/
Автор: Соловьев В.А.
Теги: горные работы при разработке месторождений полезных ископаемых разработка месторождений отдельных видов полезных ископаемых горные породы полезные ископаемые горное дело месторождения
ISBN: 5-247-03233-0
Год: 1992
Текст
Государственная
агрохимическая ассоциация (АГРОХИМ)
Уральский филиал
Всесоюзного научно-исследовательского
и проектного института галургии (УФ ВНИИГ)
УТВЕРЖДЕНО
•Государственной
агрохимической ассоциацией
12 декабря 1990 г.
МЕТОДИЧЕСКОЕ
РУКОВОДСТВО
ПО ВЕДЕНИЮ
ГОРНЫХ РАБОТ
НА РУДНИКАХ
ВЕРХНЕКАМСКОГО
КАЛИЙНОГО
МЕСТОРОЖДЕНИЯ
ЕВ МОСКВА-НЕДРА' 1992
ББК 33.345
М54
УДК 622.235
Ответственный за выпуск — В. А. Соловьев
Выпущено по заказу Уральского филиала Всесоюзного научно-исследова-
тельского и проектного института галургии (УФ ВНИИГ)
„ 2502030200—242
М 043(01)—92 Заказное
ISBN 5-247-03233-0
© Уральский филиал Всесоюзного
научно-исследовательского и про-
ектного института (УФ ВНИИГ),
1992
ПРЕДИСЛОВИЕ
Многообразие горно-геологических и горнотехнических условий
Верхнекамском месторождении калийных солей предопреде-
лило многовариантность применяемых схем вскрытия, подготов-
и и отработки шахтных полей. Добычу руды ведут комбайно-
буровзрывным и комбинированными способами. Доставка
: .ды по выработкам осуществляется конвейерным и рельсовым
транспортом.
В одинаковых условиях применяют комбайновые комплексы
разных типоразмеров, а также самоходные комплексы для бу-
ровзрывной выемки руд. Применяют несколько видов закладок.
Ведут работы по созданию нового горного оборудования. Разра-
батываются новые способы поддержания (охраны) горных вы-
работок, уточняются параметры их крепления. Все это вместе
взятое представляет определенную сложность в процессе орга-
низации горного производства.
Методическое руководство направлено на совершенствование
горного производства с целью обеспечения ведения горных ра-
бот в оптимальных параметрах и носит рекомендательный ха-
рактер. Руководство разработано коллективом Уральского фи-
лиала Всесоюзного научно-исследовательского и проектного ин-
ститута галургии (УФ ВНИИГ) под методическим руковод-
ством и редакцией В. А. Соловьева.
В1 составлении руководства принимали участие Н. М. Джино-
ридзе, Ю. А. Плотников, Б. В. Титов, С. Р. Шинкевич,
Б. В. Лаптев, Ю. П. Ольховиков, Т. С. Тихонова, В. П. Курба-
тов, В1. А. Соловьев, С. И. Богодухов и Н. Н. Мохирев (раздел 1),
В'. А. Соловьев, В'. В. Вилесов, Л. М. Папулов и А. С. Триполко
(2), В. А. Соловьев и В. В. В'илесов (3), Б. А. Борзаковский и
В. Ф. Кудрявцев (4), Б. В. Лаптев (5), С. А. Константинова,
Ю. П. Ольховиков, В. А. Мисников, Т. Ф. Пепеляева и В. Ю. Со-
колов (6), Ю. Н. Старостин и В. А. Соловьев (7), В. А. Воробь-
ев, В. А. Соловьев, А. С. Триполко, Н. Н. Мохирев, Г. 3. Файн-
бург, Н. И. Алыменко, М. П.Нестеров, В'. Е. Мараков, Н.Ф. Ани-
кин, Б. А. Борзаковский, В. Ф. Кудрявцев и Н. И. Герцен (8),
В. А. Соловьев и Д. Н. Щепелев (9).
Авторский коллектив выражает благодарность специалистам
производственных объединений и институтов за предоставлен-
ные материалы и предложения, высказанные в процессе рассмо-
трения методического руководства.
Замечания по руководству просим направлять по адресу:
614600, г. Пермь, ГСП, ул. Карла Маркса, 94, УФ ВНИИГ.
1*
3
1. ОБЩИЕ СВЕДЕНИЯ О ВЕРХНЕКАМСКОМ КАЛИЙНОМ
МЕСТОРОЖДЕНИИ И РУДНИКАХ
1.1. ГЕОЛОГИЧЕСКАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА
ВЕРХНЕКАМСКОГО КАЛИЙНОГО МЕСТОРОЖДЕНИЯ*
1.1.1. Общие геологические сведения
о месторождении
Верхнекамское месторождение калийных солей расположено на
северо-востоке Пермской обл. и занимает площадь около
3500 км2. Калийная залежь прослеживается с севера на юг на
140 км при ширине до 40 км. Поперечные тектонические струк-
туры Боровицкого и Дуринского прогибов делят месторождение
на три части: северную, центральную и южную. По запасам ка-
лийных солей Верхнекамское месторождение находится в ряду
крупнейших в мире. Геологическая ценность района возрастает
за счет наличия в подсолевых породах нефтеносных структур,
которые в плане совмещены с калийной залежью. Начиная с се-
редины 60-х годов в результате сейсмического зондирования и
бурения выявлено 13 перспективных на нефть структур и место-
рождений (рис. 1.1).
В северной части выделены Яцинская и Боровицкая струк-
туры, в центральной — Осокинская, Логовская, Ростовицкая,
Жилинская и Пашковская, в южной — Сибирская, Белопашин-
ская структуры и Уньвинское месторождение. Три месторожде-
ния разведаны в зоне Дуринского прогиба — Юрчукское, Вель-
ское и Чашкинское. Площадь нефтяных структур сравнительно
невелика и составляет от 8,2 до 32,16 км2. Если история развед-
ки и эксплуатации нефтяных залежей насчитывает всего 25 лет,
то соляные промыслы были известны здесь с середины XV в.
Пионерами солеварения на р. Усолке были новгородские куп-
цы Калинниковы. Соль выпаривалась из концентрированных
рассолов, которые содержали примесь калия и магния, прида-
вавшей горьковатый вкус и красный оттенок. В 1914 г. горный
техник Н. П. Рязанцев отвез академику Н. С. Курнакову (Рос-
сийская Академия наук) образцы «красной соли» для химиче-
ского анализа. Так был открыт калий в России и только спустя
одиннадцать лет в 1925 г., начались поисково-разведочные буро-
вые работы в районе г. Соликамска. Возглавил их профессор
Пермского университета П. И. Преображенский. Сегодня деталь-
но разведаны 11 участков месторождения, из которых 6 осваи-
ваются промышленностью, один затоплен и один проектируется
к отработке. Калийная залежь отрабатывается по четырем п(ю-
* Использованы материалы, предоставленные Н. В. Кузнецовым.
4
Рис. 1.1. Схема Верхиекамского ме-
сторождения калийных солей:
участки детальной разведки: 1 — Бо-
ровский; 2 — Половодовский; 3 — Соликам-
ский; 4 — Ново-Соликамский; 5—Быгель-
ско-Троицкий; 6 — Березниковский: 7 — Ду-
рыманский; У —Талицкий; 9 — Усть-Яйвин-
скнй; 10 — Балахонцевский; 11 — Перво-
майский; 12— Палашерский; 13 — Бело-
пашнеиский; 14 — Романовский; 15—Во-
гульский;
нефтяные структуры: 16— Яшинская;
17 — Боровицкая; 18 — Осокинская; 19 —
Логовская; 20 — Ростовицкая; 21 — Жилии-
ская; 22 — Пашковская; 23 — Сибирская;
24 — Белопашиеиская;
нефтяные месторождения: 25 — Юрчук-
ское; 26 — Вельское; 27 — Чашкинское;
28 — Уньвииское
(цифры в заштрихованных областях не
считать позициями)
мышленным пластам из тринадцати, слагающих продуктивную
толщу. Из недр извлекаются сильвинит, карналлит, каменная
соль, в которых в виде примесей присутствуют бром, рубидий,
цезий, литий и другие элементы. На месторождении продолжа-
ются буровые разведочные работы, которые проводит Соликам-
ская геолого-поисковая партия.
Вопросы геологии Верхнекамского месторождения изучались
известными учеными. Большой вклад в науку с первых лет
освоения Верхнекамья внесли А. А. Иванов, Е. Э. Разумовский,
Ю. В. Мррачевский, В. А. Вахрамеева, М. П. Фивег, Я. Я. Яр-
жемский и др. Уже в 1932 г. была принята схема стратиграфи-
ческого подразделения толщи калийных солей и индексация ела-
гающих ее пластов. Эта схема практически без изменения при-
меняется в настоящее время на рудниках ПО «Уралкалий»,
«Сильвинит».
В послевоенные годы с развитием горных работ на новых
участках были выявлены неизвестные ранее факты, в частно-
сти— зоны разубоживания в сильвииитовых пластах. В 1952 г.
В. Н. Дубинина делает вывод об их первично-седиментационном
(фациальном) происхождении. А. Е. Ходьков в 1956 г. выдви-
гает концепцию вторичного происхождения этих зон в резуль-
тате воздействия отжимающихся снизу диагенетических рассо-
лов.
Применяемая на рудниках классификация складчатых струк-
тур предполагает существование в соляной толще четырех дис-
гармоничных этажей, каждый из них имеет свой структурный
рисунок, поэтому установить связь между внутрисоляиой склад-
чатостью и дислокациями комплекса невозможно. Таким обра-
зом, отрицается вероятность прогноза опасных зон в водозащит-
ной толще по зонам высокоамплитудных флексурных складок,
вскрытых горными выработками в промышленной части разреза.
Такой прогноз невозможен также на основе гипотез о форми-
ровании внутрисоляиой складчатости в процессе диагенеза и,
тем более, в процессе осадконакопления. С 1986 г. во ВНИИГе
выдвинута новая тектоническая концепция, базирующаяся на
следующих принципиальных положениях:
1. Время проявления основных тектонических процессов, об-
условивших современное состояние водозащитной толщи Верхне-
камского месторождения, конец Р-мезозоя. Этим подчеркивает-
ся, что основная фаза складчатости проявилась в литифициро-
ваниой среде.
2. Источник тектонических сил — тангенциальные сжимаю-
щие усилия со стороны складчатого Урала, передающиеся в Со-
ликамскую впадину через систему надвигов.
3. Надвиговые деформации проявляются в соляной толще в
виде высокоамплитудиых флексурных складок и мягких разры-
вов. В жестких породах возникают зоны дробления с зеркалами
скольжения. На границе жестких и пластичных пород образуют-
ся пластовые надвиги (срывы).
Эта концепция утверждает отсутствие различных структур-
ных этажей, линейность структур и, тем самым, возможность
прогнозирования опасных зон в ВЗТ, имея данные по горным
выработкам и структурным скважинам.
1.1.2. Стратиграфия и литология
В геологическом строении Соликамской впадины участвуют по-
роды протерозоя (вендский комплекс), верхнего палеозоя и чет-
вертичной системы. Из разреза палеозойских отложений выпа-
дают породы кембрия, ордовика, силура, нижнего девона, неко-
торых горизонтов живетского и эйфельского ярусов девона, а
6
также визейского и намюрского ярусов карбона. Это обусловле-
но, очевидно, перерывами в осадконакоплении, а также размы-
вом отложений в визейское и намюрское время. Галогенная фор-
мация впадины включает отложения от почвы филипповского го-
ризонта кунгурского яруса до кровли соляио-мергельной толщи
уфимского яруса. Отложения, непосредственно подстилающие га-
логенную формацию, представлены саргииским горизонтом верх-
иеартинского подъяруса перми (Pia). В нижней половине гори-
зонта преобладают породы карбонатного состава: известняки,
доломиты и их глинистые разности, а в верхней — мергели, до-
ломитовые и кремнистые мергели, глины, алевролиты, песчаники
с обломками филлитов (дивья свита). Мощность горизонта —
70—75 м.
Кунгурский ярус (Pik) подразделяют на два горизонта
(подъяруса).
Филипповский горизонт (Pikif) в пределах Соликамской впа-
дины представлен четырьмя типами разреза — карбонатным,
карбонатио-сульфатным, карбоиатно-сульфатио-глииистым и
конгломерато-песчаниковым, которые распространены в виде
полос меридионального простирания, сменяющих друг друга с
запада на восток. Мощность горизонта 60—110 м.
Иреньский горизонт (Pik2ir) подразделяется за пределами
Соликамской впадины на 7 пачек: ледянопещерскую, иеволин-
скую, шалашииискую, елкиискую, демидковскую, тюйскую и лу-
нежскую. Верхняя лунежская пачка является фациальным ана-
логом Березниковской свиты В’ерхнекамского месторождения,
вмещающей соляную толщу.
Соляная толща подразделяется, в свою очередь, на подсти-
лающую соль, сильвииитовую и сильвинито-карналлитовую зоны,
покровную соль (рис. 1.2).
Подстилающая каменная соль (P\k2ir'2) в нижней части
представлена переслаиванием разиозериистой серой соли с пла-
стами ангидрита и глинисто-мергелистой породы. В средней ча-
сти соль более однородна, с прослоями мергелей и глии мощ-
ностью до одного метра. В верхней части подстилающей соли
залегает хорошо выдержанный глинисто-доломито-аигидритовый
прослой мощностью 1,5 м (маркирующий горизонт). Суммарная
мощность подстилающей соли составляет в среднем 300 м.
Сильвинитовая зона (P\k2ir22) представлена переслаиванием
каменной соли с пластами красных и полосчатых сильвинитов:
снизу вверх Красный-Ш, Красиый-П, Красиый-I и пласт А.
Мощность пласта Красный-Ш составляет в среднем 6,5 м.
Он состоит из трех слоев красного сильвинита Ша, Шб, П1в,
разделенных виутрипластовой солью Красиый-Ша~б, Крас-
иый-Шб-в.
Выше залегает пласт Красный-П, являющийся основным про-
мышленным пластом на рудниках Верхиекамского месторожде-
ния. Средняя мощность его составляет 5,5 м. В 1932 г.
Н. С. Гольдберг-Захарова расчленила его на семь слоев, из ко-
7
шноопЛг пт oohncbodsmoOio Индекс пласта Литология Средняя мощность горизонта, пласта,Панкин
|i« Л/ —Т—3f— 22,0
к 1,10/0,15
И-К + + + +-+ + + + 6,10
И
3~И 2,25 |
3
ою-з + + + 3,25
ж 0,80/0,70
+ + 4,20
£ 7,90/8,10
+ * + +
Д-6 + + + 5,95 .
8,10/2,75
Д
Рис. 1.2. Стратиграфический разрез
Иренской соляной толщи Верхнекам-
ского месторождения (по А. А. Ива-
нову):
/ — каменная соль; 2 — карналлит; 3 —
пестрый сильвинит; 4 — полосчатый силь-
винит; 5 — красный сильвинит; 6 — соле-
носная глинисто-ангидрито-карбоиатная
маркирующая пачка (мощности пластов
прн карналлитовом составе приведены в
числителе, при сильвинитовом — в знаме-
нателе)
I
limimssMil
<з
Г-Д
2,90
IILDWT'
•Л
7,70/2,60
2,20
560/2,80
&
6.10
si
•i
A-KpH
KpJ
KpJ-KpB
Б-В
w
25,0
2.0
260,0
J?
"gjj
1,68
ZOOM
1,40 .
2,00
1,15
1,45
I
1,35
60
, марки-
ровочная
почка j
торых нечетные слои {1,3, 5 и 7) представлены богатым сильви-
нитом, а четные слои (2, 4, 6) — бедным. В кровле пласта Крас-
ный-И залегает серия глинисто-ангидритовых прослоев мощно-
стью до 5—7 см, которые осложняют условия отработки пласта,
вызывая обрушения «коржей» и ухудшая качество руды. Пласт
8
Красный-I ввиду его малой мощности (в среднем 1,3 м) являет-
ся нерабочим. Выше залетает полосчатый пласт А, который
сложен прослоями красного, розового, белого сильвина, чере-
дующимися с прослойками серого и голубого галита. В почве
пласта А залегает прослой — спутник А мощностью 0,2 м. Пласт
.4 завершает разрез сильвинитовой зоны, мощность которой в
среднем составляет 20 м.
Сильвин-карналлитовая зона (/’i&2tr23) состоит из девяти
пластов калийно-магниевых солей, которые снизу вверх обозна-
чены буквами русского алфавита от Б до К- Нижний пласт силь-
вин-карналлитового состава Б залегает непосредственно на по-
лосчатом пласте А, составляя с последним единый промышлен-
ный пласт АБ, мощностью в среднем 3,5 м и с содержанием
хлористого калия до 45 %. В карналлитовой зоне рабочим явля-
ется также пласт В, мощность которого при карналлитовом со-
ставе достигает 15 м. Остальные пласты являются некондицион-
ными ввиду малой мощности водозащитной толщи (ВЗТ). Мощ-
ность сильвин-карналлитовой зоны равна 60 м. Все пласты ка-
лийно-магниевых и калийных солей отделяются друг от друга
межпластовой каменной солью мощностью 1,5—6 м. При общем
пологом залегании пласты в различной степени смяты в складки
с амплитудой до 25—30 м.
Покровная каменная соль (P]&2ir24) залегает непосредствен-
но на кровле пласта К сильвинито-карналлитовой зоны. Сло-
жена эта толща желтовато-розово-серой, мутно-белой каменной
солью с тончайшими глинисто-ангидритовыми прослойками.
Мощность покровной соли 18—22 м. Выше залегает соляно-мер-
гельная толща, относимая к уфимскому ярусу верхней перми.
Соляно-мергельная толща (P2«i) разделена на нижнюю со-
леносную (CMTi) и верхнюю глинисто-мергельную подтолщу
(СМТ2). Некоторые исследователи относят СМТ] к кунгурскому
ярусу В СМТ] выделяется девять ритмопачек по числу со-
ляных прослоев. Обычно верхние пачки представлены только
несоляными половинами ритмов, а на поднятиях остается не бо-
лее двух ритмопачек. В любом случае кровля водозащитной
толщи проводится по верхнему соляному прослою, ниже кото-
рого отложения практически безводны. СМТ2 представлена
глинисто-мергельными породами с прослоями и желваками гип-
сов. Общая мощность СМТ составляет в среднем ПО м.
Терригенно-карбонатная толща (Р2н2) связана постепенным
переходом с залегающей ниже СМТ. Она представлена извест-
няками, доломитами, песчаниками, алевролитами местами тре-
щиноватыми, окварцованными.
Мощность терригенно-карбонатной толщи составляет в сред-
нем 100—150 м.
Пестроцветная толща (P2U2S) залегает на породах терриген-
но-карбонатной толщи и представлена красноватыми и зелено-
вато-серыми терригенными отложениями шешминского горизон-
та уфимского яруса. Отложения развиты не повсеместно; в рай-
9
Рис. 1.3. Схематический геологический разрез южной части Соликамской
1— четвертичные отложения; 2— неогеновые отложения пра-Камы; 3 — пестроцветная
толща и покровная каменная соль; 7 — горизонты каменных солей; 8 — подстилающая
пачка; И — «гипсовая шляпа»; 12 — глннисто-доломито-ангндритовая соленосная толща;
15 — отложения саргинского горизонта; 16 — песчано-конгломератовая фация саргинскнх
онах к северу от г. Соликамска и на участках положительных
структур они подверглись эрозии. Ряд скважин на Дуринском
прогибе вскрыл толщу пестроцветов мощностью более 500 м.
В среднем по месторождению мощность пестроцветной толщи
150—200 м.
Шешминский горизонт завершает разрез пермских отложе-
ний. С большим стратиграфическим разрывом на локальных
участках месторождения установлены породы мезозоя и кайно-
зоя. Спорово-пыльцевой анализ указывает на меловой возраст
некоторых пород Дуринского прогиба. Палеогеновые и неогено-
вые отложения распространены в долине р. Кама.
Четвертичные отложения (Q) развиты на всей площади Верх-
некамского месторождения и представлены глинами, суглинка-
ми, супесями, песками и галечниками, в долинах рек встречает-
ся торф. Мощность четвертичных отложений колеблется от 0,7
до 28 м, в среднем составляя 10 м.
1.1.3. Тектоника
Верхнекамское месторождение расположено на стыке двух
структурных элементов земной коры: Русской платформы и
Уральской складчатой системы. Эти структуры обусловили воз-
никновение и тектоническое развитие Соликамской впадины. По
данным геофизики поверхность кристаллического фундамента
залегает в этом районе на глубине 4—6 км, моноклинально по-
гружаясь на восток под передовые складки Урала. В фундамен-
те выявлена сеть глубинных разломов с длительной историей
развития. Осадочный чехол представлен в различной степени
дислоцированными терригенно-карбонатными породами венда и
верхнего палеозоя. На границе кунгурских отложений выявлена
резкая дисгармоничная складчатость, имеющая, вероятно, на-
двиговую природу. Южнее Соликамской впадины выявлен Чу-
совской тектонический покров, представляющий собой рифей-
ский аллохтон на известняках пермского возраста. Аналогичной
10
ШШО ю КЛ 11EZ312 is * ЕЕЕ915 GZ31В EES п ЕЕ518
впадины:
толща; 4 — террнгенно-карбонатная толща; 5 — соляно-мергельная толща; 6 — переходная
каменная соль; 9—маркирующий горизонт; 10 —- ннжняя ангндрнто-соляная мергельная
13 — филипповский доломнто-аигидрнтовый горизонт; 14 — отложения артииского яруса;
отложений; 17 — сакмарскнй ярус; 18—поверхность надвнга
структурой на севере является Полюдов кряж с амплитудой го-
ризонтального перемещения около 15 км. Геологической съемкой
в долине р. Яйва также выявлены разрывные дислокации надви-
гового типа, которые являются отражением Всеволодо-Вильвен-
ского надвига (рис. 1.3). Таким образом, в обрамлении Соли-
камской впадины породы осадочного чехла испытывали активное
воздействие со стороны Урала. Идея покровного строения Ураль-
ской складчатой системы была высказана еще в 1927 г. Н. Фре-
дериксом, но до сих пор не нашла своего отражения в тектони-
ческих построениях по Верхнекамскому месторождению. Наибо-
лее близки к современной трактовке тектонического строения
были представления А. А. Иванова, который, признавая роль
региональных тектонических движений, не смог объяснить меха-
низм передачи напряжений в Соликамскую впадину. По мнению
В1. И. Копнина, возвышенности дна (соляные банки) служат
причиной образования положительных структур в соляной тол-
ще. С чем же тогда связать асимметрию этих структур? Если бы
она была вызвана перераспределением статических нагрузок на
соль, следовало бы ожидать разнонаправленную вергентность.
Однако все складки имеют более крутой западный и пологий
восточный склоны, что указывает на воздействие тангенциаль-
ных (горизонтальных) напряжений с востока на соляную толщу.
Соляная толща представляет собой линзообразное тело, за-
легающее среди терригенно-карбонатных пород. Подошвой соля-
ной залежи является поверхность с загнутыми кверху краями.
