендикулярно оси, а ра-стягивающие параллельно ей и растяжение пластичных пород происходило парал-лельно надвигам.

Результаты исследования породных внедрений позволяют сделать не только теоретические выводы, но и практические. Наблюдениями, проведенными в гор-ных выработках шахт установлено, что на участках пластов пораженных внедре-ниями, безремонтный срок службы выработок значительно ниже, чем на ненару-шенных участках. То есть в зонах внедрений смещение пород кровли и почвы вы-работок гораздо интенсивнее в результате повышенной нарушенности пород. На таких участках гораздо интенсивнее проявляется тектоническая трещинноватость или мелкоамплитудные разрывные нарушения.


1. Белоусов В.В. Основные вопросы геотектоники / В.В. Белоусов. – М.: Госгеолтехиздат, 1954.- 606 с.

2. Глушко В.Т. Реологические свойства пород по керновым пробам разведочного бурения / В.Т.Глушко, В.П. Чередниченко, В.Г. Белоконь // Уголь Украины. – 1980. – №12. – С. 37 – 38.

3. Шульга В. Ф. Классификация внедрений терригенных пород в угольные пласты / В.Ф. Шульга, В.И. Ващенко // Уголь Украины. – 1981. – №9. – С. 41 – 43.


В.І. Ващенко, О.К. Носач , А.А. Ісаєва

ПОРУШЕННЯ ВУГІЛЬНИХ ПЛАСТІВ В УМОВАХ РОЗТЯГАННЯ

У вугільних пластах в результаті розтягування утворюються специфічні тектонічні форми - впроваджен-ня порід. Морфологія вугільних пластів у зонах впроваджень, зв'язок з внутрислойными розривними по-рушеннями, просторова орієнтування впроваджень порід дозволяють припустити, що останні утворю-ються за типом структур будинажа. Найбільш вражені впровадженнями вугільні пласти з бічними поро-дами, що володіють високими реологічними властивостями.

Ключові слова: тектоніка, впровадження порід, порушення вугільних пластів, реологія, розтягання

V.I. Vashchenko , A.K. Nosach , A.A. Isayeva

VIOLATIONS OF COAL LAYERS IN THE CONDITIONS OF STRETCHING

In coal seams formed by stretching the specific tectonic forms - introduction rocks. Morphology of coal seams in areas implementations, connection with the in-bed faults, spatial orientation implementations rocks suggest that the latter type of structure formed by boudinage. Most affected implants coal seams with rock walls and with high rheological properties. Of coal deposits development in areas with intensive development of rock mining implementations state deteriorates significantly due to disturbance coal-bearing strata.

Keywords: tectonics, the introduction of rocks, violations of coal layers, rheology, stretching

45


УДК 519.86:622.3.012 А.Г. МНУХІН (д-р техн. наук, проф.) Запорізька Державна Інженерна Академія Б.Б. КОБИЛЯНСЬКИЙ (канд. техн. наук, доц.) Навчально-науковий професійно-педагогічний інститут Української інженерно-педагогічної академії

ВРАХУВАННЯ ТЕХНІЧНИХ І СОЦІАЛЬНИХ ФАКТОРІВ ДЛЯ ПЛАНУВАННЯ РОБОТИ ВУГІЛЬНОЇ ПРОМИСЛОВОСТІ

В статті проведено оцінку тенденції зміни загального видобутку вугілля та факторів, що вплива-ють на нього, проаналізовано взаємозв'язки видобутку з добовим навантаженням на лаву, з продуктивні-стю праці, чисельністю робітників по видобутку і кількістю профзахворювань. Запропонована методоло-гія для здійснення кількісного динамічного планування роботи вугільної промисловості. Зроблено ви-сновок перспективності техніко-економічних заходів, пов'язаних із збільшенням чисельності робітників на видобуток порівняно із підвищенням продуктивності.

Ключові слова: методи регресійного аналізу, середньомісячна заробітна плата, чисельність гір-ників, капітальні витрати.

Мета. Визначення залежність між соціальними і технічними факторами для

планування роботи вугільної промисловості та забезпечення витрат на соціальні і технічні потреби.

Методика. На підставі аналізу даних вугільної промисловості за двадцяти-річний період методами дисперсійного аналізу було визначено залежність між со-ціальними і технічними факторами. Ця методика дозволяє здійснювати прогноз та за межами значень вхідних факторів, отриманих в результаті спостережень, тобто на перспективу.

Результати. Запропонована методологія для здійснення кількісного динамі-чного планування роботи вугільної промисловості. Проведені дослідження дозво-лили оцінити вплив ряду технічних факторів на соціальні, що характеризують ро-боту вугільної промисловості. За допомогою наведених залежностей можна опти-мізувати динамічне планування роботи галузі в цілях її стабілізації.

Наукова новизна. Новизна полягає у запропонованій методології для здійс-нення кількісного динамічного планування роботи вугільної промисловості.

Практична значущість. Результати досліджень дозволяють розробити об-ґрунтовані пропозиції щодо визначення витрат на соціальні і технічні потреби в межах планування роботи вугільної промисловості та вирішення проблем соціаль-ного розвитку галузі.

Для більшості економічних досліджень, у тому числі пов'язаних з управлін-

ням гірничим виробництвом, необхідно встановити такі закономірності та взаємо-зв'язки, коли кожному значенню однієї величини відповідає кілька значень іншої, що виникають з певною ймовірністю [1]. Так, для оцінки тенденції зміни загально-го видобутку вугілля і факторів що на ньому позначаються негативно (наприклад, кількість відстаючих підприємств і ділянок) потрібно встановити і проаналізувати взаємозв'язки цього видобутку з добовим навантаженням на лаву і на комплексно механізований вибій (КМВ), з продуктивністю праці, чисельністю робітників по видобутку і кількістю профзахворювань. Наявність відповідних залежностей між зазначеними технічними і соціальними факторами встановлювалася методами ко-реляційного аналізу [2].

© Мнухін А.Г., Кобилянський Б.Б., 2014

46


Побудова математичних моделей виконувалася методами регресійного ана-лізу [3]. В результаті розрахунків отримано лінійні моделі виду:

i

n

iii xbay

1

(1)

і сукупність ряду статистичних показників (критерії Фішера F для оцінки якості рівняння Стьюдента t для оцінки суттєвості кожного із вхідних факторів, Пірсона X2 – незалежності і нормальності ряду залишків; асиметрія, ексцес, коефіцієнти множинної кореляції, довірчий інтервал для прогнозу ). Для здійснення прогнозів за отриманими моделями виконувалися розрахунки довірчого інтервалу випадко-вої величини при рівні значимості 95%, а також мінімальних Fmin і максимальних Fmax в прогнозах значень побудованих залежностей [1]. Побудовані з урахуванням викладених вимог регресійні моделі і критерії їх оцінки наведено в таблиці 1.

Таблиця 1

Примітка. В якості факторів 2, 3, 7, 11, 14, 17, 19 і 26 тут і далі в тексті представлені відповідно: загальний видобуток вугілля, тис. т; перевиконання (не-довиконання) плану видобутку вугілля, тис т; кількість відстаючих ділянок; добове навантаження на очисний забій, т; навантаження на КМЗ при пологому заляганні пластів, т; продуктивність праці робочого, т/міс; чисельність робітників з видобут-ку, тис осіб. і кількість профзахворювань.

За отриманими регресійним рівнянням будувалися залежності вихідного фа-ктора від одного з вхідних, значення інших вхідних факторів приймалися екстре-мальними (рис. 1, 2). Кожній залежності (рис. 1а, б) на діаграмі відповідає рядок з номером цієї залежності (криві 1, 2 і 3). Стрілкою в рядку пов'язані вхідний і вихі-дний фактори, прямокутниками позначені рівні інших незмінних факторів (min, max), прийнятих при побудові залежності. Всі криві 2 побудовані, виходячи з се-редніх значень вхідних факторів, а криві 1 і 3 відповідають граничним максималь-ним і мінімальним величинам вихідних факторів. Наприклад, на рис. 2а показано, що залежність 1 має вигляд F(7)=f[F(3)] при мінімальному значенні F(14) і макси-мальному F(26). На рис. 1а представлена залежність загального видобутку вугілля від виконання (недовиконання) плану підприємствами вугільної промисловості. На перший погляд в цих залежностях закладено протиріччя: з збільшенням відсотка перевиконання падає загальний видобуток. Однак зазначене явище може бути лег-ко пояснено недостатньо точним плануванням. Адже занижені планові завдання, характеризуються значним перевиконанням, навіть у цьому випадку не забезпечу-ють високого рівня видобутку, тоді як при напружених планах прагнення промис-

47


ловців домогтися їх виконання сприятливо позначається на загальному видобутку: він підвищується на 3,6–13%, або в середньому на 5,7%. Тут і далі розрахунки ви-конані при середніх значеннях вихідних факторів.

Рис. 1. Залежність загального видобутку вугілля від перевиконання (недовиконання) плану (а), кількості відстаючих ділянок (б), добового навантаження на очисний забій (в), продуктивності

праці (г) і чисельності робітників з видобутку (д).

Рис. 2. Залежність кількості відстаючих ділянок від перевиконання (недовиконання) плану

видобутку (а), навантаження на КМВ (б) і кількості профзахворювань (в).

48


Зростання кількості відстаючих ділянок з 333 до 909 (рис. 1б) істотно впли-ває на загальний видобуток, знижуючи його на 4,5–8,2%. Збільшення навантажен-ня на вибій з 256 до 402 т при наявному рівні експлуатації пов'язано з неритмічніс-тю (дестабілізацією) виробництва, що призводить до зниження рівня видобутку на 4,5–15,4%, зокрема через високу аварійність (рис. 2в).

Найбільш ефективним засобом підвищення загального видобутку є зростан-ня продуктивності праці (рис. 1, г). Ефект від нього навіть вище, ніж від збільшен-ня кількості робітників, зайнятих безпосередньо на видобутку (рис. 2, д). При під-вищенні продуктивності праці з 32 до 44,8 т/міс загальний видобуток вугілля в за-лежності від значень інших зазначених факторів (кількість відстаючих ділянок, на-вантаження на вибій тощо) може зрости на 44,9–126%. Збільшення ж числа робіт-ників по видобутку з 396,8 до 493,2 тис осіб, тобто 24,3%, дозволяє домогтися під-вищення загального видобутку тільки на 22,7–85,8% (в середньому на 41,4%) і по-в'язане з набагато більшими матеріально-технічними витратами і соціально-демографічними проблемами.

Для аналізу факторів, що впливають на кількість відстаючих ділянок, розг-лянемо рис. 3. На підставі залежності 3 (рис. 3а) можна зробити висновок про те, що навіть при значному перевиконанні плану видобутку (на 8652 т вугілля) і спри-ятливий вплив ряду факторів певна кількість ділянок (до 244) буде відставати. У разі ж тільки виконання плану F(3) = 0 їх число в залежності від інших факторів істотно зросте (до 374–960). Визначаючи на підставі залежності точку перетину аналізованої кривої 3 з віссю абсцис при F(7)=0, можна встановити, що робота у вугільній промисловості без відстаючих ділянок при сучасному методі планування призведе до перевиконання планових завдань з видобутку не менше ніж на 11,7%. Отже, планові завдання виробничим підрозділам завищені, якщо врахувати наяв-ність відстаючих ділянок і підприємств.

Аналогічно з допомогою рис. 2б можна показати, що збільшення наванта-ження на КМВ істотно позначається на зниженні кількості відстаючих ділянок. Виходячи з аналізованого статистичного матеріалу, за допомогою залежностей 1 і 3 можна встановити, що при збільшенні добового навантаження на КМВ з 522 до 839 т при пологому заляганні пласта кількість таких ділянок зменшиться під впли-вом інших технічних і соціальних факторів на 26,9–55,6%.

Вплив соціальних факторів (рис. 2в), зокрема динаміки профзахворювань на роботу вугільної промисловості, оцінюється на основі графічних залежностей виду F(7) = f [F (26)]. Хоча в цілому воно не настільки велике (6,3–27,8% при середньо-му значенні 11,4%). Отже простежується чітка тенденція зростання кількості відс-таючих ділянок внаслідок профзахворювань. Шляхом зіставлення рис. 2в та 1в можна визначити ефективність витрат на поліпшення умов праці (зниження проф-захворювань), що приводить до зменшення числа відстаючих ділянок і зростання загального вуглевидобутку. Зазначені розрахунки повинні виконуватися на базі даних про собівартості продукції та ефективності витрат на зміну умов праці в різ-них регіонах. Проведений аналіз дозволяє зробити висновок перспективності тех-ніко-економічних заходів, пов'язаних із збільшенням чисельності робітників на видобуток, порівняно із підвищенням продуктивності праці при наявному контин-генті робітників.

Досвід управління вугільною промисловістю підтверджує характер ряду описаних залежностей, наприклад, позитивний вплив на рівень видобутку продук-тивності праці і чисельності робітників з видобутку. Запропонована методологія дає можливість здійснювати саме кількісне динамічне планування роботи галузі по регіонах країни і безпосередньо з об'єднанням і підприємствам. У кожному конк-

49


ретному випадку повинна визначатися ефективність запропонованих шляхів для досягнення поставленої мети.

Список використаної літератури

1. Математические методы и модели в планировании и управлении горным производством /

А.Г. Протосеня, С.А. Кулиш, Б.К. Азбель. – М.: Недра, 1985. – 288 с. 2. Болч Б. Многомерные статистические методы для экономики / Б. Болч, К. Дж. Хуань. – М.:

Статистика, 1979. – 317 с. 3. Шеффе Г. Дисперсионный анализ / Г. Шеффе. – М.: Наука, 1980.– 512 с. 4. Дрейпер Н. Прикладной регрессионный аналіз / Н. Дрейпер, Г. Смит. – М.: Финансы и стати-

стика, 1986. – Т.1. – 366 с. 5. Мнухин А.Г. Исследования зависимостей между социальными и техническими факторами при

планировании работы угольной промышленности / А.Г. Мнухин, А.П. Бережной // Уголь Украины. – 1989. – №8.


А.Г. Мнухин, Б.Б. Кобылянский

В статье проведена оценка тенденции изменения общей добычи угля и факторов, которые влияют на не-го, проанализированы взаимосвязи добычи с суточной нагрузкой на лаву, с производительностью труда, численностью рабочих по добыче и количеством профзаболеваний. Предложена методология для осу-ществления количественного динамического планирования работы угольной промышленности. Сделан вывод перспективности технико-экономических мероприятий, связанных с увеличением численности рабочих на добычу сравнительно с повышением производительности.

Ключевые слова: методы регрессионного анализа, среднемесячная заработная плата, численность горня-ков, капитальные затраты.

A. Mnukhin, B. Kobilyanskiy

The estimation of tendencies changes of total coal production and factors influencing on it, is done. The interac-tions of coal production with daily loading on face, with labour production, with the number of professional dis-eases are analyzed. The methodology for qualitative dynamic work planning of coal mining is suggested. The conclusion of perspectiveness of technical and economic activities, connected with the increase of the number of worker on production comparing with the productivity increase is done.

Keywords: regression analysis methods, average salary, the number of miners, capital expenses

50


УДК 658.012.23

В.В. НАЗИМКО (д-р техн. наук, проф.) А.В. МЕРЗЛІКІН (канд. техн. наук, доц.) Донецький національний технічний університет, м.Донецьк Л.М. ЗАХАРОВА (канд. техн. наук) ПАТ «Шахтоуправління Покровське», м.Красноармійськ

ОБҐРУНТУВАННЯ СТРУКТУРИ СИСТЕМИ УПРАВЛІННЯ ПРОЕКТНИМИ

РИЗИКАМИ ВУГЛЕВИДОБУТКУ ТА ЇХ ІДЕНТИФІКАЦІЯ

Розроблено систему управління проектними ризиками вугільної шахти. Ідентифіковано проектні ризики вуглевидобутку згідно їх класифікації на категорії. Наведено матрицю вірогідності і важливості ризиків вугільної шахти, запропоновано реєстр специфічних ризиків вуглевидобутку та їх ранги.

Ключові слова: проект вуглевидобутку, проектні ризики, самплінг, стохастичне моделювання.

Вуглевидобувна галузь, як гарант енергетичної незалежності України, пот-

ребує підвищення конкурентоспроможності за рахунок впровадження досягнень проектного менеджменту. Проте використання проектно-орієнтованих методів управління у вугільній промисловості стримується низкою специфічних проектних обмежень з техніки безпеки і санітарних умов праці, а також дією факторів, що суттєво збільшують невизначеність умов вуглевидобутку, яка породжує проектні ризики. Проектні ризики вуглевидобутку посилюють протиріччя між ресурсами, часом і якістю управління проектом, у результаті чого збільшується невизначе-ність проектного середовища. Так, високий ступінь невизначеності гірничо-геологічних умов розробки вугільних пластів породжує ризики у вигляді випадко-вих і складно прогнозованих відхилень до 70-90% у менший бік від планових по-казників проекту вуглевидобутку. Системне вирішення проектних ризиків вугле-видобутку може бути досягнуто тільки при використанні проектно-орієнтованого стилю управління.

Для побудови системи управління проектними ризиками вугільної шахти був використаний стандарт PMBOK [1], який був адаптований з урахуванням осо-бливостей вуглевидобутку (рис.1). Планування управління ризиками вуглевидобу-тку здійснюється на передінвестиційній фазі проекту (блок 1), є важливим етапом і має виконуватись менеджером проекту спільно з його інвестором. Планування від-бувається не тільки на фоні практичної відсутності активів організаційного проце-су, але й готовності інвесторів сприймати ризики вуглевидобутку як невідворотні природні об’єктивно існуючі стохастичні події. Тому вкрай важливо письмово за-декларувати і зафіксувати відношення до ризиків вуглевидобутку і визначити сту-пінь толерантності до нього (блок 1). Зокрема необхідно призначити відповідаль-ного менеджера за управління ризиками від вугільної шахти та інвестора (рис. 2). Доцільно сумістити посади основних менеджерів шахти з посадами відповідальних за управління ризиками.