Наиболее высокие отметки зафиксированы в северной части ме-
сторождения у г. Чердынь. В южном направлении происходит
плавное погружение подошвы под углом, измеряемым долями
градуса. При длине в десятки километров на широте р. Яйва
общая амплитуда погружения составляет около 500 м. Далее
к югу отмечается плавное воздымание подошвы соляной залежи
под углом 10'—15' до района р. Косьвы. В широтном направле-
нии наблюдается асимметричность солевого ложа, при этом вос-
точное крыло впадины круче западного и достигает угла 1°30'—
11
Рис. 1.4. Структурный план Верхне-
камского месторождения:
а — контур калийной залежи; б — контур
структур; в — оси антиклинальных струк-
тур; г — оси синклинальных структур; д —
крупные структуры (I — Камско-Вишерский
вал; П — Камский прогиб; Ш — Соликам-
ское поднятие; IV — Тверитинскнй прогиб;
V — Харюшинская антиклиналь; VI — Осо-
кинский прогиб; VII — Мало-Сурмогская
антиклинальная структура); е— локальные
тектонические формы: 1 — Толычское; 2 —
Дубровское; 3 — Порошииское; 4 — Пыскор-
ское; 5 — Усольское; 6 — Белопашненское;
7 — Сыньвннское; 8 — Быстрннское подня-
тие; 9 — Нижне-Мощевскнй; 10 ~ Губдор-
ский прогибы; 11 — Клепнковское подня-
тие; 12 — Федюнькниский прогиб; 13 — Ка-
рельское поднятие; 14 — Алзасский прогиб;
15— Клестовское; 16 — Рудничное; 17 — По-
повское поднятие; 18 — Парасимская муль-
да; 19 — Чертежская синклиналь; 2(2—Шу-
бинская мульда: 21— Потымковское; 22 —
Харюшннское; 23 — Пащковское поднятие;
24 — Дурыманский прогиб; 25— Еловское;
26 — Романовское поднятие; 21 — Палашер-
ская мульда; 28 — Березииковское подня-
тие; 29 — Северо-Быгельская синклиналь;
3(2 — Боровицкий; 31 — Тарховский; 32 —
Ельинковский; 33 — Исток-Боровой; 34 —
Ковский; 35 — Дуринский прогибы
2°30'. Общая амплитуда погружения по широтному профилю со-
ляного ложа составляет 220 м. В целом о нижней поверхности
соляной толщи существуют весьма разрозненные сведения, исхо-
дя из чего на локальных участках следует ожидать дополни-
тельные усложнения тектонического строения.
Кровля соляной толщи отличается большим структурным
разнообразием, где проявляется чередование положительных и
отрицательных форм рельефа (рис. 1.4). Амплитуда смежных
поднятий и прогибов достигает 300 м. Эти структуры, как пра-
вило, имеют субмеридиональное простирание и осложнены
12
складчатостью различного порядка. Поднятия в разрезе имеют
крутые западные склоны, отмечается увеличение мощности пла-
стов в их сводах и уменьшение на крыльях. Своды наиболее вы-
соких поднятий срезаны подземной эрозией (Клестовское, По-
повское). Размеры поднятий в плане составляют 5—25 км по
длинной оси. Прогибы, разделяющие поднятия, характеризуются
широким разнообразием форм и размеров. Наиболее крупный
Камский прогиб достигает более 100 км в длину при ширине
10—12 км. Строение этих структур сложное: отмечаются пере-
углубленные участки, разделенные седловинообразными подня-
тиями.
Особое место в тектоническом строении Верхнекамского ме-
сторождения занимают структуры субширотного простирания —
Дуринский и Боровицкий прогибы. Первый вскрыт до подошвы
соляной залежи более чем двумя десятками скважин и доста-
точно хорошо изучен. Полученные в результате бурения данные
указывают на хорошую выдержанность подсолевых отложений,
залегающих почти горизонтально. Поверхность соляной толщи
резко расчленена с вертикальной амплитудой до 550 м. По
А_. А. Иванову происхождение Дуринской депрессии связано с
эрозией галогенных отложений водотоками с Уральской суши
в шешминское время, а тектоническим процессам отдана второ-
степенная роль. Аналогичный механизм усматривается в эрози-
онно-компенсационной модели Дуринского прогиба В. И. Коп-
нина. Существуют и другие представления о возникновении и
развитии этих прогибов. По В. И. Сапегину и В. И. Янину, за-
рождение этих структур произошло еще в период садки солей,
а в позднешешминское время в результате нагнетания солей
«произошли разрывные нарушения надсоляных толщ типа сбро-
сов». Наряду с этим в зонах тектонических контактов соляных
отложений с покрывающими породами северных опускавшихся
крыльев структур местами развивался соляной карст. Взгляды
всех названных исследователей на природу Дуринского прогиба
с течением времени испытали определенную эволюцию, однако
никем не была предпринята попытка объяснить эту проблему
с позиций новой глобальной тектоники (тектоники плит).
Результаты геологических исследований ВНИИГа за период
1986—1989 гг. явились теоретической базой для выделения в
юго-восточной части Верхнекамского месторождения Троицкого
надвига. Существование надвиговых деформаций предполагает
возникновение поперечных к ним сдвигов. С этих позиций
Н. М. Джиноридзе объясняет природу Дуринского прогиба,
имеющего покровное строение. Основная роль в образовании
этого тектонического прогиба принадлежала верхнемеловому се-
веродуринскому сдвигу, а южная граница обозначилась при пе-
ремещении южной части месторождения. При этом субмеридио-
кальные надвиги изменили свои простирания, переходя на от-
дельных участках в сдвиги.
13
Вопросам изучения внутрисоляной складчатости отводится
особая роль. Основная цель этих исследований — практическая.
Складчатость соляных пород влияет на выбор рациональных па-
раметров очистных горных работ, на устойчивость подземных
выработок. Анализ складчатости позволяет прогнозировать газо-
динамические явления, вести борьбу с потерями и разубожива-
нием калийных руд. Согласно исследованиям Б. М. Голубева*
тектоника калийной толщи выражена сложной системой асим-
метричных складок нескольких порядков:
I — мелкая внутрипластовая и слоевая складчатость, которую
в рудничной практике часто называют микроскладчатостью.
Высота отдельных микроскладок 1—10 см, длина достигает 5—
7 м, ширина — 1 м.
II — складки, охватывающие отдельные пласты и слои. Вы-
сота таких складок 0,5—2,0 м, длина—10—40 м, ширина 3—
15 м.
III — складки, охватывающие серию пластов (прослеживают-
ся по ряду горных выработок). Высота складок 3—12 м, длина
300—350 м, ширина 20—100 м.
Складки всех порядков распространены неравномерно, наи-
более интенсивная складчатость наблюдается в антиклинальных
складках высших порядков. Складки группируются в складча-
тые зоны, между которыми находятся области сравнительно спо-
койного залегания. Внутрипластовая и слоевая складчатость
дисгармоничны. Мощность отдельных прослоев возрастает от
крыльев к замкам антиклиналей, в плане простирание складок
близко к меридиональному (рис. 1.5). Большинство складок
имеет асимметричную форму с более крутым западным крылом
и пологим восточным. Эти особенности внутрисоляной складча-
тости указывают на воздействие Уральской складчатой системы
на отложения Соликамской впадины.
1.1.4. Гидрогеология
Вся надсолевая толща Верхнекамского месторождения насыще-
на водой, для которой верхний соляной пласт является водоупо-
ром (или кровлей водозащитной толщи).
Отдельные литолого-стратиграфические элементы подсолево-
го комплекса имеют различные гидрогеологические свойства, по-
этому выделяются воды четвертичных отложений, пестроцвет-
ной, терригенно-карбонатной и соляно-мергельной толщ, иногда
выделяется самостоятельно рассольный горизонт. Подземные
воды выявлены также ниже соляной залежи в глинисто-ангидри-
товой толще и ниже. По гидрохимическому типу воды различны
и отличаются по степени минерализации.
* Голубев Б. М. Строение соляной толщи Верхнекамского месторожде-
ния. Автореферат диссертации на соиск. уч. степ. канд. техн. иаук.— Пермь,
1972.
14
Рис. 1.5. Детальная структурная карта пласта АБ на руднике БКПРУ-2 ПО «Уралкалий» в районе 10-н восточной панели
(составил Ю. А. Плотников)
15
Воды четвертичных отложений приурочены к флювиогляци-
альным отложениям водоразделов и аллювию. Минерализация
составляет 0,5—30 г/л.
Воды третичных отложений развиты локально в отложениях
р. Камы и значительной роли не играют.
Воды пермских отложений распространены наиболее широ-
ко, они образуют отдельные, плохо сообщающиеся между собой
водоносные горизонты.
Воды пестроцветной толщи (ПЦ) пресные с преобладанием
гидрокарбоната кальция. Минерализация — 0,5—50 г/л, Кф =
— 0,14-1 м/сут.
Терригенно-карбонатиая толща (ТКТ) наиболее водоносна.
Коэффициент фильтрации достигает более 40 м/сут. По составу
воды гидрокарбонатно-кальциевые, сульфатно-кальциево-магние-
вые с минерализацией 0,5—2,5 г/л. В нижней части ТКТ коэф-
фициент фильтрации достигает 200 м/сут, а минерализация до
200 г/л.
Воды соляно-мергельной толщи (СМТ) в верхней части
имеют гидрокарбонатно-кальциевый состав с минерализацией
0,2—1 г/л, в нижней части — хлоридно-натриевые с минерализа-
цией 5—300 г/л. Водообильность значительно ниже, чем в ТКТ,
вследствие большого количества пластичных глинистых пород.
В кровле соляной залежи местами залегает рассольный гори-
зонт. Формирование этих рассолов происходит за счет вод, про-
никающих к соляной залежи и растворяющих ее. По составу
рассолы хлоридно-натриевые с небольшой примесью сернокис-
лого и двууглекислого кальция, хлористого магния, сероводоро-
да и брома. Минерализация составляет 320—340 г/л.
Воды глинисто-ангидритовой толщи залегают в подсолевых
отложениях. Воды напорные. Состав хлоридно-натриевый, мине-
рализация достигает 300 г/л.
1.1.5. Минералого-петрографическая
характеристика пород соляной толщи
Соляная толща Верхнекамского месторождения характеризует-
ся исключительным однообразием минералогического состава.
Главными породообразующими минералами являются галит,
сильвин и карналлит. В соляных глинах ничтожную примесь
минералов составляют ангидрит, карбонаты Са и Mg, кварц, пи-
рит, слюда и гидрослюда.
Галит слагает в основном подстилающую каменную соль,
толщу покровной соли, а также пласты и прослои в сильвинито-
вой и сильвин-карналлитовой зонах.
По структуре выделяют следующие разновидности галита:
скелетно-зональный (перистый) с величиной зерен 0,1—3 см;
кристаллически-зернистый, от мелко- до крупнозернистого.
По простиранию мелкозернистая соль часто переходит в бес-
цветную гигантозернистую (шпатовую) соль;
16
волокнистый, образующийся в трещинах несоляных пород
(глин, мергелей, ангидритов).
Цвет галита чаще всего светло-серый, серый, однако встре-
чаются прослои и включения розовато-желтых тонов, красных и
оранжевых. Особый интерес представляет синяя окраска галита,
переходящая в фиолетовую и коричневую. Цветной галит встре-
чается в парагенезисе с калийными материалами и является
вторичным образованием, сопровождающим процессы преобра-
зования солей.
Сильвин является основным минералом пластов продуктив-
ной зоны. В сильвинитовых прослоях зерна минералов распре-
делены неравномерно, образуя своеобразный для каждого пла-
ста текстурный рисунок.
Нижние пласты красных сильвинитов — Красный-Ill, Крас-
ный-11 и Красный-I сложены преимущественно мелким средне-
зернистым сильвином красного и розового цвета в сочетании с
серым галитом. Красные тона обусловлены примесью гидроокис-
лов железа (гетита).
Полосчатый сильвинит пласта А является переходным между
красными сильвинитами и пестрыми, сложен чередующимися
прослоями красного и розового сильвина и серого с голубым
галита. Прослои имеют мощность 3—5 см и отделены друг от
друга тонкими глинисто-ангидритовыми прослойками. Непосред-
ственно над пластом А залегает пестрый сильвинит пласта Б.
Сильвин из пестрых сильвинитов имеет, как правило, молоч-
но-белую окраску и значительный размер зерен, часто 2—3 см
в поперечнике. Контакты зерен имеют сургучно-красную кайму.
Общий цвет породы обусловлен хаотичным расположением крас-
ных и молочно-белых зерен сильвина, бесцветного, голубого или
серого галита.
Карналлит является основным минералом пород, слагающих
верхнюю часть продуктивной толщи: пластов В, Г, Д, Е, Ж, 3,
И, К (хотя нередко карналлит в результате выноса Mg перехо-
дит в пестрый сильвинит). Карналлит различается по своей
окраске от буро-красного, через лимонно-желтый до бесцвет-
ного. Окраска, очевидно, зависит от условий образования. Пер-
вичным считается красный и бурый карналлит, а лимонно-жел-
тый и бесцветный частично перекристаллизованы.
Величина зерен карналлита колеблется от 0,1 мм до 3 см.
Из прочих свойств карналлита выделяются его хрупкость и ги-
гроскопичность.
1.2. МЕХАНИЧЕСКИЕ СВОЙСТВА И ГАЗОНОСНОСТЬ ПОРОД
ВЕРХНЕКАМСКОГО МЕСТОРОЖДЕНИЯ
1.2.1. Механические свойства соляных пород*
Физико-механические свойства соляных пород отличаются боль-
шим разнообразием и в настоящее время изучены недостаточно.
* В составлении раздела принимали участие Н. В. Кузнецов и Ю. Н. Па-
дерин.
2 Зак. 157 17
Это обусловлено большим количеством параметров (более 20),
видов испытаний, влияющих факторов и другими причинами.
К физическим характеристикам относятся плотность, влаж-
ность, пористость, теплоемкость, электропроводность и др. Ме-
ханические характеристики можно разделить на две группы —
прочностные и деформационные. К прочностным показателям от-
носятся прочность при сжатии, растяжении, сдвиге, изгибе, пре-
дел длительной прочности, угол внутреннего трения, сцепление
и др. К деформационным характеристикам относятся критиче-
ская деформация, модуль упругости, модуль деформаций, коэф-
фициент Пуассона, коэффициент поперечной деформации и др.
Механические характеристики горных пород (в том числе и
соляных) не являются константами, а зависят от целого ряда
факторов, важнейшими из которых, помимо минералого-петро-
графического состава, являются: отношение высоты образца к
его диаметру /i/d; вид напряженного состояния; условия на кон-
тактах образца с опорными плитами пресса; абсолютные раз-
меры образца; скорость деформирования; время действия на-
грузки; методика проведения эксперимента.
Стандартизация методов определения механических характе-
ристик горных пород (на уровне ГОСТов) началась в нашей
стране сравнительно недавно. По состоянию на 1991 г. из всего
многообразия механических показателей ГОСТами регламенти-
ровано определение лишь пределов прочности при одноосном
сжатии, растяжении, срезе со сжатием и объемном сжатии.
ГОСТ «Породы горные. Методы определения деформационных
характеристик при одноосном сжатии» находится в стадии разра-
ботки. Отсутствуют ГОСТы на такие важнейшие (для солей)
показатели, как предел длительной прочности при сжатии и рас-
тяжении, трещиностойкость, реологические параметры, критиче-
ские растягивающие деформации.
Многолетний опыт УФ ВНИИГ в исследовании механических
характеристик соляных пород показал, что при отсутствии
ГОСТов могут с успехом применяться разработки ВНИМИ [12].
Прочность при одноосном сжатии (оСж) является наиболее
распространенным и изученным показателем прочности соляных
пород.
Величина оСж может сильно (в несколько раз) изменяться
в зависимости от высоты образца (это справедливо и для цели-
ков). Физическая природа этого явления достаточно проста: на-
личие сил трения на контактах образца с плитами пресса (или
на контактах целика с вмещающими породами) приводит к об-
разованию в приторцевых зонах так называемых конусов объем-
ного сжатия [12]. Чем ниже образец, тем большая его часть
находится в состоянии объемного сжатия и тем выше его проч-
ность. Для низких образцов с отношением высоты к его диаме-
тру h/d=0,25-1-0,30 прочность соляной природы может достигать
80 МПа (рис. 1.6). С увеличением высоты образца его прочность
понижается, приближаясь к пределу при h/d=2. Связь между
18
величинами осж и h/d для сильвинита и каменной соли описы-
вается эмпирической зависимостью
К = 0,65 + 0,70 (4-Y
где К = — безразмерный коэффициент, характеризующий
°сж
отношение прочности при сжатии образца с произвольным отно-
шением h/d к прочности стандартного образца при h/d—2.
На рис. 1.7 представлены результаты аппроксимации этой
зависимостью экспериментальных данных. Каждая точка пред-
ставляет собой усредненный результат испытаний не менее пяти
образцов соляных пород Верхнекамского месторождения. Коли-
чественная оценка погрешностей аппроксимации приведена в
табл. 1.1.
Объемное напряженное состояние может быть задано не
только фактором h/d, но и наложением на высокий (A/d=2) об-
разец бокового давления, создаваемого обычно жидким мине-
ральным маслом. Механическое поведение породы в этом случае
может быть описано так называемым паспортом прочности, ко-
торый представляет собой огибающую наибольших кругов Мора,
построенных при различных значениях бокового давления Ст2=оз-
По паспорту прочности могут быть определены прочность при
одноосном сжатии оСж, растяжении оР, срезе т1р; сцепление С и
угол внутреннего трения р, а также прочность породы в задан-
ном Объемном напряженном состоянии. Из конкретного паспор-
та прочности (рис. 1.8) видно, что наложение бокового давления
2* 19
Рис. 1.7. Аппроксимация эксперимен-
тальных данных регрессионной зави-
симостью
Рис. 1.8. Паспорт прочности образ-
цов сильвинита пласта Красный-П
(слой 5) рудника БКПРУ-1
<У2 = сг3=10 МПа увеличивает прочность при сжатии до 80 МПа.
Контактные условия. Несущая способность целика существен-
но зависит от условий на его контактах с породами почвы и
кровли. Для количественной оценки этой зависимости в лабо-
ратории геомеханики УФ ВНИИГ моделировали различные
условия на контактах соляного цилиндрического образца с опор-
ными плитами испытательной машины (табл. 1.2). Влияние
контактных условий оценивали коэффициентом относительного
изменения прочности
0 = 0;/5сж,
где <Ji — средняя величина прочности на сжатие при заданных
Таблица 1.1
Результаты сопоставления на соляной породе известных расчетных формул,
определяющих кратковременную прочность на сжатие разновысоких образцов
Расчетная формула Максимальная погреш- ность, %
<//Л = 0,5ч-2
Рекомендация Международного бюро по механике —40 —.54
горных пород o.v = —0,89+0,22 (d/h) * 7+Zd/h ’ Рекомендация ВНИМИ К=0,754+ 0,496(d//i) 3 —22 —35
Коэффициент Церна K=№d/h + 17 — 16 -30
Рекомендация УФ ВНИИГ К—0,65+0,70(d//i) + 13 —11 ±15
Примечания: знак «—» — означает занижение расчетных результатов по срав-
нению с экспериментальными данными; знак «+> означает соответственно завышение
расчетных результатов; * формула получена линеаризацией исходной формулы и пре-
образованием ее для условий К—1 при hid**1!.
20
Примеча-
ние: высота t опор*
ных шайб, изготов-
ленных из каменной
соли, составляла
20 мм.
'Таблица 1.2 *
Тип
кои
такта
I
II
Описание
контактного
условия
Стаяьнаяпяита
пресса - образец
Образец11 катушка”
(естественное сце-
пление торцов об -
разца с опорной
шайбой)
III Гладкая поверх ность каменной сони-образец
N Гладкая поверх ность каменной соли - пластин - ная глина - образец
V Верхний контакт -типа IV Нижний контакт - типа II
. VI Гладкая иоверх ность каменном соли - уплотне иная глина- 'обазец
VII
Стальная пиита
пресса - парафин
-образец
Виа контактного условия
Характер разрушения
образцов
Рис. 1.9. Относительное изменение
прочности каменной соли 0 при раз-
личных контактных условиях на тор-
цах образца в зависимости от вели-
чины отношения hid-.
I, II, III... — тип контакта (табл. 1.2)
Рис. 1.10. Паспорта прочности соля-
ных пород:
1 — сильвинит; 2 — каменная соль; 3 —
сильвинит с выраженным глинистым про-
слоем в плоскости среза (в скобках у
каждой точки указано соответствующее ей
число образцов и коэффициент вариации);
а — угол среза
контактных условиях на торцах образца; оСж — средняя величи-
на прочности на сжатие при стандартных условиях: испытание
высокого hid—2 образца между стальными плитами пресса (кон-
такт типа I — табл. 1.2).
Приведенные данные (рис. 1.9) свидетельствуют, например,
о том, что наличие пластичной глины на торцах образца (кон-
такт типа IV) при hfd=\ уменьшает его прочность по сравне-
нию с «естественным» контактом (типа II) в 2,4 раза.
Наличие глины в образце изменяет параметры паспорта
прочности (рис. 1.10).
Масштабный эффект характеризует изменение прочности гео-
метрически подобных образцов в зависимости от их размеров.
Количественная оценка этого эффекта необходима для переноса
результатов лабораторных испытаний в натуру. Существуют
противоречивые мнения относительно проявлений масштабного
эффекта. Большинство исследователей отмечают, что с ростом ли-
нейных размеров образцов при сохранении их формы прочность
горных пород уменьшается.
Иначе ведут себя соляные породы, прочность образцов кото-
рых с ростом размеров, как правило, увеличивается (рис. 1.11).
Для солей Верхнекамского месторождения (кривая 4) при уве-
личении размеров образцов с 4X4x8 см до 16X16X32 см проч-
ность на сжатие возрастет на 23 %, но при дальнейшем увели-
чении размеров остается постоянной. Для гидрозакладочного
массива («в возрасте» 10 лет), представляющего собой искус-
ственный материал с прочностью при одноосном сжатии 3,5—
4,0 МПа, масштабный эффект не обнаружен (прямая 7).
22
Рис. 1.11. Зависимость прочности образ-
цов соляных пород при одноосном сжа-
тии (Осж) от размеров их основания
(В):
1 — каменная соль по данным Проскуряко-
ва Н. Н.; 2—3 — то же, по данным Стама-
тну Н.; 4 — сильвинвт по данным Титова Б. В.,
Шиикевича С. Р.; 5 —каменная соль по дан-
ным Кузнецова Г. Н.; 6 — карналлит по дан-
ным Шнрко Г. И.; 7 — гндрозакладочный мас-
сив по данным Шинкевнча С. Р.
Скорость деформирования является одним из основных фак-
торов, влияющих на механические характеристики соляных
пород при сжатии. В исследованном диапазоне скоростей
(рис. 1.12) установлено снижение прочности с уменьшением ско-
рости деформирования. Из рисунка видно, что с уменьшением
скорости деформирования увеличивается критическая (разру-
шающая) продольная деформация ei* и уменьшается модуль де-
формации D, определяемый как тангенс угла наклона нагрузоч-
ной кривой.