Так від шахти головними відповідальними за управління проектними ризи-ками має бути технічний директор та головний економіст, які взаємодіють на од-ному рівні з ризик-менеджером інвестора. Їхніми безпосередніми помічниками призначаються заступники технічного директора по видобутку вугілля та підгото-вці запасів. Начальники основних та допоміжних дільниць є вирішальною ланкою управління ризиків, оскільки у них зосереджена вся оперативна влада та інформа-ція щодо поточного стану виконання календарних робіт проекту вуглевидобутку.

© Назимко В.В., Мерзлікін А.В., Захарова Л.М., 201451


Рис. 1. Система управління проектними ризиками вуглевидобутку

Рис. 2. Структура посад по управлінню ризиками

52


Окрім начальників виїмкових та підготовчих дільниць активну участь в управлінні проектними ризиками повинні приймати головний механік, енергетик, маркшейдер, геолог шахти, начальники фінансових та економічних служб, началь-ники служб безпеки, транспорту, вентиляції, дегазації, постачання, збагачувальної установки. Оперативне управління ризиками, та їх моніторинг забезпечують гір-ничі майстри та електромеханіки дільниць.

Досвід управління ризиками проекту вуглевидобутку накопичується і уза-гальнюється у вигляді активу організаційного процесу в електронній базі даних спеціальною групою, що складається з менеджера по управлінню проектними ри-зиками, а також трьох його заступників по основним та допоміжним процесам вуг-левидобутку.

Таким чином майже вся команда по управлінню проектними ризиками вуг-левидобутку формується зі штатних робітників шахти, які не тільки повсякденно мають справи з ризиками, але й зацікавлені у їх попередженні та ліквідації. Це суттєво полегшує процес імплементації системи управління проектними ризиками і переборення інерції та опору.

На етапі планування необхідно виділити ресурси та кошти у бюджет проекту вуглевидобутку для управління проектними ризиками [2-4]. У даній статті наго-лошується, що підземний вуглевидобуток характеризується надзвичайно високим рівнем небезпеки. Тому у бюджет проекту завжди закладаються резервні кошти на компенсацію наслідків підземних аварій, які на жаль часто трапляються у країнах з перехідною економікою. Експертні оцінки свідчать про те, що доля коштів для управління проектними ризиками не перевищує 7-10% від загального обсягу фі-нансових резервів вказаних трагічних наслідків.

Більш того, основна частка додаткових фінансових резервів для реалізації управління проектними ризиками фактично дублює резерви, що традиційно закла-даються в бюджет проектів. Це стосується таких статей, як резервування коштів на оновлення гірничо-шахтного обладнання (ГШО), яке інтенсивно зношується з вра-хуванням специфічних умов його експлуатації, проектно-пошукові роботи, зокре-ма додаткова розвідка геологічної порушеності шахтного поля, та ін.

У процесі планування визначаються строки, частота, та розклад процесів управління проектними ризиками вуглевидобутку. Ці процеси повинні регулярно виконуватись протягом інвестиційної фази проекту, аналізуватись щомісячно на технічних нарадах, та підлягати щозмінному моніторингу гірничими майстрами та електромеханіками, а також дільничними маркшейдерами та геологами.

Ідентифікація ризиків буде успішною, якщо їх класифікувати на категорії. Так найважливішими складовими технічної категорії ризиків є ті, що обумовлені специфікою підземного вуглевидобутку, яка аналізувалась у першому розділі. SWOT-аналіз свідчить про те, що найбільшими загрозами можуть бути такі підка-тегорії, як надійність ГШО, та якість рядового вугілля, зольність якого на сучасних глибинах розробки може сягати 40% і більше, тоді як товарне вугілля має містити не більше 9% негорючих компонентів. Аналіз загроз та можливостей доводить, що збитки ризику, обумовленого невизначеністю геологічних умов підземної розроб-ки вугільного родовища можуть перевищувати втрати від таких зовнішніх загаль-новизнано важливих ризиків, як нестійкість ринків збуту, інфляція, ненадійність підрядчиків, чи фіскальна політика держави. Суто специфічним чинником органі-заційної категорії ризиків є аварії, особливо серйозні (вибухи газу та пилу, раптові викиди, пожежі), оскільки результати розслідувань аварій свідчать про те, що по-рушення техніки і правил безпеки обумовлено завжди незадовільною дисциплі-

53


ною, організацією чи контролінгом. Шкалу оцінки наслідків проектних ризиків доцільно обґрунтувати після кількісної їх оцінки.

На початковому етапі впровадження системи управління ризиками підзем-ного вуглевидобутку їх ідентифікація є складною задачею з причини відсутності документації щодо досвіду управління ризиками (блок 2). Тому етапи планування і ідентифікації ризиків виконуються за допомогою мозкового штурму; експертних оцінок; аналізу SWOT; та аналізу припущень.

Ідентифікація проектних ризиків підземного вуглевидобутку здійснювалася шляхом експертної оцінки [5,6]. Чисельні величини факторів виражалися за допо-могою бальної шкали. Як справедливо зазначено у роботі [6] експертні оцінки є найбільш ефективними при дослідженні складних об'єктів, на діяльність яких на-дають невизначеності. Вони пов'язані з труднощами передбачення функціонування об'єкта навіть на малий період часу і його нестаціонарністю.

Згідно з рекомендаціями [7] була сформована група постійних фахівців-аналітиків, яка в даному випадку складалася з представників шахт і об'єднань. Для опитування використовувався метод Делфі, згідно якому опитування повторюва-лось з уточненням попередніх оцінок. Крім того, використовувалися дискусії з об-говоренням виділених попередніми опитуваннями ризиків.

Анкети були відкритого типу (тобто експерти могли додавати свої нові фак-тори). Це дало можливість максимально врахувати співвідношення між важливіс-тю факторів при збереженні гнучкості їх списку в цілому. Особливу увагу було приділено відбору експертів та обґрунтуванню їх кількості. Для даного експертно-го опитування були обрані як інженерно-технічні працівники шахт, так і керівники шахт, холдингів і об'єднань Донецько-Макіївського, Красноармійського вугледо-бувного районів і Західного Донбасу, а також представники інвесторів, підрядни-ків. Для більшої об'єктивності результатів опитування зберігалася анонімність анкет.

Вибір числа експертів залежить від багатьох умов. У даному випадку за-вдання спрощувалася тим, що для аналізу була обрана конкретна галузь, яка хара-ктеризується достатнім типовим набором технологій, форм організації виробницт-ва. З іншого боку, вугільна промисловість відчуває ті ж самі проблеми, які мають місце в сучасній перехідній економіці. Більш того, гострота цих проблем найбільш виражена саме в розглянутій галузі. У монографії [7] вказується, що для більшості завдань, вирішення яких досягається експертними оцінками, середня помилка від-повідей експертів інтенсивно знижується при збільшенні числа експертів до 17-25, а потім стабілізується на рівні 0,2-0,3. У зв'язку з цим спочатку було задіяно 15 ек-спертів, які взяли участь у першому турі опитувань. В силу різних причин до тре-тього туру залишилося 8 учасників опитування.

В опитуванні брало найбільше число представників зрілого віку (35-60 ро-ків), яких об'єднує широкий досвід, достатня енергія і працездатність. З усіх опи-таних 80% мали вищу технічну освіту, з них 3 кандидати та два доктори технічних наук. Решта 20% експертів мали вищу економічну освіту. Багатотурове опитування із застосуванням методу відсікання і перегляду оцінок, що знаходяться в крайніх квартилях, показав, що остаточний набір факторів практично стає незалежним від початкового списку вже після другого туру опитування. При цьому середній кое-фіцієнт варіації бальних оцінок знаходився в межах 28%, що цілком достатньо для цілей стохастичного моделювання. В ході обробки даних опитувань деякі фактори поєднувалися в загальний, перейменовувалися і уточнювалися. Перевірка узгодже-ності експертних оцінок проводилась методом рангової кореляції Спірмена [8, 9].

54


Згідно цього методу коефіцієнт кореляції між відповідями довільно вибраної пари експертів визначається за формулою:

)1(

61

)1(

)(61

21

2

21

2

nn

d

nn

yxn

i

n

iii

де d – різниці між рангами даної пари зіставляються рядів; n – число пар, що зіставляються.

Таблиця 1 – Матриця ранжирування проектних ризиків вугільної шахти Найменування ризику Небезпека Вірогідність Важливість

Зовнішні ризики

Зриви плану робіт з причин:

Зміни можливостей підрядників 4,10 0,54 2,22

Запізнілої поставки 2,33 0,36 0,84

Несприятливих гірничо-геологічних умов

9,20 0,87 8,00

Коливання ринків вугілля 8,10 0,45 3,64

Організаційні ризики

Нестача робочої сили 5,16 0,32 1,65

Нестача матеріалів 3,47 0,54 1,87

Неякісний контролінг 7,7 0,56 4,31

Помилки проектування 3,66 0,12 0,44

Помилки планування 3,01 0,17 0,51

Недоліки координації 4,26 0,43 1,83

Зміна керівництва 4,12 0,53 2,18

Вандалізм 2,90 0,10 0,29

Нереальне планування 6,81 0,25 1,70

Перевищення витрат з причин:

Зриву плану робіт 3,89 0,84 3,27

Невірної стратегії забезпечення 3,55 0,13 0,46

Некваліфікованого персоналу 4,06 0,29 1,18

Переплат по матеріалам та пос-лугам

4,12 0,31 1,28

Неузгодженості частин проекту 4,02 0,24 0,97

Технічні ризики

Зміна технології проходки 8,13 0,76 6,18

Зіна технології видобутку 6,34 0,42 2,66

Неякісне управління покрівлею 9,65 0,75 7,24

Порушення правил безпеки 6,66 0,54 3,59

Зниження надійності ГШО 7,97 0,79 6,30

55


У таблиці 1. приведена матриця вірогідності і важливості ризиків вугільної шахти ідентифікованими за даними попередніх досліджень і результатами експер-тної оцінки, виконаної на першому турі. Серед ризиків, зумовлених специфікою підземного вуглевидобутку експерти віддали найбільш високий рівень важливості фактору несприятливих гірничо-геологічних умов. Це природно і пояснюється практикою ведення гірничих робіт, темпи яких різко (в кілька разів) падають у зо-нах малоамплітудної порушеності, небезпечним по гірським ударам і раптовим ви-кидам, що характеризується до схильності вугілля до самозапалення і іншими не-сприятливими геологічними умовами відпрацювання вугільних пластів.

Серйозні ризики породжує неякісне управління покрівлею гірничих виробок і порушення технології проходки і кріплення підготовчих виробок. Одним з най-більш важливих факторів ризику залишається ненадійна робота гірничо-шахтного устаткування, особливо вибійного.

Важливо також відзначити, що всі виділені ризики без винятку безпосеред-ньо впливають на темпи основних процесів гірничого виробництва - підготовчі (або проходку) і очисні (видобуток) роботи, та допоміжних. Цей висновок має ва-жливе значення з точки зору кількісної оцінки внутрішніх ризиків. Отже, кількісну оцінку ризиків вугільної шахти можна виконувати в укрупненій постановці шля-хом дослідження термінів виконання планових завдань за допомогою урахування реальних темпів підготовчих, очисних та допоміжних робіт.

На третьому, заключному турі опитування, величина коефіцієнта рангової кореляції була не меншою 0,89, тобто близькою до одиниці, що свідчить про висо-ку узгодженість результатів експертного опитування.

Підсумковий реєстр специфічних для підземного вуглевидобутку ризиків наведений у таблиці 2. Чотири перших з них раніше не були ідентифіковані, що свідчить про актуальність досліджень. Було виконано якісний аналіз ідентифікова-них ризиків (блок 3 схеми рис. 1) з урахуванням ймовірності та важливості. Як ба-чимо, найбільш вагомі ризики підземного вуглевидобутку є суто специфічними для галузі, а найбільш важливий ризик пов'язаний з невизначеністю геологічних умов розробки родовищ вугілля.

Подальшими дослідженнями планується кількісна оцінка ризиків (блок 4 рис.1).

Таблиця 2 – Реєстр специфічних ризиків вуглевидобутку та їх ранги

Ризик ранг

Зустріч вибою з непередбачуваним геологічним порушенням 8,0-9,0

Падіння темпів посування вибоїв з причин випадкового зниження надійності гірничо-шахтного обладнання

6,3-7,0

Затримки вуглевидобутку при непередбачуваному виникненні необхідності застосування додаткових робіт для керування покрівлею

7,2-8,0

Невиконання календарного плану при непередбачуваних змінах технології видобутку вугілля

6,0-7,0

Позапланові зупинки вибоїв при порушенні техніки безпеки 3,5-4,0

Затримки вуглевидобутку при порушенні матеріально-технічного постачання 4,0-5,0

Затримки строків виконання планових робіт при некомплектації основних професій

4,0-5,0

56


Висновки Аналіз загроз та можливостей доводить, що збитки ризику, обумовленого

невизначеністю геологічних умов підземної розробки вугільного родовища можуть перевищувати втрати від таких зовнішніх загальновизнано важливих ризиків, як нестійкість ринків збуту, інфляція, ненадійність підрядчиків, чи фіскальна політи-ка держави.

Кількісну оцінку ризиків вугільної шахти можна виконувати в укрупненій постановці шляхом дослідження термінів виконання планових завдань за допомо-гою урахування реальних темпів підготовчих, очисних та допоміжних робіт. Це досягається завдяки того, що всі виділені ризики без винятку безпосередньо впли-вають на темпи основних процесів гірничого виробництва - підготовчі (або про-ходку) і очисні (видобуток) роботи, та допоміжних.

Список використаної літератури

1. Руководство к своду знаний по управлению проектами. Четвертое издание (Руководство

РМВОК®) / Американский национальный стандарт ANSI/PMI 99-001. – 2004. – 388 с. 2. Мазур И.И. Управление проектами. Справочное пособие / И.И.Мазур, В.Д.Шапиро,

Н.Г.Ольдерогге. – М.: Высшая школа, 2001. – 875 с. 3. Клиффорд Ф. Управление проектами: практическое руководство / Ф. Клиффорд Грей, Эрик У.

Ларсон. – М.: Издательство «Дело и Сервис», 2003. – 426 с. 4. Управління проектами та програмами: Підручник / С.Д. Бушуєв, Н.С. Бушуєва, А.Я. Казарє-

зов. – Миколаїв: видавництво Тору бари О.С., 2010. – 352 с. 5. Бешелев С.Д. Математико-статистические методы экспертных оценок / С.Д.Бешелев,

Ф.Г.Гурвич. – М.: Статистика, 1980. – 263 c. 6. Шмерлинг Д.С. О проверке согласованности мнений экспертов // Статистические методы ана-лиза экспертных оценок / Д.С.Шмерлинг. – М.: Наука, 1977. – С. 77-83.

7. Орлов А.И. Проблемы устойчивости и обоснованности решений в теории экспертных оценок / А.И. Орлов // Статистические методы анализа экспертных оценок. – М.: Наука, 1977. – С. 7-30.

8. Статистические методы анализа экспертных оценок: Зб. науч. тр. – М.: Наука, 1977. – 384 c. 9. Кендал М. Ранговые корреляции / М.Кендал. – М.: Статистика, 1975. – 214 c.


В.В. Назимко, А.В. Мерзликин, Л.Н. Захарова

Разработана система управления проектными рисками угольной шахты. Идентифицированы проектные риски угледобычи согласно их классификации на категории. Приведены матрицу вероятностей и важно-сти рисков угольной шахты, предложено реестр специфических рисков угледобычи и их ранги.

Ключевые слова: проект угледобычи, проектные риски, самплинг, стохастическое моделирование.

V. Nazimko, A. Merzlikin, L. Zakharova

A system for project risk management of a coal mine. Mining project risks identified according to their classification into categories. A matrix of probability and risk importance of the coal mine, proposed registry specific risks of coal mining and their ranks.

Keywords: coal mining project, project risks, sampling, stochastic simulation.

57


УДК 622.833.5:539.3

А.Ю. КАСЬЯНЕНКО (магистр) Г.И. СОЛОВЬЕВ (канд. техн. наук) П.П. ГОЛЕМБИЕВСКИЙ (канд. техн. наук) А.В. ПЕТРЕНКО (магистр) А.Н. ЗВОЛИНСКИЙ (студент) Донецкий национальный технический университет, г. Донецк

ОПРЕДЕЛЕНИЕ СМЕЩЕНИЙ ПОРОД ПОЧВЫ ПОДГОТОВИТЕЛЬНОЙ ВЫРАБОТКИ ПРИ ЕЕ РАЗНОПРОЧНОЙ СТРУКТУРЕ

Выполнены аналитические исследования по определению смещений разнопрочных пород почвы

при использовании комбинированного способа обеспечения устойчивости подготовительных выработок глубоких шахт

Ключевые слова: глубокая шахта, подготовительная выработка, устойчивость, разнопрочные породы почвы, смещения, комбинированный способ, численное моделирование

С увеличением глубины разработки значительной проблемой является выда-

вливание прочных пород почвы, которое сопряжено с необходимостью выпол-нения буроврывных работ, существенно осложняющих эксплуатацию подготови-тельной выработки (1-10).

Задачей настоящих аналитических исследований является разработка мето-дики определения параметров выдавливания разнопрочной почвы подготовитель-ной выработки при упорно-силовом управлении процессом формирования попе-речной складки в прочном слое почвы. Постановленная задача решается путем применения численных методов. Наиболее удобным и широко используемым для решений задач геомеханики является метод конечных элементов (МКЭ) [11-12].

Анализ существующих систем автоматизированного проектирования (САПР) или CAD (Computer-Aided Design) и систем автоматизации инженерных расчетов и анализа (CAE), обеспечивающих решение задач моделирования дефор-мационных процессов в различных комбинированных средах позволил выбрать CAD-систему Solid-Works [12] как оптимальную и удовлетворяющую всем необ-ходимым условиям моделирования.