С понятием влияния скорости деформирования тесно связан
эффект снижения прочности породы во времени при действии
постоянной нагрузки (рис. 1.13), Кривая длительной прочности
асимптотически приближается к пределу длительной прочно-
сти (о,») — одному из важнейших показателей, характеризующих
влияние времени действия нагрузки на прочность породы. Пре-
дел длительной прочности Ооо — это максимальное напряжение,
которое не вызывает разрушения породы за бесконечно большой
промежуток времени при неизменных внешних условиях. Предел
длительной прочности при одноосном сжатии красного сильви-
нита составляет 0,3 оСж, неравномернозернистой каменной со-
ли 0,4 <Тсж.
Деформационные характеристики определяются из диаграм-
мы деформирования образца (рис. 1.14):
модуль упругости Е — отношение приращения напряжения к
соответствующему приращению упругой относительной продоль-
ной деформации
р Аа
Де1У”Р ’
модуль деформации D — отношение приращения напряжения
к соответствующему приращению полной относительной про-
дольной деформации
23
Рис. 1.12. Влияние скорости деформиро-
вания на диаграмму «а—ер сильвинита
при одноосном сжатии при скорости:
1 — 100 мм/мин; 2— I мм/мии; 3 — 0,01 мм/мии
Рис. 1.13. Типичная экспериментальная
кривая длительной прочности сильвини-
та при одноосном сжатии в режиме пол-
зучести (o=const) (пунктирной линией
показан предел длительной прочности)
Рис. 1.14. Диаграмма деформирования
образца сильвинита пласта Красный-I I
коэффициент Пуассона ц— отношение приращения упругой
относительной поперечной деформации к соответствующему при-
ращению упругой относительной продольной деформации
_ Де2уПр
Де1УпР ’
коэффициент поперечной деформации v — отношение прира-
щения полной относительной поперечной деформации к соответ-
ствующему приращению полной относительной продольной де-
формации
критическая деформация ei*, равная продольной деформации
при разрушающем напряжении (показана на рис. 1.12).
24
На величину деформационных характеристик соляных пород
оказывают влияние все те же факторы, что и на величину проч-
ности при сжатии (величина h/d, масштабный эффект, скорость
деформирования, контактные условия и др.). Дополнительным
фактором, влияющим на полученные результаты, является спо-
соб измерения продольных деформаций (между торцами образ-
ца или в его центральной части).
Конкретные величины прочностных и деформационных ха-
рактеристик существенно зависят от целого ряда факторов, ко-
торые нуждаются в дальнейшем изучении. Одним из важнейших
факторов является объективная изменчивость свойств соляных
пород, как по простиранию, так и по мощности пласта. Харак-
тер этой изменчивости иллюстрирует табл. 1.3, в которой все
значения прочности при одноосном сжатии асж и прочности при
растяжении аР скорректированы для стандартных форм и раз-
меров образца и стандартных условий испытаний. Таблица ха-
рактеризует именно объективную изменчивость прочностных ха-
рактеристик. Установлено, что в пределах одного слоя наблюда-
ется значительная изменчивость прочностных характеристик со-
ляных пород, что было отмечено при исследовании масштабного
эффекта, когда образцы различных размеров отбирали из од-
ного слоя пласта Красный-П в соответствии со схемой табл. 1.4.
Все вышеперечисленные факторы, а также многие другие
были учтены при составлении действующих геомеханических
расчетных методик (см. разд. 8.4 и 8.5 настоящей работы).
Усредненные значения прочности при сжатии (кратковременной
Осж и длительной ои), а также угла внутреннего трения р, реко-
мендуемые для расчетов, приведены в табл. 1.5 [20].
1.2.2. Газоносность соляных пород
Разработка калийных пластов на Верхнекамских калийных руд-
никах сопровождается выделением газа. Газовыделения проис-
ходят в виде суфляров при бурении шпуров или скважин, а так-
же в виде обычных газовыделений при различных горных рабо-
тах, дроблении или разрушении соляных пород. Особенно ин-
тенсивные газовыделения происходят при выбросах и обруше-
ниях. Газы в солевых породах находятся в двух формах:
свободные — это газы, заполняющие всякого рода трещины и
пустоты;
микровключенные — заключенные в кристаллической решет-
ке солей (внутрикристаллические газы) и в межкристаллическом
пространстве.
Свободные газы выделяются при механическом разрушении
породы, а также по трещинам со свежеобнаженных поверхно-
стей и подразделяются на внутрипластовые и приконтактные.
Внутрипластовые газы делятся на поровые, находящиеся в
порах и микротрещинах, и гнездовые скопления газов.
25
Таблица 1.3
Сводные данные прочностных параметров соляных пород продуктивной
Пласт БКРУ-1 БКРУ-2 БКРУ-3
0СЖ °р °р °сж
В—Г 17,5 1,0 — — —
слой 6 — 0,5 ••в — — —
слой 5 10,1 — —'* — — —
слой 4 10,7 — — — —
Б—В — — •в 1,3 — —
Б 20,7 1,3 16,7—25,4 — — —
А 17,6 1,5 16,3-23,7 — 19,9 1,2
Красный-1 21,1—24,9 1,2 — — — —
корж 4 18,3—21,5 1,3 — — — —
корж 3 корж 2 16,5—22,5 1,4 — — — —
Красный-1 — Красный-П 21,6—22,7 1,6 — — — —
слой 1 26,2 1,3 19,5 1,3 15,5—22,7 1,4—1,8
слой 2 21„3 1,8 23,0 1,6 26,5 1,1
слой 3 — — 24,9-26,5 1,2—1,6 9,4—23,1 1,0-1,1
слой 4 Красный-П 18,1 1,4 22,9 1,3 —' 1,0
слой 5 21,7—27,0 1,1г—1,5 16,8—29,9 0,8—1,2 15,8 1,о
слой 6 18,2 1,6 26,2 1,7 17,0 1,2
слой 7 16,8-26,4 1,2-1,3 18,3—22,8 1,0-1,2 — —
Красный II — Красный III — 0,4-1,7 — — 22,4-23,2 1,4
Красный III® — — 27,4 — — —
Подстилающая каменная соль — — — 16,7 1,3
Условные обозначения: * данные Г. И. Шнрко;--------нет данных.
26
толщи Верхнекамского месторождения, МПа
БКЗ-4 скру-1 СКРУ-2 СКРУ-3
°C Ж °р °C ж аР °сж ур °C ж °р
— — 28,5 1,8 — — —
21,2—25,0 1,0и—1.3 19,0* — — 26,5—27,3 1,5
16,2—21,0 1,1—1,2 16,2—21,0* — — — 22„4—26,4 1,4
118,4—20,7 1,5 26,9* — 23,9 1,2 —
— — — — 19,1—22,6 1,3—1,5 —
— — 27,5 — 26,6—27,1 1,4 — —
—- — — — 26,3 1,5 — —
— — 21,8 1,4 — 9,9 19,7—21,9 1,4
— — — — 18,0 1,3 — —
— — 23,3—24,0 1,3 — —
— — 21,1-36,7* — — — —
27
Таблица 1.4
Распределение значений прочности при одноосном сжатии
в пределах опробованной части пласта Красный-II
(слой 7, рудник БКПРУ-1)
Таблица 1.5
Усредненные значения прочностных характеристик соляных пород
Верхнекамского месторождения
Породы При >0 при f-»-oo
°СЖ’ МПа р, градус °ОО’ МПа Роо- градус
Каменная соль 21,5 32 3,5 21
Сильвинит пластов Красный-Ш, 23,0 35 7,0 20
Краснын-П, Красный-1 Сильвинит пластов АБ и В 19,0 27 5,5 15
Карналлит 11,5 34 1,0 И
Примечание. Данные значения характеристик следует принимать в тех слу-
чаях, когда нет достаточно достоверных данных для конкретного участка шахтного
поля.
Количество поровых газов зависит от трещиноватости поро-
ды. Наибольшую трещиноватость имеет карналлит, значительно
меньшую — сильвиниты. Наличие поровых газов в основном
определяет газонасыщенность калийных солей. Гнездовые (суф-
лярные газы)—это газы, заполняющие пустоты и трещины во
внутренних частях пласта. Заполняющий их газ сильно сжат.
28
Обнаруживаются гнездовые газы при бурении шпуров и сква-
жин и встречаются во всех разрабатываемых пластах. Наиболь-
шее их количество находится в карналлите.
Приконтактные (коржевые) газы близки по типу к гнездо-
вым, но отличаются тем, что приурочены к контактам пластов и
по величине скопления близки к скоплениям гнездовых газов.
Чаще они обнаруживаются при разработке карналлитового пла-
ста В и реже — сильвинитовых АБ и Красный-П.
При ведении подземных горных работ газ может выделяться
с обнаженной поверхности массива (стенок, кровли и почвы вы-
работок) из крупных трещин и пустот, из шпуров, а также из
отбитой горной массы, находящейся в выработке. В этом случае
будет выделяться в основном свободный газ, содержащийся в
соединяющихся между собой породах и трещинах. Объем такого
газа определяется эффективной пористостью и давлением газа.
Из разрушенной соли может выделяться как свободный, так и
микровключенный газ.
Микровключенные газы захвачены солью в момент ее кри-
сталлизации и при ведении горных работ почти не выделяются
в атмосферу горных выработок. Для выделения микровключен-
ных газов нужно произвести разрушение кристаллов, что дости-
гается, например, путем растворения соли в воде. В составе ми-
кровключенных газов калийных солей преобладает азот, в зна-
чительно меньшем количестве присутствуют метан и водород.
По составу свободные газы представлены в основном тремя
компонентами: водородом, метаном и азотом. В небольших ко-
личествах присутствуют углекислый газ, следы тяжелых угле-
водородов, сероводорода, тяжелые и легкие благородные газы.
Газоносность промышленных сильвинитовых и карналлито-
вых пластов приведена в табл. 1.6.
Газоносность калийных пластов и газообильность горных вы-
работок в большей мере зависят от коллекторских свойств по-
род: объема и распределения пор и трещин; способности тонких
пор сорбировать газ; формы пор и трещин и характера связи
между ними. Все вместе они определяют скорость диффузии и
фильтрации в породах и трещинах, а также проницаемость ка-
лийных пластов.
Слоистая структура калийных солей, которые имеют незна-
чительный коэффициент проницаемости (особенно вкрест напла-
стования), и прослоев глины, на контакте с которыми могут об-
разовываться микрорасслоения с коэффициентом проницаемости
порядка нескольких десятков и сотен миллидарси, а также стро-
гая ориентация этих прослоев создают условия для направлен-
ной фильтрации свободного газа. Поскольку структура сильви-
нитовых пластов является неравномерной и включает пустоты
выщелачивания, геологические нарушения и прочие факторы, их
направленная фильтрация при соответствующих горнотехниче-
ских условиях может создать выбросоопасную ситуацию.
29
“Таблица 1.6
Количество и состав газов (в объемных процентах)
Рудник Порода, пласт Количество, м»/м* микровклю- ченные Состав микровключенные газов, -— , свободные 7»
н2 сн2 о2 со2 n2 H2S
свободные
БКПРУ-1 Карналлит В 32,6 7,0 22,0 38,0
0,13—2,5 19,4—7,8 31,0—45,0 — 0,33—0,6 37,7—57,5 —
Сильвинит, В — 4,6 0,61—1,9 — 14,5 78,5 —
— 0,0 28,0-33,0 — — 45,4 —
Сильвинит, В 0,07—Ю,16 1,1—3,04 1,2 — 3,2—12,7 83,4—87,0 —
— 0,0 33,0 — 0,5—10,0 42,0—45„4 —
Сильвинит, А 0,2-0,08 0,22— 7,37 2,1—0,7 23—29 0,5—5,5 30—89 0,08
— 0,0-0,55 43,1—49,0 — 0,75—4,04 45,8—24,4 —
Сильвинит, 0,031—0,24 0,9—9,6 0,85—76,0 22—25 2,3—4,8 52-85.6 —
Красный-П 0,05—0,9 0,64—9,6 44—5,3 — 0,46—7,1 40—55,0 —
Каменная соль 0,14-0,2 2,9—6,7 7,0—13,0 24—28 0,7—2,4 52—66,4 0,2—1,5
— — — — — — —
Сильвинит, А Б 0,18—Ю„2 — — — — — —
0,045—1,45 1,18—2,32 47,15—54,5 — 0,34—0,46 34,7—43,7 —
БКПРУ-2 Сильвинит, А Б 0,02—0,24 9,17 9,73 — 5,65 83,4 —
— 1,0 48,4 — — 44,4 —•
Сильвинит, Красный-П 0,02—0,46 22,9 5,34 5,96 65,8
— 0,63 20,5 — — 66,4 —
БКЗ-4 Сильвинит, АБ — — — — — — —
0,013 0,5 — — 0,,1 — 0,0003—0,0016
СКПРУ-1 Карналлит, В 0,06 25,5 9,9 — 10,6 54,1 —
0,3—2,5 1.91,0—54,0 1,1,5г—36,0 — 0,34—1,7 47,5—53,5 —
Сильвинит, В 3,0 5,4 — 7,0 26,0—86,7 —
— 4,4 37,2 — — 51.2 —
Сильвинит, Б 0,1—0,158 1,7—14,09 2,6—4,4 — 7,5-15,0 68,0—85.3 —
0,08—1,48 4,4 37,0 — 0.1 51,2 —
Сильвинит, А 0,08—0,12 3,0-12,8 3,3—9,3 — 3,3—8,5 82,6 —
0,01—1,5 7,4 50,8 — 0,3 51,1 —
Сильвинит, Красиый-П 0,06—0,07 0,0—8,6 1,8—3.3 — 0,1—8,0 55,8—82,0 —
0,06—0,6 0,7—8,4 5,5—46,6 — 0,5—3,9 40,4—81,2 —
Молочно-белый СИЛЬВИИ — 0,8 0,4 — 3,4—3,9 91,2 —
— — — — — — —
СКПРУ-2 Сильвинит, АБ — — — — — —
0,002—0,16 0,56 0,54 — 0,1 — 0,001—0,350
Сильвинит, Красный-П — — — — — —
— 1,34 22,3 — 0,56 63,2 —
Сильвинит, В —» — — — — —
0,002—0,16 0,35 — — — 0,0003—0,002
По стратиграфическому разрезу продуктивной толщи отме-
чается изменение характера распределения свободных газов.
Наблюдается снижение водорода и увеличение тяжелых углево-
дородов сверху вниз от карналлитового пласта В к сильвинито-
вому Красный-П. Газы карналлитового пласта В в пределах
Соликамских рудников богаче водородом (для Соликамских
среднее содержание водорода в составе природных газов состав-
ляет 38 %, для Березниковских — 22%), а в пределах Березни-
ковских рудников — метаном (для Соликамских среднее содер-
жание СН4— 21 %, для Березниковских — 40 %).
Содержание водорода и метана в сильвинитовых пластах Со-
ликамских рудников выше Березниковских (среднее содержа-
ние для Соликамских рудников Н2 — 5 %, СН4— 49%; Берез-
никовских Н2— 1,3 %, СН4— 39 %).
По данным предварительных исследований газообильность
пласта АБ по сероводороду на БК.3-4 составляет в среднем
0,00133 м3/м3, пластов В и АБ на руднике СКПРУ-2 — от 0,002 до
0,00766 м3/м3 (без учета остаточной газоносности в отбитой
РУДе).
I нездовые скопления газов встречаются во всех калийных
пластах, однако наибольшее их количество — в карналлите,
меньшее — в сильвинитовом пласте АБ и совсем незначитель-
ное— в сильвинитовом пласте Красный-П.
Отмечено, что значительные по объему скопления свободных
газов встречаются в антиклинальных складках пластов и в зо-
нах разломов и дроблений пластов.
Значительные газовые скопления приурочены к глинистому
прослойку, расположенному на контакте шестого слоя карнал-
литового пласта В и почвы пласта ВГ (приконтактные или кор-
жевые). Подобные газовые скопления в глинистых прослойках
имеются также и в сильвинитовых пластах АБ и Красный-П.
Отмечено, что наибольшее число выбросов соли и газа на руд-
нике СКПРУ-1 приурочено к местам повышенной мощности 6-го
слоя пласта В.
Проявления выбросов соли и газа связаны с наличием в мас-
сиве выбросоопасных зон, характеризуемых интенсивной микро-
трещиповатостью и значительной газонасыщенностью. При
вскрытии таких зон происходит медленное истечение газов из
массива или выброс породы и газа. Отмечено, что соль, в зна-
чительной степени насыщенная газами, при нажатии или раз-
мельчении издает характерный треск. При выбросе происходит
выделение газа из отдельных полостей, микротрещин и пор, а
также микровключенного газа из разрушенной породы.
1.3. ОБЩИЕ СВЕДЕНИЯ О КАЛИЙНЫХ РУДНИКАХ
1.3.1. Вскрытие шахтных полей
Размеры шахтных полей на Верхнекамском месторождении ка-
лийных солей определяются в основном условными границами
32
(так называемые технические границы). Формы шахтных полей
близки к прямоугольным, а их размеры в длину и ширину на-
ходятся в пределах от 6,2 до 11,5 км (см. рис. 1.1).
Производственная мощность действующих рудников по силь-
винитовой руде равна 3,6—8,2 млн т руды/год. Мощности вновь
строящихся рудников постоянно увеличиваются, а с вводом в
строй действующих Четвертого Березниковского калийного за-
вода (БКЗ-4) будет достигнут рубеж 14 млн т.
Рудник. . . БКПРУ-1 БКПРУ-2 СКПРУ-1 СКПРУ-2 СКПРУ-3* БКЗ-4*
Производствен-
ная мощность,
млн т/год . . 7.2 8,0 3,6 7,0 12,4 14,1
Шахтное поле рудника БКПРУ-1, приуроченное к западному
крылу и сводовой части Березниковского куполовидного подня-
тия (средняя часть Верхнекамского месторождения), вытянуто
в меридиональном направлении на 11,5 км, а в широтном на-
правлении— на 7,5 км. Калийные пласты, залегающие на глу-
бине 280 м, вскрыты тремя центрально расположенными ство-
лами и одним фланговым.
Стволы № 1, 2, 3 несколько смещены на северо-запад относи-
тельно центра шахтного поля и находятся на одной промышлен-
ной площадке. Ствол № 4 расположен на южном фланге шахт-
ного поля.
Вскрытие запасов пласта Красный-П восточной части шахт-
ного поля осуществляется гезенками и полевыми выработками,
расположенными в подстилающей каменной соли на расстоянии
до 80 м от промышленных пластов.
Вскрытие запасов пласта Красный-П западной части шахт-
ного поля производится выработками, пройденными по пласту
(рудная подготовка).
Шахтное поле рудника БКПРУ-2, приуроченное к мульдооб-
разной впадине северной части Дурыманской брахисинклинали
(южная часть Верхнекамского месторождения), простирается на
7,95 км в меридиональном направлении и на 7,7 км в широтном.
Рудник ведет добычу сильвинита на пластах АБ и Красный-П.
Шахтное поле рудника вскрыто тремя центрально располо-
женными стволами. Вскрытие запасов сильвинитовых пластов
осуществляется при полевой подготовке.
Шахтное поле рудника БКЗ-4 в значительной части располо-
жено в пределах сочленения четырех крупных тектонических
структур. На севере и юге соответственно располагаются Дурин-
ский и Дурыманский прогибы, а на юго-западе и востоке — Бе-
резниковское поднятие и Легчимский выступ. Максимальные
размеры горного отвода: в широтном направлении порядка
17 км, а в меридиональном— 12 км.
Шахтное поле рудника СКПРУ-1, приуроченное к сводовой
части Соликамской брахиантиклинали (центральная часть Соли-
* После ввода в действие и освоения проектной мощности.
3 Зак. 157 33
Таблица 1.7
Характеристика шахтных стволов калийных рудников Верхнекамского месторождения
Рудник Шахтный ствол Глубина ствола, м Диаметр ствола в свету, м Интервалы распределения видов крепи шахтных стволов по глубине, м Число кейль- кранцев Материал армировки
чугунные тюбинги бетон кирпич
БКПРУ-1 1 328 5 9,8—180,7 0—9,8 180,7—328 3 Дерево
2 327,5 5 8,4—176,1 0-8,4 176,1—327,5 3
3 385.6 5 14,8—168,3 0—14,8 293„6—385,6 168,3—293,6 1 Металл
4 284 7 17,9—200,4 0—17,9 200,4—284 — 5 Дерево
БК.ПРУ-2 1 472„8 7 12—341,1 0—12 341,1—472,8 — 4 Металл
2 474,2 7 12—349,3 0—12 349,3-474,2 — 4 Я
БКЗ-4 3 1 2 401,2 444 444 7 7 7 19—351,7 13,25—304,35 437—444 14,65—305,35 0-19 351,7—401,2 0—13,25 304,35—437 0—14,65 — 4 3 м м
3 4 428 498,3 7 7 441—444 18—300,5 425— 428 18—400,8 305,35—441 0—18 300,5—425 0—18 400,8—498,3 — 3 3 4 Я >1 >•>
СКПРУ-1 1 2 2-бис 307 289 295,6 5 5 7 3,2—134,4 12,8—266,1 Реконструкция 0—3,2 250—289 0—12,8 266,1—395,9 134,4—250 2 4 3 >> Дерево Металл
СКПРУ-2 3 4 354,7 352,7 7 7 3—166,6 0,6-164,6 0—3 166,6—354,7 0-0,6 164,6—352,7 — 4 5 Я я
СКПРУ-3 1 2 3 472,5 391 384,48 7 7 7 16,3—301,8 408—472,5 15—295,68 386,5—391 15,14—275,3 38-0—384,5 0—16,3 301,8—468 0—15 295,68—386,5 275,3—380 — 3 3 2 я я я
камского участка, расположенного в центральной части Верхне-
камского месторождения), простирается на 6,5 км в меридио-
нальном направлении и на 6,2 км в широтном. Рудник ведет до-
бычу сильвинита на пластах АБ, В и Красный-П и добычу кар-
наллита на пласте В.
Шахтное поле рудника вскрыто двумя центрально располо-
женными и одним фланговым стволами. Вскрытие запасов про-
мышленных запасов осуществляется посредством полевой подго-
товки.
Шахтиое поле рудника СКПРУ-2, приуроченное к южной ча-
сти Соликамской брахиантиклинали (южная часть Соликамско-
го участка), имеет размер 6,1X7,2 км. Рудник ведет добычу
сильвинитовой руды на пластах АБ, В и Красный-П.
Шахтное поле вскрыто двумя центрально расположенными
стволами. Вскрытие запасов промышленных пластов осуществля-
ется посредством полевых выработок двух рабочих горизонтов
с отм. —143 м и —220 м.
Шахтное поле рудника СКПРУ-3 расположено в пределах
Тверитинской мульды. Мульда имеет пологую, почти правиль-
ную чашеобразную форму, которая образована в результате
кольцеобразного замыкания трех крупных положительных текто-
нических структур. На северо-востоке от мульды расположено
Харюшинское поднятие; на юго-востоке — Машковское; на юго-
западе, западе и северо-западе соответственно — Поповский,
Рудничный и Клестовский купола Соликамского поднятия.
Площадь горного отвода имеет следующие размеры: в ши-
ротном направлении около 8,5 км, а в меридиональном — 8 км.
Шахтные стволы на Верхнекамских рудниках, пересекающие
обводненные горизонты, пройдены специальными методами. Из
18 стволов действующих рудников 17 пройдены способом замо-
раживания. Способ замораживания определяет целесообразность
группового расположения стволов. Только в отдельных случаях
по мере развития горных работ, наращивания производственных
мощностей и решения вопросов вентиляции осуществлена про-
ходка дополнительных стволов на флангах шахтных полей
(ствол № 4 БКПРУ-1 и № 2-бис СКПРУ-1).
Гидрогеологические условия месторождения, необходимость
обеспечения полной гидроизоляции подземных выработок от во-
доносных горизонтов определили тип крепи в водонасыщенных
породах (чугунные тюбинги). Защита горных выработок от про-
никновения вод по закрепному пространству стволов осуществ-
ляется с использованием кейлькранцев. Общая характеристика
шахтных стволов приведена в табл. 1.7.
Все стволы оборудованы скиповыми или клетевыми подъем-
ными установками. Скиповые подъемы служат для подъема
руды, а клетевые — для спуска-подъема людей и материалов.
Высокая стоимость проходки, крепления и поддержания в рабо-
чем состоянии шахтных стволов обусловливает высокий коэффи-
циент использования стволов. Все стволы кроме вентиляцион-
36
ных имеют технологическое назначение. Характеристики подъ-
емных и вентиляционных установок приведены в табл. 1.8.
1.3.2. Способы подготовки шахтных полей
На Верхнекамском месторождении принят панельный способ
подготовки шахтных полей. Все большее распространение полу-
чает панельно-блоковый способ подготовки, когда панель делит-
ся на отдельные блоки. Ширина панели обычно 400 м. При па-
нельно-блоковом способе подготовки ширина панели может быть
значительно больших размеров (более 1300 м на БКЗ-4).
В зависимости от горно-геологических условий, порядка от-
работки шахтного поля, его размеров панельные подготовитель-
ные выработки могут проходиться как по подстилающей камен-
ной соли, так и по пластам. Блоковые подготовительные выра-
ботки, как правило, проходят по рабочим пластам.
Способ подготовки шахтного поля рудника БКПРУ-1—пре-
имущественно панельный; подготовка юго-западной части шахт-
ного поля — панельно-блоковая.
При панельной подготовке панели имеют ширину около
400 м. Панельные выемочные штреки проходят по середине па-
нели, а на ее границе — панельные вентиляционные штреки.
Ориентирование выработок широтное. В восточной и северо-
западной частях шахтного поля под выемочными панельными
штреками пройдены панельные откаточные штреки, расположе-
ние их соосное. Они служат для транспортирования руды и с
них по воздухоподающим гезенкам и скважинам свежий воздух
поступает на выемочные штреки и идет в действующие забои.
При панельно-блоковой подготовке юго-западной части шахт-
ного поля панели имеют ширину около 800 м, ориентирование
их широтное. Они делятся на блоки шириной до 500 м. По се-
редине блока проходят блоковые выемочные штреки, под кото-
рыми в подстилающей каменной соли располагаются конвейер-
ные штреки. Последние соединяются с откаточными штреками,
сориентированными в широтном направлении. На границах бло-
ка находятся блоковые вентиляционные штреки. Расположение
блоковых выработок меридиональное. Порядок отработки бло-
ков обратный.
Способ подготовки шахтного поля рудника БКПРУ-2 — па-
нельный. Шахтное поле разделено в широтном направлении на
панели шириной 400 м. Длина панелей от главных транспортных
выработок составляет в восточном направлении 3350 м, а в за-
падном— 4350 м. Применяется прямой и обратный порядок от-
работки панелей.
При обоих вариантах отработки в середине панели проходят .
конвейерный штрек и параллельно ему по обе его стороны два
транспортных штрека. При прямом порядке отработки панель-
ные вентиляционные штреки располагают на границах панели,
37
^Таблица 1.8
Краткая характеристика подъемных и вентиляционных установок шахтных стволов Верхнекамских рудников
Рудник Шахтный ствол Подъемные установки Вентиляционные установки
тнп подъема тнп подъемной машины грузоподъем- ность, т скорость подъема, м/с марка венти- лятора максимальная производи- тельность, м3/с
БКПРУ-1 1 Скиповой 2Ц-5Х2.3 11,0 8,3 — —
2Ц-4Х1,8 7,0 5,76 — —
2 1 2Ц-5Х2.3 10,0 8,4 — —
Клетевой ЦР-4ХЗ,4/0,6 — 7,25 — —
3 Скиповой *• 2Ц-5Х2.7 18,0 7,85 — —
Клетевой ЦР-4ХЗ,2/0,6 — 7,3 — —
4 м 2БМ-2500/1220-4 — 4,65 ВРЦД-4,5 372
БКПРУ-2 1 Скиповой ШПМ2-5Х2.7 22,0 8,4 — —
Клетевой ЦР-4хЗ,2/0,6 — 7,3 — —
2 Скиповой 2Ц-5Х2.7 23,8 7,9 — —
Клетевой ЦР-4ХЗ,2/0,6 — 7,35 — —
3 >» ЦР-4хЗ,2/0,6 — 7,35 ВПЦД-4,5 320
БКЗ-4 1 Скиповой 2ЦР-6Х2.8 24 10
Клетевой ЦР-4Х3.2/0.7 — 4,5 — —
2 Скиповой 2ЦР-6Х2.8 24 7,5 — —
>> О 24 7,5 — —
3 Клетевой МК-5Х4 — 4 ВОД-40 360
Ц-1,6X1,2 — 2
СКПРУ-1 1 Клетевой Ре конструкция
2 >> п — 6,0 — —
2-бис Скиповой 2Ц-5Х2.7 24,0 8,37 ВРЦД-4,5 570
Клетевой ЦР-4ХЗ,2/О,6 6,65
СКПРУ-2 3 » ЦР-4ХЗ, 2/0,6 — 7,3 — —
4 Скиповой 2Ц-5Х2.7 22 8,38 ВРЦД-4,5 320
2Ц-5Х2.7 22 8,38
СКПРУ-3 1 2Ц-5Х2.8 25 9,8 ВРЦД-4,5 591
Я 25 9,8
2 Клетевой 2Ц-4Х2.3 — 6,5 — —
со <0 L 1Д„, у 3 н ЦР-4Х 3/0,7 — 6,5 — —
а при обратном — на расстоянии до 60 м от транспортных штре-
ков.
На панелях, работающих прямым ходом, дополнительно с
вышеуказанными выработками в подстилающей каменной соли
проходят панельные транспортный и конвейерный штреки. Го-
ризонты отработки связаны между собой уклонами.
Способ подготовки шахтного поля рудника Б КЗ-4 принят па-
нельно-блоковый (рис. 1.15). Шахтное поле разделено на пане-
ли шириной 1350 м и длиной 2,6—3 км. Каждая панель разби-
вается на блоки шириной по 400 м, ориентируемые в широтном
направлении. Подготовка панелей осуществляется системой па-
нельных и блоковых штреков.
Панельные транспортные и конвейерные выработки распола-
гаются в подстилающей каменной соли. Панельные вентиляци-
онные штреки проходят по пласту АБ. Блоковые выработки (вы-
емочные и вентиляционные штреки) проходят по пластам АБ
и Красный-П. Отработка запасов в панелях и блоках произво-
дится обратным порядком.
Рис. 1.15. Схема панельно-блоковой подготовки запасов к отработке на руд-
нике БКЗ-4:
1, 2 — штреки соответственно панельные вентиляционные правый и левый; 3, 4, 5 —
штреки соответственно панельный транспортный, конвейерный н закладочный; 6—бло-
ковый конвейерный штрек; 7,8 — штреки блоковые вентиляционные соответственно се-
верный н южный; 9, 10 — блоковые транспортные штреки соответственно северный и
южный; И— блоковый выемочный штрек; 12 — уклон; 13 — рудоспуски; 14 — граница
блока
40
Блоковые выработки располагаются под прямым углом к па-
йЮълаым. По середине блока проходят выемочные штреки, а на
тг; -раницах — вентиляционные.
Способ подготовки шахтного поля рудника СКПРУ-1 — па-
вельаый. Панели имеют ширину 300—400 м и длину, определяе-
* «эо границами шахтного поля.
Б подстилающей соли от главных откаточных штреков под
Пхмым углом проходят панельные откаточные (конвейерные)
к'р-еки. По этим выработкам транспортируется руда со всех
нарабатываемых пластов и подается свежий воздух на горные
"а.тки. Над откаточными панельными штреками располагаются
1 »:-:ельные выемочные штреки, соединяемые между собой гезен-
сдч.ч или уклонами.
Панельные откаточные (конвейерные) и выемочные штреки
походят по середине панели, а на ее границах располагаются
настовые вентиляционные штреки. Ориентирование выработок
пиротное. Порядок отработки запасов на панелях прямой.
Способ подготовки шахтного поля рудника СКПРУ-2 — па-
нельный (рис. 1.16).
Рис. 1.16. Схема панельной подготовки запасов к отработке на руднике
СПРУ-2:
1 — граница отработки панели; 2 — главный вентиляционный штрек; 3, 4 — главные
транспортный и конвейерный штреки; 5, 6 — вентиляционные северный и южный штре-
ки; 7, в — спаренные вентиляционные северный и южный штреки; Р —выемочный штрек;
10 — панельный конвейерный штрек; // — уклоны; 12— рудоспуски; 13— направление
отработки панели; 14— направление движения свежей струи воздуха; /5 — направление
движения исходящей струи
41
Ширина панелей 380—400 м, а длина определяется от границ
предохранительного целика под промплощадку до границ шахт-
ного поля.
Вскрытие рабочих панелей производится конвейерным и
транспортным штреками, пройденными в подстилающей камен-
ной соли, с которых осуществляется проходка выемочных штре-
ков на отрабатываемых пластах АБ, Красный-П и В. Панельные
^выемочные штреки проходят по середине панелей, а на их гра-
ницах— панельные вентиляционные штреки. Расположение од-
ноименных панельных выработок соосное, ориентируются они в
широтном направлении.
В подстилающей каменной соли под выемочными штреками
располагаются заглубленные панельные конвейерные штреки.
Эти выработки соединяются с выемочными штреками рудоспу-
сками и уклонами и служат для транспортирования руды.
Порядок отработки панелей принят прямой и обратный. При
прямом порядке дополнительно на каждой полупанели проходят
вспомогательный вентиляционный штрек, располагаемый парал-
лельно основному панельному вентиляционному штреку. Он
предназначен для снижения внутренних утечек воздуха в преде-
лах рабочей панели.
Способ подготовки шахтного поля рудника СКПРУ-3 — па-
нельно-блоковый. От выработок главных направлений в север-
ные и южные стороны располагаются добычные панели шири-
ной 1200 м и длиной 2,0—2,2 км. Каждая панель разбивается
на блоки шириной 400 м. По середине панели по пласту Крас-
ный-П проходят панельные вентиляционные штреки. В подсти-
лающей каменной соли располагаются панельные транспортные
и конвейерные штреки, а также блоковые заглубленные конвей-
ерные штреки. Последние соединяются между собой уклонами.
Блоковые выемочные и вентиляционные штреки проходят соосно
по пластам Красный-П и АБ. Выемочные штреки находятся в се-
редине блока, а по его границам — вентиляционные. Ориенти-
руются выемочные выработки в широтном направлении. Очист-
ные работы в блоках панелей ведут обратным порядком. Распо-
ложение панельных и блоковых выработок взаимно перпендику-
лярное и между собой одноименные выработки соединяются
уклонами.
1.3.3. Системы разработки
Промышленными пластами на Верхнекамском месторождении
являются сильвинитовые АБ и Красный-П и карналлитовый
пласт В, представленный на отдельных участках месторождения
сильвинитом. Число отрабатываемых пластов определяется усло-
виями залегания пород, необходимостью охраны поверхностных
зданий и сооружений от влияния горных работ и мощностью во-
дозащитной толщи.
42
Fbc. 1.17. Схема ведения добычных
иа панели при ^неустойчивых
тродах непосредственной кровли
^БКПРУ-2):
. — панельный конвейерный штрек; 2— па-
s+i-гъный транспортный штрек; 3 — рудо-
зускная скважина; 4 — очистная камера;
i — вентиляционный штрек; 6 — конвейер-
штрек; 7— транспортный штрек
3 2
Рис. 1.18. Схема ведения добычных
работ на панели при устойчивых по-*
родах кровли (СКПРУ-2):
1 — выемочный штрек по пласту Крас-
ный-П; 2 — вспомогательный вентиляцион-
ный штрек; 3 — вентиляционный штрек;
4 — комбайновый комплекс; 5 — отработан-
ная камера; 6 — скважины для перепуска
руды; 7 — камера с солеотходамн; 8—
уклон; 9 — конвейерный штрек; 10 —
выемочный штрек по пласту А Б; 11 — ка-
мера по пласту АБ
Единственной системой разработки, получившей распростра-
нение на Верхнекамских калийных рудниках, является камерная
г поддержанием кровли на относительно «жестких» целиках, не
допускающих резких сдвижений покровных пород. Основные
принципиальные схемы камерной системы разработки сильвини-
товых пластов Верхнекамского месторождения в различных гор-
но-геологических условиях приведены на рис. 1.17 и 1.18.
Параметры камерной системы весьма разнообразны и опре-
деляются главным образом горно-геологическими условиями за-
легания калийных пластов, типом транспортных средств, обеспе-
чивающих доставку руды от забоя до выемочного штрека, и его
эффективным использованием. Наиболее постоянным параме-
43
тром системы является длина камеры, которая на Верхнекам-
ском месторождении составляет 150—190 м. Выбор ее в основ-
ном обоснован эффективным использованием применяемых
транспортно-доставочных средств от забоя.
В широких пределах варьируют другие параметры системы,
такие как ширина и высота камер и целиков.
Основным признаком, определяющим ширину камеры, явля-
ется устойчивость вмещающих пород, а при комбайновой выем-
же— и размеры исполнительного органа комбайнов. В отдельных
•случаях ширина камеры может быть образована несколькими
ходами комбайнов с оставлением между ними поддерживающих
целиков. Ширина камер в зависимости от горно-геологических
условий изменяется от 3 м на участках со слабоустойчивой кров-
лей до 16 м на участках с устойчивой кровлей. Поддержание
непосредственной кровли камер и подготовительных выработок
осуществляется распорными или винтовыми анкерами.
Высота камер определяется в основном мощностью пластов, а
при совместной выемке пластов — мощностью вынимаемых пла-
стов и междупластья. Исключение составляет высота камер по
пласту В карналлитового состава, принимаемая в зависимости
от мощности водозащитной толщи, но не более 10 м.
Ширина междукамерного целика зависит от параметров ка-
меры, состава и свойств вмещающих пород, глубины разработки,
мощности водозащитной толщи. Для предотвращения разрыва
сплошности водозащитной толщи у границ шахтных полей, око-
лоствольных и околоскважинных целиков предусматриваются
так называемые «зоны смягчения», способствующие плавному
прогибу покрывающей толщи. В зонах смягчения у границы с не-
подработанным массивом ширина междукамерного целика при-
нимается максимальной и по мере отхода от этой границы
уменьшается до проектных размеров.
Ширина междукамерных целиков на отрабатываемых пло-
щадях Верхнекамского месторождения в силу широкого диапа-
зона горно-геологических, горнотехнических условий изменяется
от 3,0 м до 18 м и в каждом конкретном случае определяется
расчетом [11].
Отработка запасов карналлитового пласта В осуществляется
камерами шириной 8 м и высотой до 10 м с оставлением между-
камерных целиков шириной 18 м (рудник БКПРУ-1) и 19 м
(рудник СКПРУ-1) (рис. 1.19). Из-за наличия в составе при-
родных газов горючих метана и водорода, а также вследствие
интенсивной складчатости карналлитового пласта отработка ка-
мер осуществляется буровзрывным способом с почвоуступным
забоем й с применением ручных пневматических сверл и скре-
перных лебедок (рис. 1.20). Проветривание очистных камер —
обособленное, с подачей свежего воздуха с нижележащих воз-
духоподающих выработок через скважины диаметром 390 мм
с установленными на них вентиляторами местного проветрива-
ния. Данный способ выемки карналлитового пласта характери-
44
Рве. 1.19. Схема разработки карналлитового пласта В:
; — выемочный штрек; 2 — вентиляционный штрек; 3 — очистная камера; 4 — отработан-
•елл очистная камера; 5 —конвейер СП-301; £ —скреперная лебедка; 7 — вентилятор
лестного проветривания с трубопроводом; 8 — выемочный штрек по пласту Красный-П;
т — вентиляционные скважины диаметром 390 мм; 10— вентиляционная сбойка (одна
«а шесть камер)
Рис. 1.20. Схема отработки камеры по карналлитовому пласту В:
.' — выемочный штрек; 2 — скребковый конвейер; 3 — скреперная лебедка; 4— уступ в
':2бое; 5 —передовой забой
зуется высокой трудоемкостью работ и подлежит замене на бо-
лее производительный со слоевой нисходящей выемкой и при-
менением комбайнов и комплексов самоходного оборудования.
Выработанное пространство камер на сильвинитовых пластах
в районах городской застройки и в «зонах смягчения», а также
карналлитового пласта В закладывается отходами обогащения
и породой от проходки полевых выработок. С целью повышения
извлечения руды из недр и уменьшения вредного влияния ка-
45
лийных производств на окружающую природную среду объем
закладочных работ ежегодно увеличивается. Закладка включа-
ется непосредственно в технологический процесс очистной вы-
емки, за счет чего планируется увеличение извлечения руды из
промышленных пластов до 60 %.
1.3.4. Технология и механизация очистных работ
Основным способом отбойки руды на рудниках ПО «Уралка-
лий» и «Сильвинит» является комбайновый. Буровзрывной спо-
соб имеет подчиненное значение и применяется, как правило, в
особо сложных горно-геологических условиях (складчатые силь-
винитовые пласты АБ и В на рудниках СКПРУ-1 и СКПРУ-2
ПО «Сильвинит» и выбросоопасный интенсивной складчатости
карналлитовый пласт В), а также традиционно при выемке пла-
ста Красный-П на руднике БКПРУ-1 ПО «Уралкалий».
Комбайновая технология характеризуется простотой произ-
водственного цикла. На рудниках применяются проходческо-очи-
стные комбайны типов «Урал-20КС», «Урал-ЮКС» и ПК-8М,
Комбайны обеспечивают отделение руды от массива и осуще-
ствляют погрузку ее на транспортные средства. Комбайны при-
меняются на очистной выемке, при проведении подготовитель-
ных выработок и при комбинированной выемке для проведения
разрезных выработок в очистных камерах до начала буровзрыв-
ных работ.
Доставка руды от комбайнов до участковых конвейеров, рас-
полагаемых на выемочных штреках, или до рудоспускных сква-
жин осуществляется самоходными вагонами на пневмошинном
ходу с электрическим приводом типа 5ВС-15М и унифицирован-
ными самоходными вагонами ВС-15Э (грузоподъемностью 15 т)
или ВС-25Э (25 т).
Для приема руды от комбайнов, временного ее накопления и
перегрузки в самоходные вагоны грузоподъемностью 15 т при-
меняют бункер-перегружатели типа БП-3 или БП-14, а с ваго-
нами ВС-25Э БПС-22. Применение перегружателей позволяет
значительно сократить время простоев комбайнов в ожидании
вагонов в период доставки руды и сократить время простоев
самоходных вагонов в период их загрузки, что обеспечивает рез-
кое повышение производительности комбайновых комплексов.
Буровзрывная выемка, характеризуемая более сложным про-
изводственным циклом, обеспечивает лучшую приспособляемость
к складчатости и позволяет безопасно отрабатывать выбросо-
опасный карналлитовый пласт В.
Технология выемки с веерной отбойкой применяется на руд-
нике БКПРУ-1 ПО «Уралкалий». При ведении работ по этой
технологии по оси камер комбайновым комплексом ПК-8М про-
ходят разрезные выработки, располагаемые по оси камеры у
почвы пласта. Бурение веерных скважин осуществляется буриль-
46
auta установками БК-2М или СВБ 42-20/80, обеспечивающими
5уэение в смену до 300 м скважин диаметром 42 мм.
В качестве ВВ применяют натренированный аммонит 6ЖВ
:«е_- забойки шпуров негорючим материалом. Средства взрыва-
ж— электродетонаторы мгновенного (ЭД-8-Ж) и короткоза-
*:д.-енного (ЭДКЗ) действия.
Отгрузка руды из камер осуществляется с использованием
>талерных лебедок «Калий-4» или 100ЛС-2СКА Кыштымского
ашзавода.
Крепление кровли в камерах осуществляется натяжными ан-
-тэами. Бурение шпуров под анкеры и для подправочных шпу-
производится ручными электросверлами СЭР-1. С целью
блегчения труда бурильщиков на руднике имеется практика
: именспия преобразователей частоты с 50 до 100 Гц, обеспе-
^-зающих увеличение числа оборотов шпинделя электросверла
два раза.
Комбинированная технология выемки с применением само-
х.дного оборудования является более производительной и совер-
шенной. Данная технология обеспечивает рациональное сочета-
ние буровзрывного и комбайнового способов отбойки руды с дв-
ижением нового более высокого уровня показателей произво-
дительности труда. Особенность данной технологии заключается
-- использовании комбайнового комплекса «Урал-ЮКС» для про-
толки разрезных выработок у края камер и на полную мощность
пласта. Затем с отставанием на несколько камер осуществляют
буровзрывную отбойку руды с использованием комплекса само-
ходного оборудования, включающего два типа бурильных уста-
новок с дизельным приводом для передвижения и электрическим
для осуществления буровых операций в забое производства фирм
«Секома» (Франция) типа PEC 24AFR.D6.E60— для бурения го-
ризонтальных шпуров глубиной 5,5 м в камерах высотой до 8 м
:< PEC24ABR.D6.E60— для крепления кровли винтовыми анке-
тами.
При мощности пластов до 7 м применяют бурильные уста-
новки производства машзавода «Дитлас» типа SB-2 с глубиной
бурения до 7 м и АВ-1—для крепления кровли анкерами.
Оборка кровли в очистных камерах осуществляется с исполь-
зованием механического оборщика кровли, представляющего со-
бой стрелу с клиновым скалывателем, устанавливаемую на хо-
довую часть погрузочно-транспортной машины ST-8.
Уборка отбитой руды из камер осуществляется погрузочно-
транспортными машинами типа ST-8. Производительность буро-
взрывного комплекса составляет около 750 тыс. т/год, что обес-
печивает производительность труда около 200—250 т/смену.