На первом этапе исследований определялось влияние параметров прочного слоя на смещения контура почвы горной выработки методом конечных элементов с использованием программного комплекса SolidWorks Simulation (COSMOSWorks) [12-13]. Для этого была разработана расчетная схема (рис. 1) для реализации численной модели. При моделировании использовались следующие допущения:

– деформирование почвы рассматривалось как совокупность деформаций отдельных слоев;

– величина смещений нижнего слоя в направлении перпендикулярном и па-раллельном слоистости принималась равной нулю;

– в каждом слое при изгибе возникали нулевые смещения вблизи нижнего контакта слоя;

– при складкообразовании слои плотно ложились друг на друга и функция нормальных составляющих вектора смещений была непрерывной;

© Касьяненко А.Л., Соловйов Г.І., Голембієвський П.П., Петренко А.В., Зволинський А.М., 2014

58


– функции горизонтальных смещений и горизонтальных деформаций (в направлении напластования) были непрерывны только в пределах слоя, деформи-рующегося без расслоений по внутренним контактам напластований.

Рис. 1. Расчетная схема для определения смещений пород почвы: 1-5 – номера слоев;

В – ширина выработки; Uп –смещения почвы по центру выработки; m – толщина прочного слоя; h – глубина залегания прочного слоя;

P – боковое давление; – коэффициент бокового распора

Для соответствия расчетной модели натурным характеристикам моделируе-мой подготовительной выработки (конвейерному штреку 8-й западной лавы пласта m3 шахты им. Е.Т.Абакумова) было принято условие, что непосредственная почва представлена алевролитом, а в качестве прочного слоя использовался слой извест-няка. Характеристики пород принятые для численного моделирования представле-ны в таблице 1.

Таблица 1 – Характеристика породы почвы модели

Тип пород

Прочность на одноосное сжатие, сж,

МПа

Прочность на однооосное растяжение, р, МПа

Удельная плотность, , кг/м3

Модуль упругости,

E, ГПа

Коэффи- циент

Пуассона

Алевролит 30 4 2530 50 0,23

Известняк 120 13 2780 90 0,31

Для определения величины смещений поверхности почвы по центру подго-

товительной выработки UП от двух влияющих факторов – глубины залегания прочного слоя от поверхности почвы hсл и его мощности mсл были приняты разме-ры плоской модели: B x B x 0,1B, где В – ширина выработки.

На рис. 2 представлены варианты численных моделей для исследования вли-яния бокового давления на смещения почвы выработки при различной толщине (m=0,1÷0,9B) и глубине залегания (h=0,1÷0,9B) прочного слоя.

В процессе моделирования римскими цифрами обозначались номера моде-лей, а арабскими - количество проведенных опытов при различном сочетании глу-бины залегания h и мощности прочного слоя m.

Для исследования были приняты пять вариантов моделей, для различной толщины прочного слоя: I – 0,1B; II – 0,2B; III – 0,3B; IV – 0,5B; V – B; причем ва-

59


риация глубины залегания прочного слоя в почве для каждой заданной толщины изменялась от контура почвы до глубины равной В. Вариация мощности и глубины залегания прочного слоя позволила установить рациональное сочетание этих па-раметров, обеспечивающих минимальную величину выдавливания почвы. В на-турных условиях глубина залегания слоя в почве пласта чаще всего изменялась в небольших пределах.

Рис. 2. Варианты численных моделей при исследовании влияния бокового давления на смеще-

ния почвы выработки при различной толщине (m) и глубине залегания (h) прочного слоя

На рис. 3 представлены результаты реализации 63-х численных моделей программным комплексом SolidWorks Simulation (COSMOSWorks) при различной толщине (m) и глубине залегания (h) прочного слоя.

Рис. 3. Распределение смещений пород почвы Uп при различной мощности (m) и глубине залегания (h) прочного слоя

60


Из представленных на рис. 3 графиков смещений почвы видно, что минима-льная величина выдавливания породного контура наблюдается при залегании про-чного слоя на глубине не более (0,3 0,5)В и при его мощности не менее 0,5В.

Для определения величины смещения контура разнопрочной почвы в зави-симости от мощности и глубины расположения в ней прочного слоя были построе-ны регрессионные уравнения (табл. 2).

Таблица 2 – Регрессионные уравнения для определения величины смещений почвы

в зависимости от глубины его залегания и мощности прочного слоя

m/B Уравнения регрессии Достоверность аппроксимации

0 UП = 0,0236h2 - 0,0278h + 0,0141 R² = 0,7486

0,1 UП = 0,0271h2 - 0,0244h + 0,0109 R² = 0,8967

0,2 UП = 0,0286h2 - 0,0219h + 0,0091 R² = 0,9998

0,3 UП = 0,0278h2 - 0,0183h + 0,007 R² = 0,9998

0,4 UП = 0,0253h2 - 0,0148h + 0,0055 R² = 0,9984

0,5 UП = 0,0217h2 - 0,0115h + 0,0043 R² = 0,9975

0,6 UП = 0,0173h2 - 0,0083h + 0,0032 R² = 0,9954

0,7 UП = 0,0125h2 - 0,0055h + 0,0023 R² = 0,9854

0,8 UП = 0,0075h2 - 0,0028h + 0,0015 R² = 0,9581

0,9 UП = 0,0032h2 - 0,001h + 0,0008 R² = 0,8947

По полученным уравнениям регрессии были построены графики зависимос-

тей величин смещений контура разнопрочной почвы от глубины залегания и мощ-ности прочного слоя (рис. 4) и установлены их минимальные значения (табл. 3).

UП / B

Рис. 4. Графики зависимости коэффициента влияния от глубины залегания и толщины

прочного слоя почвы: 1 – m1 = 0,1B; 2 – m2 = 0,2B; 3 – m3 = 0,3B; 4 – m4 = 0,4B; 5 – m5 = 0,5B; 6 – m6 = 0,6B; 7 – m7 = 0,7B; 8 – m8 = 0,8B;

9 – m9=0,9B; 10 – m10=1,0 B

61


Таблица 3 – Определение оптимальных значений коэффициента влияния прочного слоя

Вид зависимости Мощность прочного слоя,

m

Глубина залегания прочного слоя, h

Минимальное значение

смещений, UП/В

UП1 = f1 (m, h) 0,1В 0,55В 0,355

UП2 = f2 (m, h) 0,2В 0,45B 0,337

UП3 = f3 (m, h) 0,3В 0,39В 0,312

UП4 = f4 (m, h) 0,4В 0,33B 0,253

UП5 = f5 (m, h) 0,5В 0,30В 0,211

UП6 = f6 (m, h) 0,6В 0,27B 0,173

UП7 = f7 (m, h) 0,7В 0,25В 0,137

UП8 = f8 (m, h) 0,8В 0,23B 0,112

UП9 = f9 (m, h) 0,9В 0,20В 0,081

UП10 = f10 (m, h) 1,0В 0,19B 0,043

По результатам первого этапа аналитических исследований можно сделать

следующие выводы: – увеличение толщины прочного слоя способствует уменьшению смещений

разнопрочной почвы по сравнению с однородным массивом; – прочный слой позволяет снизить смещения пород разнопрочной почвы при

его залегании на глубине до 0,5B от контура почвы; – при глубине залегания прочного слоя равной 0,6B и более мощность слоя

не влияет на смещения почвы и они начинают возрастать. Таким образом, позитивное влияние прочного слоя на минимизацию смеще-

ний разнопрочной почвы в полость выработки проявляется при глубине залегания прочного слоя в диапазоне от 0,3 до 0,5B с изменением его мощности от 0,5 до 0,1В. При этом, чем мощнее прочный слой, тем интенсивнее уменьшаются смеще-ния почвы.

На втором этапе аналитических исследований производилась проверка спо-соба обеспечения устойчивости пород разнопрочной почвы конвейерного штрека 8-й западной лавы пласта m3 шахты им. Е.Т.Абакумова. На рис. 5 представлены варианты технологических схем поддержания выработки для определения смеще-ний почвы соответственно без мероприятий и с использованием комбинированного способа обеспечения ее устойчивости.

При шахтном способе поддержания выработки охрана выработки осуществ-лялась бутовой полосой и применением индивидуальной металлической крепи усиления из составных отрезков спецпрофиля СВП-33, устанавливаемых на дере-вянный лежень. Предлагаемый комбинированный способ обеспечения устойчивос-ти конвейерного штрека предусматривал применение бутовой полосой при нали-чии жесткого опорного элемента (двухрядной органной крепи) на бровке лавы с использованием металлической упорно-лежневой крепи усиления из составных от-резков спецпрофиля СВП-33, устанавливаемой непосредственно на прочный слой почвы.

Были приняты следующие технические характеристики материала охранного сооружения: модуль упругости Е=30×103 МПа; объёмная масса 2300 кг/м3; проч-

62


ность на одноосное сжатие Rсж=20 МПа; прочность на одноосное растяжение Rр=2,0 МПа; коэффициент Пуассона µ= 0,25.

а) б)

Рис. 5. Варианты технологических схем поддержания выработки для расчета смещений разнопрочной почвы при шахтном варианте (а) и с применением комбинированного способа

обеспечения устойчивости почвы (б) В качестве независимых переменных выбраны: глубина залегания прочного

слоя от верхнего контура почвы – h, прочность – R и мощность – m прочного слоя. Глубина расположения выработки и вмещающие породы кровли были приняты по-стоянными.