Выемка одиночных сильвинитовых пластов АБ и В на рудни-
ках ПО «Сильвинит», имеющих, как правило, интенсивную
складчатость, осуществляется комбинированным способом. Пер-
воначально в пределах контура очистной камеры комбайновым
комплексом «Урал-ЮКС» проходится одна или две разрезные
47
выработки, которые обеспечивают сквозное проветривание ка-
меры за счет общешахтной депрессии. Затем осуществляется бу-
рение шпуров модернизированной бурильной установкой БУА-ЗС
с последующей отбойкой и магазинированием руды. После за-
вершения работ по отбойке первой полосы осуществляется от-
грузка руды погрузочно-транспортным комплексом ПНБ-ЗД и
5BC-J5M. Аналогичным образом отбивается и отгружается вто-
рая, а при необходимости и третья полоса.
Выемка сближенных сильвинитовых пластов АБ и В осуще-
ствляется в следующей последовательности. Первоначально от-
рабатываются запасы камеры по пласту АБ по рассмотренной
выше схеме. Дальнейшие работы по выемке пласта В ведутся
в зависимости от условий залегания пласта в камере по одной
из следующих схем:
при спокойном залегании пласта в пределах очистной камеры
с применением бурильной установки БУА-ЗС осуществляется
обуривание междупластовой соли БВ по контуру камеры круто-
восходящими шпурами с последующим их заряжанием и одно-
временным взрыванием (участками по 50—75 м), что обеспечи-
вает обрушение соли плитой на почву камеры. Дальнейшую от-
работку запасов камеры по пласту В ведут в прямом порядке-
с бурением горизонтальных и крутовосходящих шпуров;
при складчатом залегании пластов выемка пласта В совме-
щается с обрушением междупластовой соли БВ. При этом меж-
дупластовая соль обрушается горизонтальными шпуровыми за-
рядами. Отбойка пласта В осуществляется горизонтальными и
крутовосходящими шпуровыми зарядами.
В обоих случаях в процессе отбойки запасов пласта В часть
руды отгружается комплексом ПНБ-ЗД и 5ВС-15М, а оставшая-
ся отбитая руда магазинируется до окончания работ в камере
по отбойке. При этом самоходное оборудование перемещается по
магазинированной руде.
Выемка карналлитового пласта В традиционно осуществля-
ется с применением ручных пневматических сверл и скреперных
лебедок. Данная технология характеризуется высокой трудоем-
костью и низкой культурой производства.
На смену данной технологии приходит комбинированная вы-
емка, отличающаяся от аналогичной по названию выемки силь-
винитовых пластов тем, что первоначально в камере буровзрыв-
ным способом с применением самоходного оборудования прохо-
дят разрезную выработку у кровли пласта, затем осуществляют
буровзрывным способом дегазацию нижележащих слоев и про-
изводят комбайновую доработку оставшихся запасов.
Бурение шпуров при проходке разрезных выработок и дега-
зации нижних слоев осуществляют с использованием модернизи-
рованной (переоборудованной) бурильной установки на пневмо-
шинном ходу 2УБН-2П (УБШ-221П). Отбойку руды произво-
дят с использованием аммонита АП-5ЖВ и предохранительных
электродетонаторов ЭД-8ПВ и ЭДКЗ-ПМ-25. Уборку руды из
48
псхздческого забоя осуществляют погрузочно-транспортным
iuiMT-.cKcoM 2ПНБ-2 и 5ВС-15М или погрузочно-транспортной
ж.1_йной с электрическим приводом типа ПД-8РВ.
Оставшиеся в камере после проходки разрезной выработки
.ддасы после выполнения работ по их дегазации (камуфлетное
ьзоывание зарядов ВВ в шпурах, располагаемых по сетке
• * 5 м) отрабатываются комбайновым комплексом типа
< , рзл-10КС». Применение данной технологии обеспечивает ком-
тдексную механизацию производственных процессов и повыше-
производительности труда до 100 т на человека в смену.
1.3.5. Рудничный транспорт
Б . 'щей схеме доставки руды на рудниках можно выделить две
1 аимосвязанные подсистемы участкового и магистрального
-zанспорта, а также имеющий подчиненное значение вспомога-
т.льный транспорт.
Б зависимости от видов применяемого оборудования для пе-
с^мещения полезного ископаемого по транспортным выработкам
различают две основные группы технологических схем доставки
руды: с одним видом транспорта, например конвейерным, и ком-
бинированным [21]. На калийных рудниках Верхнекамья при-
меняется комбинированная схема подземного транспорта.
Б качестве примера на рис. 1.21 представлена схема подзем-
.- .ко транспорта рудника СКПРУ-2.
Участковый транспорт включает доставку отбитой руды от
забоя до магистральных выработок (выработки главных направ-
лений, главные откаточные и конвейерные штреки).
Магистральный транспорт включает транспорт по выработ-
кам главных направлений, главным откаточным и конвейерным
штрекам, капитальным квершлагам, уклонам до общешахтных
бункеров.
Вспомогательный транспорт включает доставку людей к ме-
сту работы и обратно, доставку материалов и оборудования.
Участковый транспорт в зависимости от применяемой техно-
логии выемки, способа подготовки выемочного участка представ-
лен различными средствами доставки.
При комбайновом способе выемки доставка отбитой руды от
забоя до выемочного или конвейерного штрека осуществляется
самоходными вагонами грузоподъемностью 15 т типа 5ВС-15М
или унифицированными 5ВС-15Э, ВС-25Э грузоподъемностью со-
ответственно 15 и 25 т. В случае магазинирования отбитой руды
в камере при буровзрывной выемке для ее доставки до рудоспу-
ска или конвейера применяют погрузочно-транспортные машины
типа ST-8 или самоходные вагоны в комплексе с погрузочными
машинами типа ПНБ-ЗД. При выемке карналлитового пласта В
зля доставки руды по камере применяют скреперные лебедки
<Калий-4» или самоходное погрузочно-транспортное оборудова-
ние 2ПНБ-2 и 5ВС-15М или ПДМ типа ПД-8РВ.
Зак. 157
49
Рис. 1.21. Схема подземного транспорта рудника СКПРУ-2:
/ — магистральный транспорт; 2 — участковый транспорт; 3 — аккумулирующие емкости (бункеры); 4~ шахтные стволы
50
. .ри полевой подготовке выемочных участков для доставки
j 1а по выемочным штрекам до пунктов перегрузки на откаточ-
или конвейерные штреки используют скребковые конвейеры
*П- СПМ-301.
Преобладающим средством доставки руды по панельным
: • i-овым) транспортным выработкам являются ленточные кон-
леисры типа КЛЗ-500, КЛС-600 и другие производительностью
и т/ч. В последние годы в связи с тенденцией концентрации
::.-:ы.х работ, повышения мощности горных участков все чаще
i .-.эчестве участкового транспорта по групповым конвейерным
it трекам применяются более мощные ленточные конвейеры типа
.ЛУ-120, 2ЛУ-120, ЛК-1200 производительностью до 1500 т/ч
рис. 1.22).
В узловых пунктах загрузки и перегрузки транспортируемой
енточными конвейерами руды устраивают аккумулирующие ем-
11сти (бункеры) вместимостью от 80 т и выше. Устройство бун-
1-ров повышает эффективность и надежность работы конвейер-
ных линий, нормализует работу горных комплексов и добычных
хастков.
Магистральный транспорт на калийных рудниках БКПРУ-1 и
2лГ1РУ-1 представлен электровозной откаткой. Доставка силь-
нитовой руды осуществляется в вагонетках УВГ-4, УВГ-4,5
ри помощи одинарных или спаренных электровозов 14КР-2,
loKP-2. Для транспорта карналлитовой руды используются так-
вагоны ВГ-1,2, ВШ-143.
Ширина колеи на БКПРУ-1 принята 900 мм, на СКПРУ-1 —
”50 мм. На главных откаточных выработках уложены рельсы
?-43, Р-33, на вспомогательных — Р-24.
На остальных рудниках в качестве магистрального транспор-
та исключительно применяются мощные ленточные конвейеры
Рнс. 1.22. Схема участкового транспорта с применением мощных ленточных
конвейеров (рудник СКПРУ-2, 111—IV — юго-западная панель)
. —комбайн; 2—самоходный вагон; 3 — рудоспускиая скважина; < 5 — ленточный кон-
"йер типа КЛЗ-500; 6~ участковый бункер; 7 — ленточный конвейер типа ЛК-1200; 8 —
магистральный конвейер типа ЛК-1200
4*
51
типа 1ЛУ-120, 2ЛУ-120, ЛК-1200 производительностью до
1500 т/ч.
Управление участковыми и магистральными конвейерами осу-
ществляется дистанционно с помощью аппаратуры АУК-1М.
Конвейерные линии оборудуются средствами пылеподавления и
пожаротушения.
Вспомогательный транспорт на рудниках с конвейеризацией
магистрального транспорта, доставка материалов и оборудова-
ния осуществляются с использованием тракторов типа ТДТ-55,
ТДТ-40, МТЗ-52, самоходных машин «Мули-Т», ВОМ-1 и др.
Доставка людей осуществляется на автомобилях «Минка-26».
ВОМ-1, ВЛГ.
На рудниках с электровозной откаткой доставка материалов
и оборудования по откаточным выработкам производится кон-
тактными впсктровозамм типа Уч-Х’б, в обычных и специ-
ально оборудованных вагонетках. Доставка людей на горные
участки осуществляется с использованием вагонеток ВП-18.
Подъем и спуск материалов и оборудования по гезенкам осуще-
ствляется лебедками типа ЛМГ-6300.
1.3.6. Проветривание калийных рудников
Схема проветривания рудников. На Верхнекамском месторож-
дении применяются две схемы проветривания — центральная и
фланговая. Центральная схема характеризуется тем, что возду-
хоподающие и вентиляционные стволы находятся на одной пром-
площадке и чаще всего расположены в центре шахтного поля.
Данная схема применена на рудниках СКПРУ-2, СКПРУ-З,
БКПРУ-2, БКЗ-4.
Фланговая схема характеризуется тем, что воздухоподающие
и вентиляционные стволы отнесены друг от друга. Чаще всего
воздухоподающие стволы находятся в центральной части, венти-
ляционные отнесены к границам шахтного поля (рудники
СКПРУ-1 и БКПРУ-1).
Пример центральной схемы проветривания показан на
рис. 1.23. В данной схеме два воздухоподающих ствола и один
вентиляционный, на котором установлена главная вентилятор-
ная установка. Стволы расположены в центре шахтного поля.
Главные подготовительные выработки (транспортные и вентиля-
ционные) ориентированы в меридиональном направлении,
х е. да л л.э лц пДлазуя л ложид? лргыль? /уз-
ника. По такой схеме проветривается рудник БКПРУ-2, а также
проветривался рудник БКПРУ-3 до затопления.
В другом случае главные подготовительные выработки могут
ориентироваться в широтном направлении, т. е. на запад или
восток, образуя западное и восточное крылья. Такую схему под-
готовки имеют рудники СКПРУ-2 и СКПРУ-З.
Характерной особенностью центральной схемы проветрива-
ния является то, что все основные выработки образуют парал-
5 2
Рис. 1.23. Центральная схема проветривания рудника:
а — принципиальная; б — упрощенная; / — полевые штреки; 2—пластовые штреки и
районы ведения очистных работ
лельное соединение (рис. 1.23,6), которое является наиболее на-
дежным по регулированию и устойчивым по распределению воз-
душных потоков.
Фланговая схема на примере рудника БКПРУ-1 показана на
рис. 1.24; воздух в рудник подается по трем воздухоподающим
стволам, исходящая струя удаляется по четвертому вентиляци-
онному стволу, отнесенному к южной границе шахтного поля.
При такой схеме подготовки шахтного поля основные выработки
образуют диагональное соединение (рис. 1.24,6), характеризую-
щееся крайней неустойчивостью воздушных потоков как по на-
правлению, так и по величине, а также трудностью регулирова-
ния и распределения воздуха. Существует определенная законо-
мерность образования диагонального соединения: если направ-
ления воздушных потоков в главных выработках совпадают (на
рис. 1.24 в транспортной 1—12—13—14 и вентиляционной
8—9—10—И), то связанные с ними с помощью выработок уча-
стки или панели образуют диагональное соединение. И наобо-
рот, если направления потоков воздуха в главных выработках
противоположны (на рис. 1.24 в транспортной 1—2—3—4 и вен-
тиляционной 8—7—6—5), то связанные с ними при помощи вы-
работок добычные участки или панели образуют параллельное
соединение. Таким образом, в руднике БКПРУ-1 имеются и па-
раллельное, и диагональное соединения (рис. 1.24, а), причем по-
следнее является причиной крайне неудовлетворительного рас-
пределения воздуха в южном крыле рудника.
Несколько своеобразной является схема проветривания руд-
ника СКПРУ-1 (рис. 1.25). Воздух подается в рудник по двум
стволам, находящимся в центральной части шахтного поля, и
удаляется по стволу № 2-бис, отнесенному в сторону восточной
границы шахтного поля. Чтобы избежать диагонального соеди-
нения выработок, в меридиональном направлении от ствола
53
Рис. 1.24. Схема вентиляции рудника БКПРУ-1:
а — принципиальная; б — упрощенная; / — выработки откаточного горизонта; 2 — пласто-
вые выработки; 3 — районы ведения очистных работ
Рис. 1.25. Схема вентиляции рудника СКПРУ-1:
а — принципиальная; б — упрощенная; 1 — выработки откаточного горизонта; 3 — пласто-
вые выработки; 3 — районы ведения очистных работ
№ 2-бис были пройдены главные транспортные и вентиляцион-
ные выработки, в которых направленность основных воздушных
потоков принята противоположной. Однако проходка в западной
части рудника дополнительных воздухоподающих выработок
привела к тому, что все выработки юго-восточной части рудника
образовали диагональное соединение (рис. 1.25,6).
При раскройке новых шахтных полей с фланговой схемой
проветривания с целью исключения диагональных соединений
выработок необходимо вести подготовку рудника так, как пока-
зано на рис. 1.26, а. Для этого воздушные потоки в главных
транспортных (1—2 и 3—4—5 на рис. 1.26, а) и вентиляционных
(9—10 и 8—7—6) выработках должны иметь противоположное
направление. Такая схема подготовки шахтного поля обеспечи-
вает возникновение надежного параллельного соединения выра-
боток. Однако необходимо заметить, что данная схема подготов-
ки сталкивается с трудностями, связанными с проходкой протя-
женных горных выработок.
54
Рис. 1.26. Фланговая схема проветривания рудника:
а — принципиальная; б — упрощенная; / — полевые штреки; 2 — пластовые штреки и
районы ведения очистных работ
В табл. 1.9 приведены основные данные, характеризующие
состояние вентиляции рудников Верхнекамского месторождения.
Из табл. 1.9 видно, что основные потери воздуха наблюдаются
в надшахтных зданиях и каналах вентиляторных установок. Ве-
лики и общие потери воздуха, составляющие сумму поверхност-
ных и внутренних (подземных), превышающие в некоторых слу-
чаях 50 % от подачи главной вентиляторной установки. Почти
на всех рудниках в качестве главной вентиляторной установки
используются центробежные вентиляторы типа ВРЦД-4,5 и толь-
ко на руднике БК.3-4 используются осевые вентиляторы типа
ВОД-40 с переходом на ВЦД-47У.
Исключение поверхностных утечек воздуха или резкое их
снижение возможно путем проходки чисто вентиляционных ство-
лов без постоянно действующего подъема и расположения глав-
ных вентиляторных установок под землей на уровне рабочих го-
ризонтов. В связи с этим планируется проведение реконструкции
вентиляционных систем на следующих рудниках.
На руднике БК.3-4 оборудуется вентиляционный ствол № 4
с главной вентиляторной установкой ВЦД-47 на поверхности.
На руднике СКПРУ-1 осуществляется проектирование подзем-
ной установки с осевым вентилятором ВОД-50. На руднике
БКПРУ-2 предполагается установка двух подземных вентиля-
торных установок ВОД-ЗО на северном и южном крыльях шахт-
ного поля.
Схемы вентиляции панелей многообразны и зависят от спо-
собов подготовки шахтных полей, количества одновременно от-
рабатываемых пластов и других факторов. Наиболее эффектив-
ными из них являются схемы, которые характеризуются мини-
мальными утечками воздуха и требуют наименьшего количества
выработок, проводимых специально для целей вентиляции.
Учитывая, что на калийных рудниках Верхнекамского место-
рождения приняты панельные или панельно-блоковые схемы
подготовки шахтного поля с пластовой и полевой подготовкой,
55
Таблица 1.9
Данные, характеризующие состояние вентиляции калийных рудников
Рудники Подача главной вентиляторной установки QB, м3/с Поверхностные утечки воздуха, м3/с (% ОТ QB) Общие утечки воздуха, % от QB
СКПРУ-1 433,3 221„7 (51,0) 64,4
СКПРУ-2 380,0 191,5 (50,4) 77,1
БКПРУ-1 414,7 95,0 (23,1) 45,3
БКПРУ-2 375,0 83,3 (22,2) 55,6
БКЗ-4 408,8 193,1 (47,2) 60,3
Солигорскин КЗ-4 648,3 300,0 (46,1) 57,6
выбор схем проветривания должен производиться исходя из уче-
та всего комплекса горнотехнических условий.
На рис. 1.27 показана панельно-блоковая схема подготовки
пласта с односторонними блоками, отрабатываемыми от грани-
цы панели к главным транспортным и вентиляционным штре-
кам. Схема вентиляции на рис. 1.27, а включает панельные вен-
тиляционные штреки, расположенные на границах панели, бло-
ковые выемочно-транспортные и вентиляционные штреки, про-
ходимые в обе стороны от панельного транспортного штрека
(как правило, из трех выработок), расположенного вдоль цен-
тральной оси панели. Вентиляционная сеть (рис. 1.27,6) при та-
кой подготовке панели — это многодиагональное, неустойчивое,
плохо регулируемое соединение выработок. При этом диагона-
лями являются и рабочие, и уже отработанные камеры.
Та же подготовка, но панельные вентиляционные штреки от
границ панели перемещены к ее оси рядом с панельным транс-
портным штреком (рис. 1.27, в)—и вентиляционная сеть
(рис. 1.27, а) превращается в надежное и легко регулируемое
параллельное соединение выработок. В схеме на рис. 1.27, в име-
ется масса преимуществ по сравнению со схемой на рис. 1.27, а.
Во-первых, основные массы воздуха будут проходить по выра-
боткам 3—7 и 4—8, а также 12—19 и 13—18, которые с наи-
большей вероятностью имеют наименьшее аэродинамическое со-
противление. Эти же выработки, вероятнее всего, будут являть-
ся рабочими. Во-вторых, в схеме на рис. 1.27, в меньшее коли-
чество возводимых перемычек, меньшее количество подготови-
тельных выработок, проще технология подготовки панели.
На рис. 1.28, а показана схема панельно-блоковой подготовки
панели, когда блоки ориентированы вдоль линии панельных
штреков — транспортного и вентиляционного. Панель имеет од-
ностороннюю подготовку. От панельного транспортного штрека
перпендикулярно к нему проходит групповой блоковый транспорт-
ный штрек, от которого ведут выемочные штреки. Уже при на-
личии двух блоков вентиляционная сеть представляет диагональ-
ное соединение выработок (рис. 1.28, в). Вентиляционная сеть
56
Рнс. 1.27. Схемы вентиляции при панельно-блоковом способе подготовки:
а, в — принципиальные; б, е — упрощенные.
Выработки: / — главные вентиляционные; II — главные транспортные; /// — панельные
транспортные; /V —панельные вентиляционные; V — блоковые выемочио-транспортиые;
IV — блоковые вентиляционные
довольно сложная и трудноуправляемая.
Подобная схема подготовки панели применялась на руднике
БК.ПРУ-3 и, как показала практика, достичь эффективной вен-
тиляции блоков не удавалось. Вентиляционная сеть (рис. 1.28, г)
становится более простой, если блоки ориентировать перпенди-
кулярно панельным штрекам, как показано на рис. 1.28,6.
В этом случае вентиляционная сеть будет представлять простое
параллельное соединение выработок. Это первое преимущество
схемы, приведенной на рис. 1.28,6. Второе преимущество — схе-
ма подготовки (рис. 1.28,6) охватывает большую площадь пла-
ста и в то же время объем проходки подготовительных вырабо-
ток на 18,7 % меньше.
Схемы вентиляции рабочих зон панелей. При выборе схем
проветривания рабочих зон панелей или блоков основными фак-
торами, которые необходимо учитывать в первую очередь, яв-
ляются:
безопасность работ и путей эвакуации рабочих при авариях,
обособленное проветривание рабочих зон на каждом пласте;
надежность и устойчивость проветривания и минимальное
число путей утечек воздуха (минимальное число возводимых пе-
ремычек) ;
57
Рнс. 1.28. Схемы вентиляции при панельно-блоковом способе подготовки
пластов:
а, б — принципиальные; в, г — упрощенные.
Выработки: I — главная панельная вентиляционная; II — главная транспортная; III —
групповая блоковая транспортная; IV—блоковая выемочно-транспортная; V—блоко-
вая вентиляционная; VI— групповая блоковая вентиляционная; VII— блоковая венти-
ляционная сбойки
экономичность, заключающаяся в необходимом минимуме
проводимых подготовительных выработок;
устойчивость пород и способы отработки пластов.
Проветривание рабочих зон при обратном порядке отработки
двух маломощных пластов. К маломощным отнесены пласты,
мощность которых не превышает 3,5 м. Такие пласты отраба-
тываются комбайнами в один слой. В устойчивых породах под-
готовка панелей или блоков пластовая, выемка осуществляется
комбайнами без оставления межходовых целиков, или буро-
взрывная с проведением разрезного штрека по оси камеры для
целей вентиляции. Основная цель при выборе схемы вентиля-
ции— организация сквозного проветривания камер, при этом
основная масса воздуха должна проходить через рабочие каме-
ры без осуществления специальных мер по регулированию воз-
духораспределения. Последнее может быть достигнуто при воз-
вратно-точной схеме вентиляции.
Описанным выше условиям удовлетворяет схема вентиляции,
показанная на рис. 1.29. Панель или блок подготавливается про-
ведением только выемочно-транспортного штрека по пласту
58
в
Fee. 1.29. Возвратно-точная схема проветривания панели (блока) по пластам
Крмпшй-П (а) и АБ (б).
Кфаботки: 1 — выемочные; 2 — камеры; 3 — вентиляционные; 4 — вентиляционные сбой-
с пласта Красный-П на пласт ЛЙ; 5—уклон между пластами Красиый-II и АБ
Красный-П (рис. 1.29,а), по которому поступает свежий воздух,
а выемочно-вентиляционного по пласту АБ (рис. 1.29,6), по ко-
торому удаляется исходящая струя воздуха. В пределах рабо-
чей зоны, которую целесообразно начинать с проведения транс-
аортного уклона, соединяющего пласты, проходят вентиляцион-
ные штреки на границах панели (блока). Эти штреки сбиваются
с выемочно-вентиляционным штреком (пласт 45) за транспорт-
ным уклоном. Часть выемочно-вентиляционного штрека между
транспортным уклоном и вентиляционными сбойками изолиру-
ется перемычками.