На основании реализации численных моделей программным комплексом SolidWorks Simulation и факторного анализа результатов эксперимента были полу-чены выражения для определения вертикальных смещений (U*=U/B) кровли и почвы выработки

Смещения кровли выработки без мероприятий: *КРU = 0,1693+0,265h−0,02m−0,0002R − 0,0053hm−0,00053hR+0,00004mR (1)

- смещения почвы выработки без мероприятий: *ПU =0,1795+0,307h−0,0174m−0,00021R−0,0534hm−0,000645hR+0,000365mR (2)

- смещения кровли выработки с мероприятиями: *КРU =0,0881+0,358h−0,069 m−0,00067R−0,0316hm−0,000348hR+0,0000524mR (3)

- смещения почвы выработки с мероприятиями: *ПU =0,0894+0,282h−0,087m−0,00078R−0,02453hm−0,000245hR+0,000076mR (4) По выражениям (1-4) выполнен расчет величины вертикальных смещений пород

кровли и почвы подготовительной выработки, которые приведены в табл. 5. Полученные результаты позволяют оценить степень влияния параметров проч-

ного слоя на изменение величины конвергенции пород кровли U*КР и почвы U*

П с уче-том эффективности силового противодействия их смещениям (рис. 6 - 7).

Эффективность силового технологического воздействия зависит от глубины рас-положения прочного слоя породы в разнопрочной почве, его мощности и прочности.

63


Таблица 5 − Расчетная величина смещений пород кровли и почвы выработки

№/ №

Параметры прочного слоя

Параметры основной крепи

Параметры крепи уси-ления

Вертикальные смещения

Глубина залегания,

m/В

Мощность, h/В

Прочность,R, МПа

КМП-А3 из СВП-33

Упорные стойки и лежень из СВП-27

Кровли, UКР/B

Почвы, UП/B

Без мероприятий по обеспечению устойчивости пород почвы 1 0 0,1 60 + - 0,1555 0,1674 2 0 0,1 120 + - 0,1438 0,1569 3 0 0,3 60 + - 0,1520 0,1683 4 0 0,3 120 + - 0,1407 0,1622 5 0 0,5 60 + - 0,1485 0,1692 6 0 0,5 120 + - 0,1377 0,1675 7 0,1 0,1 60 + - 0,1788 0,1936 8 0,1 0,1 120 + - 0,1639 0,1794 9 0,1 0,5 60 + - 0,1716 0,1933

10 0,1 0,5 120 + - 0,1576 0,1878 11 0,3 0,1 60 + - 0,2253 0,2462 12 0,3 0,1 120 + - 0,2040 0,2242 13 0,3 0,5 60 + - 0,2177 0,2416 14 0,3 0,5 120 + - 0,1973 0,2284 15 0,5 0,1 60 + - 0,2719 0,2988 16 0,5 0,1 120 + - 0,2442 0,2691 17 0,5 0,5 60 + - 0,2638 0,2900 18 0,5 0,5 120 + - 0,2371 0,2690

С применением упорно-лежневой крепи усиления 19 0 0,1 60 0,0589 0,0599 20 0 0,1 120 0,0238 0,0237 21 0 0,2 90 0,0397 0,0401 22 0 0,3 90 0,0381 0,0384 23 0 0,3 120 0,0209 0,0207 24 0 0,5 60 0,0518 0,0521 25 0 0,5 120 0,0179 0,0178 26 0,1 0,1 60 0,0923 0,0863 27 0,1 0,1 120 + + 0,0551 0,0487 28 0,1 0,5 60 + + 0,0839 0,0776 29 0,1 0,5 120 + + 0,0480 0,0418 30 0,3 0,1 60 + + 0,1591 0,1393 31 0,3 0,1 120 + + 0,1178 0,0988 32 0,3 0,5 60 + + 0,1482 0,1286 33 0,3 0,5 120 + + 0,1081 0,0899 34 0,5 0,1 60 + + 0,2259 0,1923 35 0,5 0,1 120 + + 0,1804 0,1488 36 0,5 0,5 60 + + 0,2124 0,1796 37 0,5 0,5 120 + + 0,1682 0,1379

Смещения контура разнопрочной почвы выработки, вмещающей прочный

слой, находятся в обратно пропорциональной зависимости от прочности и мощ-ности прочного слоя и прямо пропорциональны глубине его залегания. При раз-нопрочном строении почвы выработки влияние прочного слоя на смещения пород почвы наблюдается до глубины 0,5B при прочности слоя равной 60–120 МПа (рис. 6-7).

64


а)

б)

Рис. 6. Графики зависимости смещений кровли (а) и почвы (б) выработки от мощности

прочного слоя m для различной его прочности R и глубины залегания h без упорно-лежневой крепи усиления

а)

б)

Рис. 7. Графики зависимости смещений кровли (а) и почвы (б) выработки от мощности

прочного слоя m для различной его прочности R и глубины залегания h при использовании упорно-лежневой крепи усиления

65


При непосредственном силовом воздействии на прочный породный слой ра-знопрочной почвы этот слой работает как грузонесущий обратный свод, если его мощность равна 0,1B, а прочность составляет 120 МПа. Это же условие соблюдае-тся, если мощность и прочность слоя составляют соответственно 0,2B и 90 МПа, 0,3B и 60 МПа.

При наличии в разнопрочной почве выработки прочного породного слоя си-ловое воздействие на него с помощью упорно-лежневой крепи усиления в зоне ак-тивных смещений пород приводит к уменьшению смещений на 20-80%.

Таким образом, в результате выполненных исследований установлено что влияние прочного слоя на смещения пород разнопрочной почвы в выемочных вы-работках глубоких шахт наблюдается на расстоянии не более половины ширины выработки от контура почвы выработки при прочности слоя сж=60–120 МПа и толщине не менее 0,1B, где В – ширина выработки. При толщине прочного слоя менее 0,1B и расположении прочного слоя от контура выработки на расстоянии более половины ширины выработки применение упорно-силового воздействия на почву не эффективно.


1. Литвинский Г.Г. Механизм пучения пород почвы подготовительных выработок / Г. Г. Литвин-ский // Уголь. – 1987. – №2. – С. 15-17.

2. Касьян Н. Н. Механизм пучения почвы горных выработок в условиях хрупкого разрушения пород / Н.Н. Касьян, А.И. Костоманов, О.К. Мороз // Изв. вузов. Горный журнал. – 1996.– №1.– С. 4-8.

3. Роенко А.Н. Новый подход к исследованию явления пучения пород для обоснования мер борь-бы с ним // Уголь Украины. – 1997. – №2-3. – С. 20-22.

4. Борзых А.Ф. Разлом почвы в подготовительных выработках глубоких шахт / А.Ф. Борзых // Уголь Украины. – 2001. – № 4. – С.13-15.

5. Шашенко А. Н. Оценка устойчивости пород почвы горных выработок / А. Н. Шашенко, А.В. Солодянкин // Проблеми гірського тиску. Зб. наук. праць. / під заг. ред. О. А. Мінаєва. – Донецьк, ДонНТУ, 2004. – Вип. 14. – С. 67 – 72.

6. Указания по рациональному расположению, охране и поддержанию горных выработок на угольных шахтах СССР / Ленинград: ВНИМИ, 1986. – 223 с.

7. СОУ 10.1.00185790.011:2007. Підготовчі виробки на пологих пластах. Вибір кріплення, спо-собів і засобів охорони / Мінпаливенерго України. – Київ, 2007. – 113 с.

8. КД 12.01.01.201–98. Расположение, охрана и поддержание горных выработок при отработке угольных пластов на шахтах. Методические указания. – Донецк: УкрНИМИ, 1998. – 149 с.

9. Пат. 103110 Україна, МПК8 Е21D 11/00, Е21D 20/00, Е21С 41/18. Спосіб охорони виїмкових виробок у шаруватих породах підошви, схильних до здимання / Г.І. Соловйов, А.Л. Касьянен-ко, Е.В. Поляков; заявник і власник Донецький національний технічний університет. – № a201203091; заявл. 16.03.2012; опубл. 10.09.2013, Бюл. № 17 – 8 с. : ил.

10. Литвинскнй Г.Г. Особенности и закономерности пучения слоистых пород почвы горных вы-работок / Г.Г. Литвннскнй, Э.В.Фесенко // Геотехнічна механіка: Міжвід. зб. наук. праць. Ін-т геотехнічної механіки ім. М.С. Полякова НАН України. – Дніпропетровськ, 2005. – Вип. 61. – С. 101-110.

11. Амусин Б.З. Метод конечных элементов при решении задач горной геомеханики / Б.З. Аму-син, А.В. Фадеев. – М.: Недра, 1975. – 144 с.

12. Фадеев А.Б. Метод конечных элементов в геомеханике / А.Б. Фадеев. – М.: Недра, 1987. – 221 с.

13. Каплун А.Б. Ansys в руках инженера: Практическое руководство / А.Б. Каплун, Е.М. Морозов, М.А. Олферьева. – М.: Едиториал УРСС, 2003. – 272 с.