При неустойчивой кровле и боковых породах осуществляется
паевая подготовка панели (блока). Выемка пластов в камерах
роизводится комбайнами с оставлением межходовых целиков,
т. е. тупиковыми забоями, или буровзрывным способом без пред-
варительной проходки разрезного штрека, т. е. также тупиковы-
ми забоями. В данном случае сквозное проветривание камер ли-
шено смысла, как и проходка вентиляционных штреков на гра-
шцах панели (блока).
Схема вентиляции, соответствующая данным условиям, по-
казана на рис. 1.30. Свежий воздух поступает в рабочие зоны
о полевому транспортному штреку 1 (рис. 1.30,а), удаление
сходящего воздуха осуществляется по вентиляционному 2,
пройденному рядом с транспортным штреком. С транспортного
трека на пласты Красный-П и АБ проходят уклон 5, с которого
пластах начинают проходку выемочных штреков 4. Для уда-
леаия исходящего воздуха рядом с выемочным в каждом пла-
сте проходят односторонние вентиляционные (сближенные)
треки 5, которые сразу же за транспортным уклоном 3 сбива-
ется с полевым вентиляционным штреком.
В данной схеме возможны некоторые изменения, связанные
с тем, что вместо полевой вентиляционной выработки может
быть пройдена пластовая по одному из пластов; в пределах ра-
бочей зоны вместо одностороннего могут быть пройдены двух-
сторонние вентиляционные штреки и т. д., однако схема венти-
стжни непосредственно рабочей зоны от этого не изменится. Воз-
59
a
Рис. 1.30. Схема проветривания панели при неустойчивых боковых породах
по пластам Красныи-П (а) и АБ (б).
Выработки: 1 — полевая панельная транспортная; 2 — полевая панельная вентиляцион-
ная; 3 — уклон с соли на пласты Красный-П н ЛБ\ 4 — выемочная; 5—пластовая
сближенная вентиляционная; 6 ~ камеры
можны комбинации: на одном из пластов может быть применена
схема, показанная на рис. 1.29, на другом — схема на рис. 1.30.
Схема вентиляции рабочих зон при обратном порядке отра-
ботки двух мощных пластов. Общим условием для всех схем
вентиляции является требование по организации сквозного про-
ветривания камер, которые отрабатываются в несколько слоев.
При комбайновой отработке вначале проходят выработку в верх-
нем слое, которая служит для целей вентиляции, а затем уже
отрабатываются весь верхний и нижний слои. При буровзрывной
выемке первую выработку (разрезную) проходят также для це-
лей вентиляции. В любом случае первыми пройденными выра-
ботками сбивают выемочные штреки с вентиляционными. Следо-
вательно, в рабочей зоне должны быть вентиляционные штреки
(панельные или блоковые), отнесенные к границам панели или
блока.
Независимо от устойчивости кровли камеры должны во всех
случаях проветриваться сквозной струей. Исключение составляет
мелкошпуровой способ отбойки руды в камерах, отрабатывае-
мых тупиковым забоем. Поэтому при отработке мощных пластов
рабочая зона должна иметь схему вентиляции, показанную на
рис. 1.29. Изменением в данной схеме может служить лишь то,
как будет осуществляться подача свежей и удаление исходящей
струи из рабочей зоны — по полевым (см. рис. 1.30) или пласто-
вым (см. рис. 1.29) штрекам.
При выемке пластов тупиковыми камерами рабочая зона
должна проветриваться по схеме, показанной на рис. 1.30, или
ее модификациям.
Проветривание рабочих зон при прямом порядке отработки
двух маломощных пластов. При неустойчивой кровле и боковых
породах камеры, как уже было замечено, отрабатываются тупи-
ковым забоем, подготовка панелей полевая. Схема вентиляции
показана на рис. 1.31. Свежий воздух подается по полевому
транспортному штреку 1 и через передовой уклон 3 в выемоч-
ные штреки 2, пройденные в пластах Красный-П и АБ. Удале-
60
a
5
tac. 1.31. Схема проветривания рабочих зон при примом порядке отработки
жух маломощных пластов с неустойчивыми боковыми породами Красный-П
И) АБ (б).
Выработка: 1 — полевой транспортный штрек; 2 — выемочные; 3 — уклон, соединяющий
аапеооА штрек с выемочным; 4 — камеры
Fmc. 1.32. Схема проветривания рабочих зон при отработке панелей блоками
«• «ластам Красный-П (а) и АБ (б).
Выртбптки: 1 — выемочные; 2 — передовые вентиляционные сбойки; 3 — камеры
е воздуха происходит по выемочным штрекам. Основной не-
достаток данной схемы заключается в том, что выработки (вые-
мочные штреки) с исходящей струей необходимо поддерживать
в выработанном пространстве на отрезке до вентиляционного
талона, который проходится с полевого вентиляционного штрека.
Если панель отрабатывается блоками небольшой длины, то
врв общей полевой подготовке панели блоки могут быть подго-
товлены пластовыми штреками. В этом случае свежий воздух
в блок будет поступать по выемочному штреку пласта Крас-
ный-П (рис. 1.32,а), а исходящие струи будут удаляться по вен-
таляционным штрекам, пройденным в каждом пласте с одной
стороны блока. Удаление отработанного воздуха с пласта Крас-
ный-П будет осуществляться через пласт АБ, для чего вентиля-
ционные штреки пластов сбиваются.
Недостатками такой схемы являются:
необходимость поддерживать в выработанном пространстве
вектиляционный штрек на пласте АБ и выемочный штрек на
класте Красный-П;
61
по мере отработки блока передовые вентиляционные сбой-
ки 2 (см. рис. 1.32) оказываются в выработанном пространстве
и становятся путями утечек воздуха. Необходима их изоляция
перемычками. При отработке панели значительной длины число
таких вентиляционных сооружений увеличивается. Соответствен-
но растут и утечки воздуха.
Схемы вентиляции с использованием полевых транспортного
(для подачи свежей струи) и вентиляционного штреков показа-
ны на рис. 1.33 и 1.34.
На рис. 1.33 свежий воздух в рабочие зоны поступает по
транспортному уклону 3, исходящая струя удаляется по передо-
вому вентиляционному уклону 5 в полевой вентиляционный
штрек 2. Исходящая струя в пределах блока удаляется по вы-
емочным штрекам 4. Схема вентиляции предельно проста и на-
дежна, но имеет тот же недостаток, что и схемы на рис. 1.31 и
1.32, — это необходимость поддерживать в выработанном про-
странстве части выемочных штреков.
Вентиляционная схема на рис. 1.34 лишена подобного недо-
статка: свежий воздух с полевого транспортного штрека 1 в вы-
Рис. 1.33. Схема проветривании рабочих зон с использованием полевых вен-
тиляционных выработок при отработке пластов Красиый-II (а) и АБ (б).
Выработки: 1 — полевой транспортный штрек; 2 — полевой вентиляционный штрек; 3 —
транспортный уклон на пласты Красный-П н АБ; 4 — выемочные; 5 — вентиляционный
уклон; 6 — камеры
Рис. 1.34. Схема проиетриваиия рабочих зон с использованием сближенных
вентиляционных штреков и полевых вентиляционных выработок при отра-
ботке пластов Красиый-II (а) и АБ (б).
Выработки: / — полевые транспортные; 2—полевой вентиляционный штрек; 3 — уклон
на пласты; -/ — выемочные; 5 —сближенные вентиляционные; 6 — вентиляционная сбой-
ка; 7 — камеры
62
емочные штреки 4 пластов Красный-П и АБ подается по передо-
вому уклону 3, омывает рабочую зону и удаляется по сближен-
ным односторонним (или двухсторонним) вентиляционным штре-
кам 5 в вентиляционную сбойку 6 и далее в полевой вентиляци-
онный штрек 2. Таким образом, вентиляция в пределах блока
осуществляется как при обратном порядке отработки пластов.
Если кровля и боковые породы устойчивы, то производится
пластовая подготовка панелей и блоков, отработка камер ком-
байнами ведется без оставления межходовых целиков. При бу-
ровзрывной исключаются встречные забои, но появляется недо-
статок, связанный с дополнительным объемом проходки подгото-
вительных выработок—вспомогательных вентиляционных штре-
ков.
Схемы вентиляции при прямом порядке отработки двух мощ-
ных пластов. При устойчивых кровле и боковых породах отра-
ботка мощных пластов в большинстве случаев связана со сквоз-
ным проветриванием камер, а поэтому схема вентиляции рабо-
чей зоны должна быть такой, какой показана на рис. 1.35. Одна-
ко если отработка рабочей зоны на сокращающийся целик пред-
ставляет опасность, тогда необходимо применить схему, пока-
занную на рис. 1.36, т. е. использовать полевую подготовку па-
иели и вспомогательные вентиляционные штреки.
В случае отработки камер тупиковым забоем (пласты В)
схемы вентиляции не будут отличаться от представленных иа
рис. 1.32, 1.33, 1.34 и 1.35.
При неустойчивой кровле подготовка панелей должна быть
полностью полевой, т. е. транспортные штреки для подачи све-
жей струи и вентиляционные штреки проходятся в нижележа-
мих породах. Схема вентиляции рабочей зоны при таком спосо-
бе подготовки показана на рис. 1.37: на выемочные штреки У
нластов Красный-П и АБ свежий воздух с полевого транспорт-
ного штрека 1 подается по передовому уклону 4, исходящая
струя удаляется по вентиляционным штрекам 5 и вентиляцион-
ным сбойкам 6 в полевой вентиляционный штрек 2. Вентиляци-
онные штреки на пласте АБ сбиты с вентиляционными штрека-
ми на пласте Красный-П сбойками 6, далее проходится цен-
тральная вентиляционная сбойка, по которой весь исходящий
воздух панели удаляется в полевой вентиляционный штрек. Вы-
емочный штрек на пласте Красный-П между уклоном 4 и вен-
тнляционными сбойками 6 изолируется перемычками, чтобы ис-
ключить прямое замыкание свежего воздуха с уклона в исхо-
дящую струю.
Недостатком схемы является значительное число подготови-
тельных выработок и сбоек. Однако этим, в свою очередь, до-
стигается максимальная безопасность работ, так как нет необ-
ходимости поддерживать в выработанном пространстве рабочие
выработки. При выемке и особенно с применением веерной от-
бойки руды вдоль каждой камеры проходят разрезной штрек,,
следовательно, камеры должны проветриваться сквозной струей,
63>
Рис. 1.35. Схема проветривания рабочих зон при выемке блоками мощных
пластов Красный-П (а) и АБ (б) с устойчивыми боковыми породами.
Выработки: 1 — выемочные; 2 — вентиляционные; 3 — камеры; 4 — уклон с пласта Крас-
ный-П на пласт АБ; 5 — вентиляционные сбойки между пластами
Рис. 1.36. Схема проветривания рабочих зон при выемке мощных пластов
Красный-П (а) и АБ (б) с устойчивыми боковыми породами и использова-
нием вспомогательных вентиляционных штреков.
Выработки: 1 — полевые транспортные; 2— выемочные; 3 — уклон с полевого транспорт-
ного на выемочные штреки; 4 — вспомогательные вентиляционные; 5 — панельные (бло-
ковые) вентиляционные
Рис. 1.37. Схема проветривания рабочих зон при прямом порядке отработки
мощных пластов Красный-П (а) и АБ (б) со слабоустойчивыми боковыми
породами.
Выработки: / — полевые транспортные; 2 — полевой вентиляционный штрек; 3— выемоч-
ные; 4 — уклон на пласты Красный-П и АБ; 5 — вентиляционные; 6 — вентиляционные
сбойки; 7 — камеры
64
для чего на границах панели или блока должны быть пройдены
вентиляционные штреки. Как уже указывалось выше, схема
движения воздуха в пределах рабочей зоны должна быть про-
тивоточная (возвратноточная).
Схема проветривания панели (блока), соответствующая опи-
санным условиям, показана на рис. 1.35. Свежий воздух подает-
ся в панель или блок по выемочно-транспортному штреку 1,
пройденному в пласте Красный-П (рис. 1.35,а). В выработки
пласта АБ он поступает по транспортному уклону 4 (рис. 1,35, б).
Выемка пластов в пределах рабочей зоны (блока) осуществля-
ется в обратном порядке от границы зоны к уклону, который
проходится между выработанным пространством и рабочим бло-
ком. Выемочный штрек в пласте АБ между уклоном и отрабо-
танной зоной изолируется перемычками (рис. 1.35,6), поэтому
часть этого штрека, находящегося в выработанном пространстве,
используется для удаления исходящей струи всей панели, а часть
находящегося в рабочей зоне — для подачи свежей струи к ра-
бочим камерам.
Удаление исходящего воздуха из рабочих зон производится
по вентиляционным штрекам 2, проходимым по всем пластам.
Эти штреки в районе выработанного пространства сбивают вен-
тиляционными сбойками, по которым исходящая струя с пласта
Красный-П удаляется на пласт АБ.
Недостатком данной схемы является то, что отработка запа-
сов ведется по направлению к выработанному пространству (на
сокращающийся целик). Это представляет определенную слож-
ность на пластах, опасных по внезапным выбросам соли и газа.
Полевая подготовка панели позволяет устранить данный не-
достаток (см. рис. 1.36). В' этом случае свежий воздух поступает
в панель или блок по полевому транспортному штреку 1, а на
выемочные штреки 2 каждого пласта — по передовому уклону 3.
На границах панели (блока) проходят панельные (блоковые)
вентиляционные штреки 5, а для организации противоточной
схемы движения воздуха в пределах рабочей зоны используют
вспомогательные вентиляционные штреки 4.
2. ТЕХНОЛОГИЧЕСКИЕ СХЕМЫ ПОДГОТОВКИ
И ОТРАБОТКИ ШАХТНЫХ ПОЛЕЙ
2.1. ПОДГОТОВКА И ОТРАБОТКА ОСТАВШИХСЯ ЗАПАСОВ
ШАХТНОГО ПОЛЯ БКПРУ-1*
В пределах шахтного поля БКПРУ-1 отрабатываются сильвини-
товые пласты Красный-П, АБ и карналлитовый пласт Вк
(рис. 2.1). Ддя отработки запасов принят панельный и, частич-
* В составлении раздела принимал участие В. П. Курбатов.
5 Зак. 157 65
a
Рис. 2.1. Схема отработки оставшихся запасов шахтного поля БКПРУ-1 по
пластам:
а — Красный-П, б — АБ, в —Вк
но, блоковый способы подготовки. Панели имеют широтное и
меридиональное простирание. Ширина панелей 400 м, их длина
определяется расстоянием от основных транспортных выработок
до границ шахтного поля и составляет 1,5—5,5 км. На вновь
вводимых в отработку панелях применяется конвейерный транс-
порт отбитой руды, а на дорабатываемых панелях сохраняется
электровозная откатка. Подготовка панелей к отработке осу-
ществляется соответственно проходкой конвейерного или отка-
точного штреков по каменной соли, выемочных и вентиляцион-
66
Рис. 2.2. Схема расположения основных подготовительных выработок:
а — поперечное сечение по выработкам главных направлений юго-западной части шахт-
ного поля (сеч. А— А на рис. 2.1); б, в, г — поперечное сечение по панельным штре-
кам прн отработке пласта соответственно Красный-П (сеч. 5—5 на рнс. 2.1); АБ
(сеч. В—В на рнс. 2.1); Вк (сеч. Г—Г на рнс. 2.1); 1 — 10-й юго-западный разведочный
штрек; 2 — групповой транспортный юго-западный штрек; 3 — групповой конвейерный
юго-западный штрек; 4 — панельный выемочный штрек; 5 — панельный конвейерный
штрек; 6 — панельный вентиляционный штрек; 7 — панельный транспортный штрек; 8 —
панельный откаточный штрек
ных штреков — по отрабатываемым пластам (рис. 2.2). Порядок
отработки дорабатываемых панелей прямой, а вновь вводимых
в отработку — обратный.
2.2. ПОДГОТОВКА И ОТРАБОТКА ОСТАВШИХСЯ ЗАПАСОВ
ШАХТНОГО ПОЛЯ БКПРУ-2
Общая схема подготовки и отработки оставшихся запасов шахт-*
ного поля приведена на рис. 2.3.
С целью предотвращения или уменьшения отрицательных по-
следствий от возможных прорывов воды в горные выработки
предусматривается оставление на неотработанной части шахт-
ного поля двух изолированных блоков — на северной части и од-
ного блока на юго-восточной. Блоки отделяются от выработан-
ного пространства охранными целиками. Вскрытие запасов этих
блоков осуществляется пятью выработками, расположенными в
соляных породах ниже пласта Красный-Ш.
В случае обнаружения в пределах этих блоков явных при-
знаков рассолопроявлений сооружаются капитальные бетонные
перемычки с врубами. Сооружение капитальных перемычек осу-
ществляется под защитой временных (рис. 2.4). Объем врубов
под перемычку зависит от сечения вскрывающих выработок и
составляет 410—550 м3.
Разработку сильвинитовых пластов АБ и В ведут с параме-
трами системы разработки, приведенными в табл. 2.1.
5* 67
29 Западная панель
29 Восточная пане*
18 Западная панель
*16 Западная панель
Западная паналь
12 Западная панель
10 Западная папаяь
1991-1989
15 Западная панель
1993-2000
8 Западная панель
Охранный целик
1990-1989
Ств.2
7 Восточная паналь
13 Восточная капель
15 Восточная панель
Условные обозначения
2
9 Восточная панель
11 Восточная панель
_______________18 Восточная панель
2000-1992______,
_______________16 Восточная панель ]
2000-1992______~1
______________14 Восточная панель j
бхранный целик |
1998-1991 1
12 Восточная панель
0 1997-1.990 О
11 Западная панель
13 Западная панель
17 Западная панель
1992-1997
1994-2001
1989-1991 О
1989-1990
1989-1991
1989-1992
Ста. 1
1989-1994
Охранным целик
17 Восточная панель
Рис. 2.3. Схема отработки оставшихся запасов шахтного поля БКПРУ-2:
/ — отработанная часть шахтного поля по состоянию на начало 1989 г.; 2 —зона заме-
щения пласта каменной солью; 3 — охранные целики около скважнн; 4 — календарный
план отработки запасов
2.3. ПОДГОТОВКА И ОТРАБОТКА ЗАПАСОВ
ЦЕНТРАЛЬНОЙ ЧАСТИ ШАХТНОГО ПОЛЯ БКЗ-4
Для отработки запасов шахтного поля БКЗ-4 принят панельно-
блоковый способ подготовки (рис. 2.5). Длина панелей — 3 км,
ширина — 1,4 км, длина блоков 700 м, а их ширина — 400 м. По-
рядок отработки панелей и блоков — обратный. Доставка руды
осуществляется конвейерным транспортом.
68
. Пл. Краем ый-Ш
45000 25000 25000
11240
Рис. 2.4. Схема расположения вскрывающих выработок и конструкции пере-
мычек:
а — поперечное сеченне по месту заложения временных перемычек (сечение Б-Б на
рис. 2.3); б — то же, по месту заложения постоянных перемычек (сеченне А-А на
рис. 2.3); в — продольный разрез по вскрывающей выработке с перемычками (сечеиие
В-В на рис. 2.3); 1 — временная перемычка; 2—постоянная перемычка
Таблица 2.1
Параметры системы разработки
Параметры Пласт АБ Пласт Красный-П
ширина камеры, м ширина междука- мерного целика, м ширина камеры, м ширина междука- мерного целика, м
Основные промышленные 3,2 5,8 6,1 2,9
Зоны смягчения 3,2 7,3 6J 4,4
Зоны смягчения на дорабатываемых в 1989—1990 гг. панелях 3,2 3,8 6,1 7,9
Жестких целиков (в районе аномаль- ных зон водозащитной толщи) 3,2 10,8 6J 7,9
Опытные с гидрозакладкой 3,2 5,8 6,1 2,9
Опытные для зон смягчения с гидро- закладкой 3,2 7,8 6,1 4,9
69
Рис. 2.5. Схема отработки запасов центральной части шахтного поля БКЗ-4
по пластам:
о —каменная соль; б — Красный-П
Выработки главных направлений и панельные выработки рас-
полагаются в подстилающей каменной соли, а блоковые — по от-
рабатываемым пластам (рис. 2.6).
2.4. ПОДГОТОВКА И ОТРАБОТКА ОСТАВШИХСЯ ЗАПАСОВ
ШАХТНОГО ПОЛЯ СКПРУ-1
Общая схема отработки сильвинитовых пластов Красный-П, АБ,
Bz и карналлитового пласта Вк приведена на рис. 2.7, а распо-
ложение основных подготовительных выработок — на рис. 2.8.
Для отработки оставшихся запасов принята панельная под-
готовка в отличие от ранее применявшейся блоковой. Предусмо-
трен перевод вновь вводимых в отработку панелей на конвейер-
ный транспорт. На дорабатываемых панелях и при добыче кар-
наллита сохранена электровозная откатка.
Отработка панелей осуществляется в прямом порядке. Для
охраны пластовых подготовительных выработок от проявления
горного давления оставляются временные предохранительные це-
лики.
70
Рис. 2.6. Схема расположения основных подготовительных выработок:
а — поперечное сеченне по главным южным штрекам (сеч. А-А на рнс. 2.5); б — то же
по главным юго-восточным штрекам (сеч. 5-5 на рнс. 2.5); в —то же по панельным
штрекам (сеч. 5-5 на рнс. 2.5); г —то же по блоковым штрекам (сеч. Г-Г на рис. 2.5);
1 — главные южные вентиляционные штреки; 2 — главный южный закладочный штрек;
3 — главные южные конвейерные штреки; 4 — главный южный транспортный штрек;
5 —главные юго-восточные вентиляционные штреки; 6 — главный юго-восточный закла-
дочный штрек; 7 — главные юго-восточные конвейерные штреки; 8 — главный юго-восточ-
ный транспортный штрек; 9— панельные вентиляционные штреки; 10— панельный за-
кладочный штрек; 11— панельный конвейерный штрек; 12 — панельный транспортный
штрек; 13 — блоковые выемочные штреки; 14 — блоковые конвейерные штреки
2.5. ПОДГОТОВКА И ОТРАБОТКА ОСТАВШИХСЯ ЗАПАСОВ
ЦЕНТРАЛЬНОЙ ЧАСТИ ШАХТНОГО ПОЛЯ СКПРУ-2
На шахтном поле рудника СКПРУ-2 отрабатываются три силь-
винитовых пласта: Красный-П, АБ и Вс (рис. 2.9). Шахтное
поле разделено на два крыла: западное и восточное, каждое из
которых в свою очередь разделено на северную и южную части.
В соответствии с этим выполнена проходка выработок главных
направлений (рис. 2.10).
Для отработки запасов принята панельная подготовка. Ши-
рина панелей 400 м, длина—1,0—2,2 км. Осуществляется пере-
x(^i с прямого порядка отработки панелей на обратный.