66


А.Л. Касьяненко, Г.І. Соловйов, П.П. Голембієвський, А.В. Петренко, А.М. Зволинський

Виконані аналітичні дослідження з визначення зміщень різноміцних порід підошви при використанні комбінованого способу забезпечення стійкості підготовчих виробок глибоких шахт

Ключові слова: глибока шахта, підготовча виробка, стійкість, різноміцні породи, підошвa, зміщення, комбінований способ, численное моделирование

A.L. Kasyanenko, G.I. Solovyov, P.P. Golembiyevskiy, A.V. Petrenko, A.N. Zvolinskiy

Carried out analytical studies to determine the displacements of the various solid rocks of the soil using a com-bined method of ensuring the stability of preparatory workings deep mines

Keywords: deep mine, preparatory working, stability, various solid rocks, floor, displacement, combined meth-od, numerical modelling

67


УДК 622.272.3

Г.И. СОЛОВЬЕВ (канд. техн. наук, доц.) Донецкий национальный технический университет, г. Донецк

ОСОБЕННОСТИ ПОДДЕРЖАНИЯ КОНВЕЙЕРНЫХ ШТРЕКОВ ПРИ СПЛОШНОЙ СИСТЕМЕ РАЗРАБОТКИ

Предложен новый способ управления геомеханическим состоянием дискретного породного мас-

сива, обеспечивающий устойчивость подготовительных выработок глубоких шахт при сплошной систе-ме разработки. Поддержание выработок в зоне влияния очистных работ обеспечивается за счет создания распорных грузонесущих зон в кровле выработки при использовании продольно-балочной консолидации копмлектов основной крепи

Ключевые слова: глубокая шахта, сплошная система разработки, подготовительная выработка, дискретный породный массив, устойчивость, распорная грузонесущая зона, продольно-балочная консо-лидация, основная крепь

В настоящее время в глубоких шахтах Донбасса вырос объем применения

сплошных систем разработки, что объясняется сложностью подготовки выемочных столбов при работе смежных лав и значительными затратами ресурсов на ремонт и перекрепление подготовительных выработок поддерживаемых в массиве при на-личии неустойчивых пород (особенно почвы). Стальные арочные податливые кре-пи, преимущественно используемые в подготовительных выработках глубоких шахт, в большинстве случаев не соответствуют особенностям механизма проявле-ний горного давления в зоне влияния очистных работ [1-5].

Исследования особенностей поддержания конвейерных выработок глубоких шахт при сплошных системах разработки, выполненные сотрудниками ДонНТУ в условиях ряда глубоких шахт [6-9] позволили установить, что продольно-жесткая консолидация комплектов арочной крепи при соединении их одинарными или двойными балками из двутавра или специальных профилей СВП-27 и СВП-33 обе-спечивает благоприятные условия эксплуатации крепи и снижение вертикальных и горизонтальных смещений породного контура в различных зонах поддержания вы-работок.

В конвейерном штреке 11-й восточной лавы пласта k3 шахты «Коммунар-ская» ПАО «Шахтоуправление «Донбасс» были выполнены исследования по оцен-ке эффективности применения продольно-поперечной консолидации комплектов металлической крепи. Конвейерный штрек проводился проходческим комбайном КСП-32 с опережение лавы не менее 30,0 м (рис. 1).

В качестве основной крепи конвейерного штрека применялась металличес-кая овоидная (шатровая) крепь КМП-А5КМ-12,8 с комбинирован-ным шагом уста-новки рам крепи: три рамы устанавливались с интервалом по 0,5 м, а расстояние между 3-й и 4-й рамами равнялось 0,8 м, что обеспечивало плотность установки крепи по длине выработки 1,74 рам/м.

Охрана конвейерного штрека осуществлялась за счет возведения жесткой опорной полосы из породных полублоков с шириной полосы по падению пласта 2,0 м. На бровке лавы устанавливались два ряда деревянной крепи под деревянный распил длиной 4,0 м. Промежуток между затяжкой крепи и полосой из полублоков закладывался рядовой породой от подрывки почвы конвейерного штрека. Попе-речное сечение конвейерного штрека в проходке составляло 27,8 м2. Сечение в свету до осадки равнялось 21,4 м2, а после осадки – 12,8 м2. Затяжка кровли кон-вейерного штрека осуществлялась бетонной затяжкой, а боков выработки – метал-

© Соловйов Г.І., 2014 68


лической сетчатой и деревянной затяжкой из распилов стоек диаметром 0,12 м (рис. 2).

Рис. 1. Схема расположения 11-й восточной лавы пласта k3 на плане горных выработок

Рис. 2. Сопряжение конвейерного штрека с 11-й восточной лавой пласта k3

Общее состояние конвейерного штрека представлено на рис. 3.

Рис. 3. Состояние конвейерного штрека 11-й восточной лавы пласта k3 при использовании

продольно-балочной крепи усиления

69


Для проведения наблюдений за смещениями боковых пород на контуре вы-работки в конвейерном штреке 11-й восточной лавы пласта k3 на контрольном и трех экспериментальном участках длиной по 40 м, были сооружены контурные на-блюдательные станции (рис. 4).

Рис. 4. Схема расположения контурной замерной станции в конвейерном штреке 11-й восточ-ной лавы пласта k3 в разрезе (а, в) и плане (б, г) выработки при расположении одной (а, б) и

двух (в, г) балок из СВП-27 по периметру овоидной крепи: 1 – верхняк крепи; 2, 3 – соответст-венно вертикальная и наклонная стойки овоидной крепи; 4 – замки крепи; 5 – продольная балка

крепи усиления; 6, 7 – соответственно верхний и нижний контурные реперы; 8 – боковые реперы; 9 – жесткая опорная полоса из породных полублоков на бровке лавы

Каждая замерная станция состояла из трех групп контурных реперов устано-

вленных в трех межрамных промежутках, в каждом из которых устанавливались по четыре попарно соосных контурных репера – в кровле-почве и боках выработки длиной соответственно 0,8; 0,6 и 0,5 м.

В качестве контурных реперов в кровле и боках выработки использовались отрезки деревянных стержней с поперечными размерами 0,04х0,04 м, а в почве пласта использовался металлический стержень диаметром 0,024 м. Всего на конт-рольном и трех экспериментальном участках было оборудовано по пять замерных контурных станций с расстоянием между ними по 10 м.

На контрольном участке были установлены контурные реперы и применялся традиционный способ крепления выработки арочной податливой крепью КМП-А5

70


с асимметричным расположением замков основной крепи и установкой перед и вслед за лавой металлических индивидуальных стоек крепи усиления из двух от-резков специального профиля СВП-27.

На первом экспериментальном участке конвейерного штрека 11-й восточной лавы пласта k3 комплекты арочной податливой крепи КМП-А5 были связаны оди-нарной продольно-балочной крепью усиления (ПБКУ), которая устанавливалась в проходческом забое с отставанием от него до 4 м.

Продольная балка из спецпрофиля СВП-27 подвешивалась по центру выра-ботки к верхнякам каждой рамы крепи с помощью двух длинных металлических крючьев с диаметром поперечного сечения 0,024 м, одной металлической планки и двух гаек (рис. 4). Отрезки балки длиной по 4,0 м соединялись между собой внах-лест на 0,2 м двумя стандартными хомутами.

На втором экспериментальном участке конвейерного штрека комплекты овоидной податливой крепи КМП-А5КМ-12,8 были связаны одинарной продольно-балочной крепью усиления из отрезков спецпрофиля СВП-27 (рис. 2; 4), схема установки которой была аналогичной первому участку.

На третьем экспериментальном участке конвейерного штрека комплекты овоидной крепи были усилены двойной продольно-балочной крепью. Вертикаль-ная балка устанавливалась аналогично первому и второму экспериментальным участкам, а дополнительная балка подвешивалась к стойке крепи со стороны лавы на расстоянии 1,0 м ниже замков крепи, что было обусловлено интенсивными смещениями пород непосредственной кровли при посадке основной кровли и пос-тепенным набором несущей способности опорными полосами, сооружаемыми на бровке лавы.

На рис. 5 представлены графики смещений боковых пород на контуре кон-вейерного штрека при разных способах его поддержания.

На контрольном участке не связанные продольной балкой комплекты крепи в силу их обособленной работы раньше воспринимают повышенную нагрузку и поодиночке интенсивно деформируются с разрушением элементов крепи.

Применение продольно-балочной крепи усиления с асимметричным распо-ложение замков основной крепи и одинарной продольно-балочной связью компле-ктов крепи позволило снизить величину вертикальных смещений на 0,77 м или в 1,6 раза по сравнению с шахтным вариантом без применения усиливающей крепи (рис. 5).

При использовании одинарной и двойной ПБКУ с симметричным располо-жением замков вертикальные смещения были снижены соответственно на 1,1 и 1,37 м или в 2,25 и 3,26 раза. При этом максимальные значения скоростей смеще-ний уменьшаются с увеличением жесткости крепи усиления, а их месторасположе-ние смещается в сторону выработанного пространства. Интенсивный рост величи-ны вертикальных смещений происходит на участке конвейерного штрека длиной 80 м (20 м перед лавой и 60 м вслед за очистным забоем), а горизонтальных сме-щений – на участке длиной 120 м (20 м перед лавой и 100 м вслед за лавой.

Из графиков рис. 5 видно, что на расстоянии 160 м за очистным забоем, где наблюдается стабилизация смещений боковых пород на контуре конвейерного штрека, разность между вертикальными и горизонтальными значениями смещений породного контура для контрольного участка штрека без продольно-балочной кре-пи усиления составила 0,55 м. На первом экспериментальном участке при одинар-ной продольно-балочной связи комплектов обыкновенной арочной податливой крепи КМП-А5 с асимметричным расположением ее замков относительно наплас-тования пород аналогичная разность составила 0,25 м или снизилась в 2,2 раза.

71


При использовании в конвейерном штреке основной овоидной крепи с сим-метричным расположением замков крепи и одинарной продольно-балочной связью комплектов крепи разность между вертикальными и горизонтальными смещениями составила 0,15 м или снизилась в 3,67 раза.

На третьем экспериментальном участке при симметричном расположении замков крепи и использовании двойной ПБКУ эта разность составила 0,06 м или снизилась в 9,17 раза (рис. 5).

Рис. 5. Графики зависимостей вертикальных (1, 2, 3, 4) и горизонтальных (11, 21, 31, 41)

смещений и скоростей смещений пород кровли в конвейерном штреке 11-й восточной лавы пласта k3 от расстояния до лавы: 1 – при традиционной технологии поддержания выработки; 2 – при использовании одинарной продольно-балочной крепи с асимметричными замками;

3 и 4 при использовании соответственно одинарной и двухбалочной крепи усиления с симметричными замками

Это свидетельствует о том, что над комплектами основной крепи, связанны-

ми по длине выработки жесткими продольными балками, стабилизация вертикаль-ных смещений происходит гораздо раньше, чем затухают горизонтальные смеще-ния в боках выработки. И степень этой стабилизации напрямую зависит от жестко-сти продольно-балочной крепи усиления.

Из таблиц 1 и 2 видно, что с увеличением жесткости продольно-балочной крепи усиления в конвейерном штреке 11-й восточной лавы пласта k3 наблюдается рост коэффициента снижения как вертикальных и горизонтальных смещений, так и аналогичных скоростей смещений. Однако при этом, вертикальные смещения и

72


скорости смещений снижаются на 1-м экспериментальном участке соответственно в 1,102 и 1,076 раза; на 2-м участке в 1,177 и 1,133 раза и на 3-м участке в 1,24 и 1,3 раза быстрее, чем соответствующие горизонтальные величины на этих участках.

Таблица 1 – Определение коэффициента снижения величины смещений боковых

пород на контуре конвейерного штрека

Смещения боковых пород, м №/ № эксп уч.

Вертикальные смещения Горизонтальные смещения Коэф-ент снижения смещен.

Смещен. (Uконт/Ui)

Значения смещен.

Значен.коэф-таснижен.

Коэф-ент снижения смещен.

Смещен.(Uконт/Ui)

Значения смещен.

Значен. коэф-та снижен.

1 верт

учэксконтk ..1/

Uк/ U1 1,99/1,22 1,62 гор

учэксконтk ..1/Uк/ U1 1,44/0,92 1,47

2 верт


Uк/ U2 1,99/0,88 2,26

горучэксконтk ..2/

Uк/ U2 1,44/0,75 1,92

3 верт


Uк/ U3 1,99/0,61 3,25

горучэксконтk ..3/

Uк/ U3 1,44/0,55 2,62

Таблица 2 – Определение коэффициентов снижения величины скорости смещений боковых пород на контуре конвейерного штрека

Скорости смещений боковых пород, м/сут №/ № эксп уч.

Вертикальные скорости смещений Горизонтальные скорости смещения Величина сдвига Vmax

i

квертiк V

Vk /

Значенияскорости


Величина сдвига Vmax

i

кгорiк V

Vk /

Значения скорости


1 10,0 Vк/V1 0333,0

0668,0 2,066 10,0 Vк/V1 0208,0

0401,0 1,92

2 25,0 Vк/V2 025,0

0668,0 2,752 20,0 Vк/V2 0165,0

0401,0 2,43

3 40,0 Vк/V3 019,0

0668,0 3,78 30,0 Vк/V3 0138,0

0401,0 2,9

Данный факт позволяет сделать предположение, что консолидация комплек-

тов основной крепи по длине подготовительной выработки позволяет в зоне неуп-ругих деформаций вокруг выработки изменить механизм взаимодействия пород-ных отдельностей, при котором над балками крепи усиления наблюдается затуха-ние вертикальных смещений кровли при относительной активизации горизонталь-ных смещений боков выработки. При этом в кровле выработки над продольно-балочной крепью из разуплотненных породных отдельностей зоны неупругих де-формаций создается распорная зона с преобладающими горизонтальными усилия-ми, которые обуславливают преимущественно горизонтальные смещения этих от-дельностей. Наличие данной распорной зоны в кровле пласта позволяет перенап-равить потоки энергии давления разуплотненных породных слоев кровли в бока выработки (по аналогии обтекания узкого препятствия водяным потоком), что соз-дает предпосылки для реализации большей части этой энергии давления не на де-

73


формацию и разрушение верхняка и замков крепи выработки, а на работу по разу-плотнению вмещающих пород в боках и в меньшей степени в почве выработки.

Таким образом, в результате проведенных шахтных наблюдений установле-но, что применение продольно-балочной связи комплектов основной крепи позво-ляет обеспечить их работоспособное состояние как на сопряжении с очистным за-боем, так и в зоне влияния выработанного пространства. Продольная устойчивость рам основной крепи обеспечивается за счет связи комплектов крепи жесткими продольными балками, перераспределяющими повышенную нагрузку между пере-груженными и недогруженными комплектами крепи и устраняющими их разворот и перекос по длине выработки. Поперечная устойчивость комплектов основной крепи обеспечивается за счет образования и сохранения в кровле выработки над продольными балками грузонесущих сводов, что позволяет перенаправить потоки потенциальной энергии давления в бока и почву выработки.


1. Заславский Ю.З. Исследование проявлений горного давления в капитальных выработках глу-боких шахт Донецкого бассейна / Ю.З. Заславский. – М.: Недра, 1966. – 180 с.

2. Литвинский Г.Г. Стальные рамные крепи горных выработок / Г.Г. Литвинский, Г.И. Гайко, М.И. Кулдыркаев. – К.: Техника, 1999. – 216 с.

3. Бабиюк Г.В. Управление надежностью горных выработок: монография / Г. В. Бабиюк. – До-нецк: «Світ книги», 2012. – 420 с.

4. Черняк И.Л. Управление состоянием массива горных пород / И.Л. Черняк, С.А. Ярунин. – М.: Недра, 1995. – 395 с.

5. Якоби О. Практика управления горным давлением / О. Якоби. – М.: Недра, 1987. – 566 с. 6. Соловьёв Г.И. Определение параметров силового взаимодействия арочной крепи и жесткой

продольной балки / Г.И. Соловьёв // Вісті Донецького гірничого інституту. – 2005. – №2. – C.90-100.

7. Соловьёв Г.И. О результатах опытно-промышленной проверки эффективности способа про-дольно-жесткого усиления арочной крепи выемочных выработок глубоких шахт / Г.И. Соло-вьёв // Геотехнічна механіка: Міжвід. збірн. наук. праць / ІГТМ ім. М.С.Полякова НАН України. – Дніпропетровськ. – 2005. – Вип.61. – С. 274-284.

8. Соловьёв Г.И. Особенности физической модели самоорганизации боковых пород на контуре выемочной выработки при продольно-жестком усилении арочной крепи / Г.И. Соловьёв // На-уковий вісник НГУ. – Дніпропетровськ. – 2006. – №1. – С. 11-18.

9. Соловьёв Г.И. О влиянии продольно-балочной связи рам податливой крепи по длине выемоч-ной выработки на работу замковых соединений / Г.И. Соловьёв, П.П. Голембиевский, О.К. Мороз, А.Л. Кавера, А.А. Шелепа // Научные материалы международной конференции “ХI Szkola geomechaniki”. – Гливице: Устронь, 15-18 октября 2013. – С. 1-8.


Г.І. Соловйов

Запропоновано новий спосіб управління геомехаічним станом дискретного породного масиву, який за-безпечує стійкість підготовчих виробок глибоких шахт при суцільній системі розробки. Підтримання виробок в зоні впливу очисних робіт забезпечує створення розпірних вантажонесучих зон у покрівлі ви-робки при використанні повздовж-балковогої консолідаціиї копмлектів основного кріплення.

Ключові слова: глибока шахта, суцільна система розробки, підготовча виробка, дискретний породний масив, стійкість, розпірна вантажонесуча зона, повздовж-балкова консолідація, основне кріплення

G.I. Solovyov

Рroposes new ways to manage geomechanical state of discrete rock massif providing preparatory mine workings stability in deep mines by the longwall mining system. The mine workings are being maintained in the second working influence area due to spacer carrying zones construction both in the roof of the working. Thus there is used linear-beamed main timbering consolidation, respectively.

74


Keywords: deep mine, longwall mining system, preparatory mine working, discrete rock massif, stability, spacer carrying zones, linear-beamed consolidation, main timbering

75

Вести Донецкого горного института

Documents