2.6. ПОДГОТОВКА И ОТРАБОТКА ОСТАВШИХСЯ ЗАПАСОВ
ЦЕНТРАЛЬНОЙ ЧАСТИ ШАХТНОГО ПОЛЯ СКПРУ-3
На шахтном поле рудника СКПРУ-3 отрабатываются два силь-
винитовых пласта: Красный-П и АБ (рис. 2.11). Для отработки
запасов принята панельно-блоковая подготовка. Ширина пане-
лей 1,2 км, длина 5—7 км. Ширина блоков — 400 м, длина —
500 м. Приели отрабатываются прямым порядком, а блоки — об-
ратным. Около выработок главных направлений и панельных
выработок оставляются временные предохранительные целики
шириной соответственно 400 и 160 м. Взаимное расположение
основных подготовительных выработок показано на рис. 2.12.
71
Рис. 2.7. Схема отработки оставшихся запасов шахтного поля СКПРУ-1 по
пластам:
а — Красный-П; б — АБ; в — Вс и Вк; / — номер и наименование панели (10-я юго-
западная панель); 2 — отработанные запасы; 3 — временный целик около выработок
главных направлений; -/ — площади распространения смешанных солей; 5 —площади
распространения пласта В карналлитового состава (Бк); б — участок выщелачивания
пласта В; 7 — охранные целикн около скважин; 8 — охранные целики около стволов и
околоствольных выработок
2.7. ТЕХНОЛОГИЯ ПРОХОДКИ ПРОТЯЖЕННЫХ
РАЗВЕДОЧНЫХ ВЫРАБОТОК*
Протяженные разведочные выработки проходят комбайновым
комплексом ПК-8М. Проходка ведется спаренными выработка-
ми, соединяемыми сбойками через каждые 200—250 м. Наличие
двух выработок обеспечивает эффективное проветривание за-
боев, возможность механизации работ по доставке материалов
и оборудования и конвейерную доставку горной массы от про-
ходческих работ. Схема расположения разведочных выработок
и размещения проходческого оборудования приведена на
рис. 2.13.
Последовательность работ по проходке выработок и схема
проветривания забоев приведены на рис. 2.14.
По мере проходки выработок и осуществления очередной
сбойки их между собой в районе проходческих забоев в преды-
дущей сбойке сооружается вентиляционная перемычка, конструк-
ция которой приведена на рис. 2.15.
Доставка горной массы от комбайна до места разгрузки на
* В составлении раздела принимал участие В. П. Шабловский.
73
Рис. 2.8. Схема расположения основных подготовительных выработок:
а—поперечное сеченне по главным юго-восточным штрекам (сечение А-А на рис. 2.7); б — то же по главным западным штрекам (сечение
Б-Б на рис. 2.7); в — то же по главным северо-восточным штрекам (сечение В-В на рис. 2.7); / — карналлитовый откаточный штрек; 2 — глав-
ный юго-восточный карналлитовый конвейерный штрек; 3 — главный юго-восточный вентиляционный штрек; 4 — транспортный штрек закла-
дочного комплекса; 5 —главный восточный откаточный штрек; 6 — главный юго-восточный карналлитовый закладочный штрек; 7 — главный
юго-восточный транспортный штрек; 8 — западный транспортный штрек; 9 — западный конвейерный штрек; 10 — западный вентиляционный
штрек; 11 — главный северо-восточный вентиляционный штрек; 12 — главный северо-восточный карналлитовый штрек; 13 — главный северо-
восточный карналлитовый конвейерный уклон; 14 — главный северо-восточный транспортный штрек; /5 —главный северо-восточный
клрнлллН1опий 1ЛКЛЛЛОЧПЫЙ конвейерный штрек
а
4,2 м
42м
#м42м
14*и ft/м #м
Рис, 2.10. Схема расположе-
нии основных подготовитель-
ных выработок:
а — поперечное сечение по северо-
западным штрекам гор. — 220 (се-
чение А-А на рнс. 2.9); б — то же
'по юго-западным штрекам гор.
—220 (сечение Б-Б на рнс. 2.9); в —
то же по восточным штрекам гор.
—220 (сечение В-В на рнс. 2.9); г —
то же по восточным штрекам гор.
—143 (сечение Г-Г на рис. 2.9); д —
то же, по северо-восточным штрекам
горизонта —143 м (сечение Д-Д на
рис. 2.9); е — то же, по юго-восточ-
ным штрекам гор. — 143 м (сече-
ние Е-Е на рнс. 2.9); / — северо-за-
падный вентиляционный штрек; 2 —
северо-западный транспортный
штрек; 3— северо-западный кон-
вейерный штрек; 4 — юго-западный
транспортный штрек; 5 — юго-за-
падный вентиляционный штрек; 6 —
юго-западный конвейерный штрек;
7 — западный вентиляционный
штрек; 8 — западный конвейерный
штрек; 9— западный транспортный
штрек; 10— восточный вентиляци-
онный штрек; //—восточный транс-
портный штрек; 12 — восточный
конвейерный штрек; 13 — северо-
восточный вентиляционный штрек;
14 — северо-восточный откаточный
штрек; 15 — северо-восточный кон-
вейерный штрек; 16 — северо-вос-
точный транспортный штрек; 17 —
юго-восточный вентиляционный
штрек; 18 — юго-восточный кон-
вейерный штрек; 19 — юго-восточ-
ный транспортный штрек
ff
4 ;
8,8м
8,8м
1 u. 1 *.
пл. Красный-П
пл. А Б
пл. Красный-
11 .
8,8 м
288 м
Рис. 2.12. Схема расположении основных подготовительных выработок:
а — поперечное сечение по главным западным штрекам (сечение Д-Д на рис. 2.11); б —
то же. по панельным штрекам (сеч. Б-Б на рис. 2.11); в — то же, по блоковым штрекам
(сеч. В-В на рнс. 2.11); 1 — главные западные вентиляционные штреки; 2 — главные за-
падные транспортные штреки; 3 — главный западный конвейерный штрек; 4 — панельный
вентиляционный штрек; 5 —панельный конвейерный штрек; 6 — панельный транспортный
штрек; 7 — блоковые выемочные штреки; «—блоковые вентиляционные штреки; 9 —за-
глубленный конвейерный штрек
^пл.крас-
кый-и
ленточный конвейер осуществляется самоходным вагоном
5ВС-15М. Для обеспечения возможности разгрузки горной мас-
сы на ленточный конвейер у натяжной головки устанавливается
разгрузочная платформа (рис. 2.16).
В процессе проходки разведочных выработок осуществляется
бурение дренажных шпуров в кровлю выработки и производит-
ся крепление кровли анкерами. Схема расположения дренажных
шпуров и паспорт крепления приведены на рис. 2.17.
Состав комплекса проходческого оборудования
Комбайн ПК-8М.......................................... 1
Самоходный вагон 5ВС-15М............................... 1
Ленточный конвейер 1Л-80 (2Л-80)....................... На длину
проходки
Агрегат для установки анкерной крепн .................. 1
или ручная колонка для установки винтовой крепи ... 2
Буровой станок для скважин кернового бурения БСК-2М-2-100 1
Вентилятор местного проветривания СВМ-5 (ВМ-6) .... 1
Электропусковая аппаратура .............................. Комплект
Компрессор 0-16 (ПК-1>75).................................... 1
Организация работ по проходке разведочных выработок
включает непосредственно проходческие работы и монтажные
работы, связанные с наращиванием конвейера. График органи-
зации работ приведен на рис. 2.18.
Применение данной технологии обеспечивает достижение сле-
дующих показателей:
Объем проходки за месяц, м............................. 500
Объем бурения разведочных скважии за месяц, м..............30
Себестоимость проходки 1 м выработки, включая бурение
скважин, опробование, обработку материалов, маркшейдер-
ское обслуживание, анализ проб и т. д., руб. (здесь и далее
в книге цены приведены на уровне 1991 г.) ...... 100
78
200-250м
79
Рис. 2.15. Вентиляционная перемычка:
1 — шпуры диаметром 42 мм с деревянными пробками; 2 — парусина; 3 — доска толщи-
ной 20 мм; 4 — дверь; 5—брус
Рис. 2.16. Разгрузочная
платформа*.
1 — отбойный брус; 2 —
опорный брус; 3 — распор-
ный брус; 4 — рудная ме-
лочь; 5 — скобы; 6 — труба
((“1,5 м); 7 — лестница
2.8. ИСПОЛЬЗОВАНИЕ ПОДЗЕМНОГО ПРОСТРАНСТВА
КАЛИЙНЫХ РУДНИКОВ
ДЛЯ НУЖД НАРОДНОГО ХОЗЯЙСТВА*
Под использованием подземного пространства подразумевается
вторичное использование отработанных горных выработок для
народнохозяйственных целей либо размещение подземных соору-
жений в специально пройденных выработках.
* В составлении раздела принимала участие Т. С. Тихонова.
80
Рис. 2.17. Схема размещения дренажных шпуров и паспорт крепления разве-
дочных выработок:
а — узел I (см. рис. 2.13); б — узел II (см. рис. 2.13); 1, 2 — дренажные шпуры дли-
ной I соответственно 3 и 1,5 м
В России и особенно за рубежом широко используется
подземное пространство для размещения различного рода
хранилищ (продовольственных товаров, ценной документации,
сельскохозяйственных продуктов, нефти), теплиц, птицефабрик,
заводов по производству шампанских вин, лечебниц, а также
предприятий машиностроения, точного приборостроения и мно-
гого другого.
Выбор возводимого объекта наряду с другими факторами
обусловлен горно-геологическими условиями места его заложе-
ния под землей, специфическими свойствами пород, в которых
он будет размещен, и естественными температурно-влажностны-
ми параметрами воздуха в выработках.
Размещение подземных сооружений в отработанных горных
выработках. Обследование отработанных горных выработок с це-
лью выбора перспективных из них для повторного использова-
ния, выполненное в 1987 г. в соответствии с действующими тре-
бованиями *, показало практическую невозможность повторно-
го использования очистных и подготовительных выработок по
различным причинам (подлежат закладке, пройдены в слабо-
устойчивых породах, наличие газодинамических явлений).
* Положение «Порядок отбора, учета н консервирования подземных
горных выработок и естественных полостей (пещер), перспективных для раз-
мещения объектов, не связанных с добычей полезных ископаемых», утв. Гос-
комитетом СССР по делам строительства 3.10.1985 г.
6 Зак. 157 81
Использование калийных рудников для хранения товаров и
продовольствия. Эксперименты по хранению товаров и продо-
вольствия в соляных выработках, проведенные различными на-
учно-исследовательскими институтами (ВНИИсоль, ВНИИЭТси-
стем, ВНИИзерна), показали, что соляная бактерицидная среда
препятствует развитию гниения и плесени. Это служит предпо-
сылкой к выводу, что и в калийных выработках воздушная сре-
да имеет те же особенности. Невысокая стабильная температу-
ра (от +7 °C до +10 °C) и пониженная относительная влаж-
ность воздуха в горных выработках являются положительными
факторами для сохранности широкого ассортимента продоволь-
ственных и промышленных товаров. Специфические условия ка-
лийных шахт дают возможность длительное время сохранять
некоторые виды-продовольствия (например, сахар, зерно, муку,
сухари, мясные, рыбные и молочные консервы), которое превы-
шает сроки их хранения в поверхностных складах. Такие под-
земные склады, в которых хранение осуществляется в естествен-
ной воздушной среде горных выработок, являются наиболее эко-
номичными.
Специфические свойства воздушной среды в калийных выра-
ботках предполагают возможность сохранения в них сельскохо-
зяйственной продукции (овощей, фруктов, зерна) с гораздо луч-
шими товарными качествами, чем в поверхностных складах. Од-
нако оптимальная температура хранения овощей и фруктов ниже
температуры воздуха в горных выработках. Как показал опыт
по хранению картофеля в рудниках ПО «Сильвинит», для долго-
временной сохранности клубней (исключения их прорастания)
нужно снизить температуру воздуха до +1—3 °C. Это относится
и к другим корнеплодам.
Требуемая температура хранения зерна соответствует есте-
ственной температуре воздушной среды в выработках. Поэтому
возможно строительство подземных зернохранилищ в калийных
рудниках. Особенно выгодным и важным является создание хра-
нилищ семенного зерна. Хранение такого зерна в поверхностных
складах затруднено из-за колебаний температуры и влажности,
из-за наличия в воздухе большого количества микроорганизмов.
Нестабильность этих параметров приводит к ухудшению по-
севных качеств семян, что исключается в подземных храни-
лищах.
Выращивание зелени и грибов в горных выработках находит-
ся в начальной экспериментальной стадии. Окончательных вы-
водов о возможности строительства подземных теплиц в калий-
ных рудниках не сделано.
Размещение глинисто-солевых шламов в калийных рудниках
является промышленно освоенным технологическим процессом.
Разработаны и освоены способы размещения шламов в отрабо-
танных камерах совместно с солеотходами и в специально про-
ходимых выработках в соляном массиве, располагаемом ниже
промышленных пластов и маркирующей глины. Технология
82
строительства специальных камер и технология ведения работ
по размещению шламов приведены в разд. 2.9, 4.4, 4.5 и 4.6.
Подземные склады для размещения токсичных отходов (пе-
стициды, гербициды), как показали результаты специальных ис-
следований, не могут быть размещены как в действующих ка-
лийных рудниках, так и на всей остальной территории Верхне-
камского месторождения.
Спелеолечебницы. Давно известны лечебные свойства соля-
ных шахт, которые широко используются для лечения заболева-
ний органов дыхания. Таким же эффектом обладают калийные
шахты. Это было подтверждено в результате работы подземной
спелеолечебницы в руднике БКПРУ-1 ПО «Уралкалий», дей-
ствующей с 1977 г.
Лечебный эффект спелеотерапии в калийных шахтах обус-
ловлен постоянством температуры и влажности, отсутствием ал-
лергенов в воздухе, низкой бактериальной загрязненностью воз-
духа, наличием большого числа легких отрицательно заряжен-
ных аэроинов, а также мельчайших частиц калийной и натрие-
вой солей и различных микроэлементов, входящих в состав ка-
лийных солей. Имеющийся в калийных солях радиоактивный
изотоп К40 обеспечивает благоприятный лечению уровень есте-
ственной ионизации. Наличие в соляных пластах глинистых про-
слоев, обладающих высокой пористостью, обусловливает спо-
собность калийных пород адсорбировать и инактивировать раз-
личные вещества, загрязняющие воздух. Это обеспечивает высо-
кую частоту рудничной атмосферы в подземной лечебнице.
Спелеолечебница в руднике БКПРУ-1 расположена в специ-
ально пройденных горных выработках в сильвинитовом пласте
на глубине 280 м и удалена от ствола на 260 м. Она состоит из
9 палат (на 30 коек), кабинетов врача, медсестры и инженера по
технике безопасности. Общий объем лечебницы 5020 м3.
В УФ ВНИИГ разработан проект спелеолечебницы в рудни-
ке СКПРУ-2 ПО «Сильвинит». Она рассчитана на 30 мест. Вы-
работки лечебницы располагаются на сильвинитовом пласте АБ
в районе пятого ствола.
В 1989 г. ВНИИГом выполнен проект строительства спелео-
лечебницы на 150 мест в руднике БКЗ-4. В этом же году начато
ее строительство.
В ходе подготовки исходных данных для проектирования по-
следнего объекта обобщен имеющийся опыт эксплуатации дей-
ствующей лечебницы и определены основные требования к ме-
сторасположению.
Особое внимание следует уделять горно-геологическим усло-
виям расположения лечебницы, т. к. состав пород определяет
степень лечебного эффекта, а устойчивость — объемно-планиро-
вочное размещение лечебницы (высота, ширина палат и кори-
доров, их протяженность) и срок ее службы.
При строительстве лечебницы в действующем руднике место
для ее размещения выбирается с учетом:
6*
83
возможности организации обособленного проветривания ле-
чебницы;
расположения на входящей струе для исключения загрязне-
ния воздуха в лечебнице токсичными веществами, образующи-
мися в результате ведения горных работ;
возможности организации системы подготовки воздуха с це-
лью стабилизации его температуры и влажности, а также для
приобретения им полезных свойств (ионизации, очистки от бак-
терий и вредных примесей);
отсутствия газодинамических явлений.
2.9. ТЕХНОЛОГИЯ ПРОХОДКИ
КАМЕР БОЛЬШОГО СЕЧЕНИЯ
ДЛЯ РАЗМЕЩЕНИЯ ШЛАМОВ
Строительство камер большого сечения (большеобъемных ка-
мер) является важным природоохранным мероприятием, способ-
ствующим ликвидации шламохранилищ на земной поверхности.
Большеобъемные камеры целесообразно располагать вблизи от
места производства закладочных работ, что позволит использо-
вать соль, образующуюся от проходки комплекса горных выра-
боток для закладки отработанных очистных камер на промыш-
ленных пластах. Необходимая устойчивость кровли камер обес-
печивается расположением их в подстилающих породах, зале-
гающих ниже слоя маркирующей глины (рис. 2.19) и приданием
камерам яйцевидной формы (рис. 2.20). Объем и число камер
выбирают исходя из объема образующихся на предприятии
шламов.
Основные технические показатели комплекса горных выра-
боток для размещения шламов на руднике БКЗ-4: общий объем
выработок для размещения шламов, тыс. м3 — 540; годовая про-
изводительность комплекса, тыс. м3 — 436.
Подготовительные работы начинают с проходки конвейерного
уклона и подкамерных конвейерных штреков. Из них проходят
рудоспускные скважины для перепуска руды при последующей
проходке транспортного штрека и уклонов, шламового штрека
и камеры большого сечения. После проведения шламовых штре-
ков осуществляют их сбойку с вентиляционными штреками ге-
зенком. Шламовый штрек сбойками соединяется в нескольких
местах с верхней частью камеры большого сечения, а транспорт-
ный штрек сбойками соединяется с ней на уровне каждого про-
ходимого слоя.
84
Рис. 2.19. Схема расположения выработок для размещения шламов иа руднике БКЗ-4:
1— транспортный штрек; 2 — конвейерный уклон; 3 — камера для размещения шлама; 4 — подкамерный конвейерный штрек; 5—шламовый
штрек; 6 — транспортный уклон; 7 — рассолосборннк; 8 — насосная; 9 — вентиляционный штрек; 10 — заезд на подкамерный конвейерный
штрек; // — сбойка шламового штрека с камерой; 12— сбойка транспортного штрека с камерой; 13 — рудоспускная скважина; 14 — вентиля-
ционный гезенк
Рис. 2.20. Поперечное сечение больше-
объемной камеры с подводящими выра-
ботками (сечение В—В, обозначения те
же, что на рис. 2.19)
3. ТЕХНОЛОГИЧЕСКИЕ СХЕМЫ
МЕХАНИЗАЦИИ ОЧИСТНЫХ РАБОТ
3.1. ТЕХНОЛОГИЯ КОМБАЙНОВОЙ ВЫЕМКИ ПЛАСТА
КРАСНЫЙ-П ПРИ ПОЛЕВОЙ ПОДГОТОВКЕ (БКПРУ-1)*
Технология основана на применении на очистной выемке ком-
байновых комплексов типа «Урал-20КС» с сечением исполни-
тельного органа 20,2 и 15,3 м2 и ПК-8. Технологическая схема
выемки пласта Красный-П с применением комбайнов
«Урал-20КС» приведена на рис. 3.1 и 3.2, а ПК-8 —на рис. 3.3.
Эти схемы объединяет общий технологический принцип веде-
ния горных работ, заключающийся в применении для доставки
руды ленточных конвейеров, размещаемых в выработке, распо-
лагаемой в каменной соли под выемочным штреком. В зависи-
мости от места ведения горных работ (глубина) и применяемого
оборудования (тип комбайна) отработка камер осуществляется
четырех-, шести- и восьмиходовыми камерами соответственно с
одним, двумя и тремя технологическими целиками шириной по
0,7 м. Порядок отработки камерного блока обозначен цифрами
на поперечных сечениях комбайновых ходов (см. рис. 3.1, в,
3.2, в, 3.3, в). Сбойка камер с вентиляционным штреком произ-
водится только для одного (первого) комбайнового хода.
Схема проветривания панели при прямом порядке ведения
добычных работ приведена на рис. 3.4.
Основные технико-экономические показатели применения
данной технологии приведены в табл. 3.1. При этом принята сте-
* В составлении раздела принимала участие Т. С. Тихонова.
86
Рис. 3.1. Технологическая схема выемки пласта
Красный-П с применением комбайнов «Урал-20КС»
(S=20,2 м2) при полевой подготовке:
а — план части панели; 6 — продольный разрез по оси ка-
меры; в — поперечный разрез по камерному блоку; 1 — Ком-
байн <Урал-20КС»; 2 — бункер-перегружатель БП-14А; 3 —
самоходный вагон 5ВС-15М
пень износа комбайнов, соответствующая объему добытой ими
руды, равному 500 тыс. т.
3.2. ТЕХНОЛОГИЯ КОМБАЙНОВОЙ ВЫЕМКИ ПЛАСТА
КРАСНЫЙ-П ПРИ ПЛАСТОВОЙ ПОДГОТОВКЕ (БКПРУ-1)*
Технология основана на применении комбайнов типа
«Урал-ЮКС», работающих в комплексе с БП-14А и 5ВС-15М.
Для доставки руды по выемочному штреку прокладывают скреб-
ковый конвейер СП-301. Технологические схемы ведения добыч-
ных работ на панели приведены на рис. 3.5.
Различие в схемах ведения добычных работ вызвано горно-
геологическими условиями разработки (глубина, устойчивость
пород непосредственной кровли, складчатость). Порядок отра-
ботки камерных блоков приведен на рис. 3.5, г и 3.5, д.
Основные технико-экономические показатели очистной выем-
ки приведены в табл. 3.2.
* В составлении раздела принимала участие Т. С. Тихонова.
87
Рис. 3.2. Технологическая схема выемки пласта
Красный-П с применением комбайнов «Урал-20КС»
(5=15,3 м2) при полевой подготовке:
а—план части панели; б — продольный разрез по осн ка-
меры; в — поперечный разрез по камерному блоку; 1 — ком-
байн <Урал-20КС», 2—бункер БП-14А; 3 — самоходный ва-
гон 5ВС-15М
3.3. ТЕХНОЛОГИЯ ВЫЕМКИ ПЛАСТА КРАСНЫЙ-П
С ПРИМЕНЕНИЕМ САМОХОДНОГО ОБОРУДОВАНИЯ*
Технология основана на применении комбайнов типа
«Урал-ЮКС» и комплексов самоходного оборудования для буро-
взрывной выемки. Технологическая схема ведения подготови-
тельных и очистных работ на панели приведена на рис. 3.6. При-
менение данной технологии позволяет механизировать все про-
изводственные процессы очистной выемки с достижением нового
более высокого уровня производительности труда, чем при при-
менении отдельно буровзрывной и комбайновых технологий.
Состав комплекса оборудования на горном участке приведен
в табл. 3.3.
Схема расположения шпуров при выемке пласта мощностью
7 м и ширине камеры 16 м приведена на рис. 3.7. Отличитель-
ной особенностью данной схемы является отбойка на обнажен-
* В составлении раздела принимал участие И. Н. Дудырев.
88
Рис. 3.3. Технологическая схема выемки пласта
Красный-П с применением комбайнов ПК-8 при по-
левой подготовке:
а —план части панели; б — продольный разрез по оси каме-
ры; в — поперечный разрез по камерному блоку; 1 — ком-
байн ПК-8М; 2 — самоходный вагон 5ВС-15М
Рис. 3.4. Схема проветривания панели
при прямом порядке ее отработки:
1 — направления подвигания фронта очистных
работ; 2 — свежая струя воздуха; 3 —исхо-
дящая струя воздуха; 4 — вентилятор типа
СВМ
Таблица 3.1
Основные технико-экономические показатели технологии добычи руды
с применением комбайнов Урал-20КС
Показатели Значения показателей при численности бригады, чел.
6 7 8
Производительность комплекса, тыс. т/мес 19,9 25,0 30,0
Производительность труда, т/чел.-мес 3320 3550 3720
Себестоимость 1 т руды по комплек- су, руб. 0,61 0,55 0,51
ную сбоку поверхность и наличие двух уступов в забое, что со-
здает благоприятные условия для эффективного действия взры-
ва. Рациональное размещение зарядов в массиве обеспечивает
достижение следующих показателей буровзрывных работ.
Показатели буровзрывных работ
Числе шпуров при мощности пласта 7 м, шт................. 84
Глубина шпуров, м........................................ 5,5—7,0
Величина шпурового заряда, кг............................ 3,5—4,4
Расход ВВ на цикл, кг ... .............................. 5,2—6,65
Подвигание забоя за взрыв, м............................. 294—369,6
Выход руды за взрыв, т................................... 881.—,1123
Удельный расход ВВ, кг/т................................. 0„33
Средний размер куска, см ................................ 22
Выход негабарита ( + 800 мм), шт/1000 т.................. 4
Наличие в камере разрезной выработки обеспечивает эффек-
тивное сквозное проветривание, хорошие условия для погрузки
и доставки отбитой руды погрузочно-транспортным оборудова-
нием. За счет сокращения времени погрузки основной массы
руды с ровной поверхности почвы у края камеры, образованной
комбайном, и увеличения скорости движения ПДМ по хорошей
дороге производительность по процессу увеличивается в 1,3—
1,5 раза в сравнении с аналогичным процессом при буровзрыв-
ной выемке с разрезной выработкой в центре камеры.
Схема проветривания панели приведена на рис. 3.8. Данная
схема обеспечивает эффективное проветривание горного участка,
включая рабочие зоны дизельного оборудования.
Работу горного участка обеспечивает комбайновая и буро-
взрывная бригада численностью соответственно 8 и 12 человек.
График организации работ буровзрывной бригады приведен на
рис. 3.9.
90
Рис. 3.5. Технологическая схема выемки пласта Красный-I I с применением
комбайнов «Урал-1 ОКС» при пластовой подготовке:
а — план части панели при оставлении в камерном блоке одного технологического це-
лика- б — то же, двух технологических целиков; в — продольный разрез по оси камеры;
г — поперечный разрез по камерному блоку при одном технологическом целике; д — то
же, при двух технологических целиках; / — комбайн «Урал-ЮКС»; 2— буикер-перегру-
жатель БП-14А; 3 — самоходный вагон 5ВС-15М; 4 — скребковый конвейер СП-301
91
Таблица 3.2
Основные технико-экономические показатели технологии добычи руды
на руднике БКПРУ-1 при применении комбайнов «Урал-ЮКС»
Показатели Значения показателей при численности бригады, чел.
6 7 а
Производительность комплекса, тыс. т/мес 19,0 22,0 24,0
Производительность труда, т/чел.-мес 3400 3000 2900
Себестоимость 1, т руды,, руб. 0,72 0,62 0,57
Таблица 3.3
Состав комплекса оборудования
Оборудование Импортное Отечественное Число
Бурильная установка PEC 24.1 ГУ? (Франция) SB-2 (б. ГДР) УБШ-505 1
Установка для крепления кровли анкерами PEC.24.1BR (Франция) АВ-1 (б. ГДР) УБШ-506 1
Зарядно-доставочная ма- шина «Мули-Лнфт-Снн- хро-7,5 (ФРГ) — 1
Комбайн — Урал-ЮКС 1
Погрузочио-траиспортиая машина LF-8 (ФРГ) S-10000 (б. ГДР) ПД-8В ПД-8РВ 2
Скребковый конвейер — СП-301 1
Дробилка — ДКЗ 8X9 или ДКВ-200 1
Самоходный вагон — 5ВС-15М 1
Механический оборщик кровли (б. ГДР) — 1
Горный участок с численностью забойной группы 20 человек
обеспечивает выполнение подготовительных работ и добычу за
год 1 млн т руды.
Показатели работы горного участка и добычных бригад
Производственная мощость горного участка, тыс. т/мес................92
в т. ч. буровзрывной бригады.....................................70
Численность комбайновой бригады.....................................8
Численность буровзрывной бригады....................................12
Производительность труда рабочих, тыс. т/мес......................4,6
92
Б-Б
Рнс. 3.6. Технологическая схема веде-
ния подготовительных и очистных ра-
бот на панели при применении ком-
байнов «Урал-ЮКС» и комплексов
самоходного оборудования для буро-
взрывной выемки:
1 — бурильная установка; 2 — установка
для крепления кровли винтовыми анкера-
ми; 3 — зарядно-доставочная машина; 4 —
комбайн: 5 — погрузочио-траиспортиая ма-
шина; 6 — скребковый конвейер; 7—дро-
билка; 8 — рудоспуск; 9 — веитиляциоииый
штрек; 10 — дополнительный вентиляцион-
ный штрек
А-А
6.12,18,24,30,36.4'
5,11,17, 23,29.35,41
9,10,15,22,26,34,40
3,9,15,21,27,33,39
2,8,14,20,28,32,38
1,7,13,19,25,31,37
' 6-6 '
<“.50.65,72,78,84
47,53,59,55, 71,77,83
45,52,58,64,70,76,92
45,51,57,53,59,75,81
44,50,66,62,68,74,80
43.40,55,61,57,73,79
Рис. 3.7. Схема расположения шпуров в забое (а) и конструкция заряда (6):
/-патрон-боевик; 2 — граммонит 79/21В или патроны аммонита 6ЖВ
Рис. 3.8. График организации работ буровзрывной бригады
94
Рис. 3.9. Схема проветривания панели при прямом порядке ее отработки
(условные обозначения на рис. 3.4)
3.4. ТЕХНОЛОГИЯ МЕХАНИЗИРОВАННОЙ ВЫЕМКИ
КАРНАЛЛИТОВОГО ПЛАСТА Вк
ИНТЕНСИВНОЙ СКЛАДЧАТОСТИ*
Технология основана на применении самоходного оборудования
для буровзрывной выемки верхнего слоя пласта и комбайнового
комплекса для выемки нижней части. В связи с выбросоопасно-
стью пласта и наличием в составе природных газов горючих ме-
тана и водорода буровые работы осуществляются установками
с пневматическим приводом. Для предотвращения внезапных
выбросов при комбайновой выемке нижних слоев пласта осуще-
ствляется их дегазация.
Технологическая схема ведения работ на панели приведена
на рис. 3.10.
Состав комплекса оборудования
Погрузочная машина 2ПНБ-2..........................................3
Самоходный вагон 5ВС-15М...........................................3
Комбайн «Урал-ЮКС».................................................1
Бункер-перегружатель БП-14А...................................... 1
Бурильная установка УБШ-222 (2УБН-2П)..............................3
Конвейер скребковый СП-301.........................................1
Вентилятор ВМ-6У.................................................. 6
Ручное пневмосверло СР-ЗБ..........................................3
Компрессор 7ВКМ-50 или 6ВКМ-25.....................................2
Погрузочный пункт ППК-1500 ........................................2
Дополнительной сложностью при ведении проходческих и
очистных работ является складчатость пласта. Особую слож-
ность представляет проходка разрезных выработок в камерах
(выемка верхнего слоя пласта).
Проходку разрезных выработок ведут частями с нисходящим
порядком их отработки. При этом верхнюю (первую) часть слоя
отрабатывают, следуя за кровлей пласта в пределах допусти-
мого угла наклона почвы выработки (а) по условиям передви-
жения самоходного оборудования. При уменьшении высоты слоя
до величины менее предельной по применяемому оборудованию
* В составлении раздела принимали участие М. М. Бей и Л. В. Кузнецов.
95
Рис. 3.10. Технологическая схема ведения работ на карнал-
литовом пласте:
а—план панели; б — разрез по выемочному штреку (сечение /1-/1);
в — расположение дегазационных шпуров в камере («/!>); 1— по-
грузочная машина 2ПНБ-2; 2 — самоходный вагон 5ВС-15М; 3 —
комбайн «Урал-ЮКС»; 4 — вентилятор местного проветривания
ВМ-6У на скважине; 5 — бурильная установка; 6 — скребковый
конвейер; 7 — ликвидированные скважины; 8 — рудоспускиые сква-
жины; 9— вентиляционные скважины; /0 — дегазационные шпуры
(/imin) осуществляется нисходящая отбойка второй, а при необ-
ходимости и третьей части слоя (рис. 3.11).
Буровзрывные работы на карналлитовом пласте ведут с при-
менением аммонита АП-5ЖВ с донно-устьевой забойкой
(рис. 3.12). В качестве забоечного материала применяют буро-
вой штыб. Допускается размещение штыба в бумажных гильзах.
96
Рис. 3.11. Схема проходки разрезных выработок по складчатому пласту:
а — при левосторонней асимметрии складок; б — то же при правосторонней асимметрии;
1, 2, 3 . .. — последовательность отработки слоя
Рис. 3.12. Схема расположения шпуров при проходке разрезных выработок
(а) и конструкция заряда (б):
1 — патроны ВВ; 2 —донная забойка; 3 — устьевая забойка
Показатели буровзрывных работ при проходке разрезных выработок
Число шпуров на цикл..........................................21
Глубина шпуров, м............................................ 4,0
Величина заряда в шпурах, кг:
врубовых....................................................... 2,4
отбойных . ................................................. 2,1
оконтурнвающих............................................... 2,1
Расход ВВ на цикл, кг..........................................47,9
Выход руды за цикл, ............................................170
Удельный расход ВВ, кг/т..................................... 0,28
7 Зак. 157 97
Дегазация пород перед комбайновой выемкой осуществляет-
ся путем камуфлетного взрывания шпуровых зарядов. Схема
расположения дегазационных шпуров приведена на рис. 3.13 и
рис. 3.10, в. Величины зарядов в дегазационных шпурах в зави-
симости от их глубины принимаются равными:
Глубина шпу-
ров, м . . . . 1,2 1„6 1,7 2 2,5
Заряд, кг . . . 0,6 0,9 0,9 1,2 1„5
Схема отработки оставшихся запасов руды в камере после
проходки разрезной выработки приведена на рис. 3.14.
Проветривание панели осуществляется за счет общешахтной
депрессии с поступлением свежей струи через передовой венти-
ляционный гезенк. Для подачи воздуха в тупиковые забои слу-
жат вентиляторы местного проветривания, устанавливаемые на
вентиляционные скважины. Схема проветривания панели приве-
дена на рис. 3.15.
Особенностью организации работ при проходке подготови-
тельных и разрезных выработок является необходимость остав-
ления двухчасового перерыва для проветривания тупиковых за-
боев с целью исключения их загазирования в случае вскрытия
в процессе уборки руды полости скрытого выброса. Согласно
графику организации работ (рис. 3.16) взрывные работы осуще-
ствляются в конце первой смены перед трехчасовым перерывом,
предназначенным для ремонтно-подготовительных работ (РПР).
Технико-экономические показатели применения механизированной технологии
Производственная мощность горного участка (панели),
тыс. т/год............................................... 450
В том числе бригад:
комбайновой................................................ 250
буровзрывной............................................... 750
Численность бригад
комбайновой ................................................ 8
буровзрывной.......................................... 12—16
Производительность труда рабочих очистного забоя, т/чел.-смен 220—250
3.5. ПАРАМЕТРЫ ОЧИСТНЫХ И ПОДГОТОВИТЕЛЬНЫХ
РАБОТ ПРИ ВЫЕМКЕ ПЛАСТОВ АБ
И КРАСНЫЙ-П (БКПРУ-2)*
Схема расположения подготовительных выработок на добычной
панели при обратном порядке ее отработки приведена на
рис. 3.17 и 3.18.
Расположение подготовительных и очистных выработок на
пластах АБ и Красный-П — соосное. Шаг подготовки панели —
300 м. Схема крепления кровли анкерами приведена на рис. 3.18.
Параметры крепления принимаются согласно подразде-
лу 6.6.4.
* В составлении раздела принимал участие И. Н. Дудырев.
98
Рис. 3.13. Схема расположения дегазацион-
ных шпуров (продольный разрез по оси
камеры):
-а — при выемке второго слоя; б — при выемке
третьего слоя
Рис. 3.14. Последовательность работ по ком-
байновой выемке руды в камере (сечение
ВВ на рис. 3.10)
1, 2, 3 . . . — последовательность выполнения ком-
байновых ходов
Во избежание ГДЯ в процессе проходки выработок осуще-
ствляется бурение дренажных шпуров глубиной 1,2—4 м соглас-
но схеме на рис. 3.19.
Сопряжения выработок крепят анкерами согласно схеме на
рис. 3.20.
7* 99
Рис. 3.16. График организации работ при проходке разрезных выработок
камерах:
1, 2, 3 — номера камер
Рис. 3.18. Взаимное расположение
панельных транспортных выработок
на руднике БКПРУ-2 (сеченне 1—1
на рнс. 3.17)
Рис. 3.17. Схема расположения подготовительных и очистных выработок на
панели при обратном порядке ее отработки (рудник БКПРУ-2):
/ — разрезная выработка; 2 — сближенный вентиляционный штрек (узлы А н Б показа-
ны на рнс. 3.20)
Параметры крепления кровли анкерами на сопряжениях по
типам пород даны в табл. 3.4.
Параметры очистной выемки сильвинитовых пластов АБ и В
приведены на рис. 3.21.
3.6. ПАРАМЕТРЫ ОЧИСТНОЙ ВЫЕМКИ СИЛЬВИНИТОВЫХ
ПЛАСТОВ НА РУДНИКЕ БКЗ-4*
На руднике БКЗ-4 к промышленным отнесены и отрабатывают-
ся пласты Красный-П, АБ и В. Проектом принята двухстадий-
ная выемка с применением комбайнов типа «Урал» с закладкой
солеотходами камер, отработанных на первой стадии.
Параметры очистной выемки сильвинитовых пластов приве-
дены на рис. 3.22. При вовлечении в отработку карналлитового
пласта Вк параметры системы разработки даются на рис. 3.23.
* В составлении раздела принимали участие М. М. Бей и Л. В. Кузнецов.
101
Рнс. 3.19. Расположение дренажных шпуров прн проходке выработок комбай-
нами ПК-8 (а, б, в) н «Урал-20КС» (г) по пластам АБ (а) н Красный-П
(б, в, г):
А, АА, А, Б — пласты; корж — слой каменной соли мощностью 0,3 м, отделенный про-
слоями глины
1 • IT тип
пород
„А -крепление
клинораспорными
анкерами;
„Б“- винтовыми
Рис. 3.20. Схема крепления кровли клинораспорными анкерами на сопряже-
ниях выработок, пройденных комбайнами по пластам АБ и В (узлы А и Б
показаны на рнс. 3.17):
а — ПК-8М; б — «Урал-20КС»
102
Таблица 3.4
Параметры крепления пород кровли на сопряжениях подготовительных
выработок по пластам А Б и Красный-I I
(см. рис. 3.17 и 3.20)
Значения параметров по типам пород кровли
и типам крепи (числитель — узел А, знаменатель—Б)
Тип комбайна н параметры, м III IV
клинорас- порная винтовая клниорас- порная винтовая
ПК-8М
1 1,5/1., 5 1,5/1,5 1,5/1,0 1,5/1,2
а 1,6/1,2 1,6/1,5 1,4/1,0 1.6/1,2
с 1,6/1,,2 -/1,5 1,6/1,0 1,6/1,2
Число анкеров на сопря- 3/5 2/3 4/7 3/4
жснии
«Урал-20КС»
1 1,5/1,, 5 1„5Д,5 1.5/1,5 1,5/1,5
а 1.6/1..4 1.6/1,6 1,2/1,2 1,4/1,5
с 1,4/1,3 1,8/1,5 1,2/1,2 1,6/1,5
Число анкеров на сопря- 6/7 4,6 7/9 5/7
жении
3.7. ПЕРСПЕКТИВНАЯ ТЕХНОЛОГИЯ ВЫЕМКИ
СИЛЬВИНИТОВОГО ПЛАСТА КРАСНЫЙ-П
С ПРИМЕНЕНИЕМ ВЫСОКОПРОИЗВОДИТЕЛЬНЫХ
КОМБАЙНОВ ТИПА «ТЕМП-10»
И СРЕДСТВ НЕПРЕРЫВНОЙ ДОСТАВКИ РУДЫ
В УСЛОВИЯХ РУДНИКА БКЗ-4*
Применение нового оборудования ведет к изменению общей схе-
мы подготовки и отработки панелей. В данном случае примене-
ние изгибающихся конвейеров вызывает необходимость умень-
шения угла между сопрягающимися выработками с 90° — при
применяемой технологии до 45°. Технологическая схема ведения
подготовительных и очистных работ на панели приведена на
рис. 3.24, а взаимное расположение подготовительных и очист-
ных камер по пластам и параметры системы разработки — на
рис. 3.25.
Схема работы комплекса «Темп-10» дана на рис. 3.26.
Применение высокопроизводительных комплексов типа
«Темп-10» на руднике БКЗ-4 предполагает достижение следую-
щих показателей:
Производительность комплекса, тыс. т/гсд....................... 985,0
Мощность горного участка, млн. т/год........................... 2,7
Число панелей в работе........................................... 5
Число комплексов в работе.......................................... 7
* В составлении раздела принимали участие И. Н. Дудырев, В. А. Во-
робьев, В. Л. Пинский.
103
Рис. 3.2Т. Параметры очистной выемки пластов АБ н Красный-П на руднике
БКПРУ-2:
а — основные промышленные; б —в зоне смягчения; в —в зоне смягчения на дораба-
тываемых в 1989—1990 гг. панелях; г — жестких целнков в районе выявленных аномаль-
ных зон; д — в районе ведения опытных работ с гндрозакладкой; е — в районе веде-
ния опытных работ с гидрозакладкой для зон смягчения
3.8. ПАРАМЕТРЫ ОЧИСТНОЙ ВЫЕМКИ СИЛЬВИНИТОВЫХ
И КАРНАЛЛИТОВОГО ПЛАСТОВ НА РУДНИКЕ СКПРУ-1*
На параметры очистной выемки сильвинитовых и карналлитово-
го пластов основное влияние оказывают: глубина разработки,
расположение и тип охраняемых объектов на поверхности, на-
личие зоны смягчения, число отрабатываемых пластов и физико-
механические свойства пород. Основные параметры очистной
выемки приведены на рис. 3.27—3.30.
3.9. ТЕХНОЛОГИЯ КОМБАЙНОВОЙ ВЫЕМКИ
СКЛАДЧАТЫХ СИЛЬВИНИТОВЫХ ПЛАСТОВ АБ И В
НА РУДНИКАХ СКПРУ-1 И СКПРУ-2
Особенность технологии заключается в особой последовательно-
сти проходки ходов в камере в местах пересечения комбайном
осей антиклинальных и синклинальных складок с изменением
направления движения комбайна как в вертикальной, так и в
* В составлении раздела принимал участие И. Н. Дудырев.
104
a
Рис. 3.22. Параметры очистной выемки сильвинитовых пластов на руднике
БКЗ-4:
а — при отработке пластов Красный-П; АБ и Вс; б—при отработке пластов Крас-
иый-П и АБ; 1—камеры первой стадии отработки; 2 — камеры второй стадии отра-
ботки
Рис. 3.23. Параметры очистной выемки сильвинитовых и карналлитового пла-
ста на руднике БКЗ-4:
а — при мощности ВЗТ более 80 м; б — при мощности ВЗТ более 60 м
горизонтальной плоскостях. Принципиальная схема отработки
запасов камеры при наличии в ней антиклинальных и синкли-
нальных складок приведена на рис. 3.31 и 3.32. Изменение оче-
редности проходки комбайновых ходов производится на участ-
ках смены направления падения пласта в поперечном сечении
камеры.
Основной выемочной машиной при отработке складчатых
пластов комбайновым способом является «Урал-ЮКС». При от-
106
AXkXVkXSX\. \ \ \ \ \ \ \ \ \ \ \ \X-\ K \ \ ч
Рис. 3.24. Схема ведения очистных работ на панели при применении комбай-
нов типа «Темп-10» и средств непрерывной доставки руды:
а — отработка пласта односторонними блоками (полевая подготовка); б — отработка
пласта двухсторонними блоками (пластовая подготовка); / — блоковый выемочный
штрек; 2 — блоковый вентиляционный штрек; 3— панельный вентиляционный штрек;
4 —рудоспуск; 5 —комбайн; 6 —самоходный изгибающийся конвейер; 7 — блоковый
конвейер КЛК-1-100: 8 — разгрузочная станция; 9 — скребковый конвейер; 10 — сбойка;
// — уклон на пласт АБ
работке сильвинитового пласта В умеренной складчатости допу-
скается применение комбайнов типа «Урал-20КС».
В связи с необходимостью частых перезарубок и отгонов ком-
байна от забоя допускается работа комбайновых комплексов без
бункеров-перегружателей.
Технологические показатели комбайновой выемки
сильвинитовых пластов А Б и В
АБ В
Производительность, тыс. т/мес:
комбайнового комплекса «Урал-ЮКС»................
рабочего очистного забоя ......................
Потери руды, % . ................................
Разубоживание руды при добыче, %.................
17,6
2,2
44,3—47,0
9,7—11,8
17,6
2 2
54,5—57,8
8,0-9,7
107
•К Д/м ,4,4м Д/м /7м/749м Шмр{/м ,47 м]
'^i I И/J < х///*///////\\ к ‘
АБ
5,1м
5,1м
Мм)
Пм( 14)м
5,1м
'(45м)
5,1м
Рнс. 3.25. Взаимное расположение выработок при применении комбайнового
комплекса тнпа «Темп-10»:
а —сопряжение очистной камеры с блоковым выемочным штреком (узел А на рис. 3.24);
б — поперечное сеченне по блоковым штрекам (сечение Б-Б на рнс. 3.24); в — попереч-
ное сечение по блоку камер (сеченне В-В на рнс. 3.24)
Рнс. 3.26. Расположение оборудования:
а — в очистной камере (сеченне Г-Г на рнс. 3.24); б —в сбойке (сеченне Д-Д на
рис. 3.24)
в
3.10. ТЕХНОЛОГИЯ МЕХАНИЗИРОВАННОЙ
БУРОВЗРЫВНОЙ ВЫЕМКИ СИЛЬВИНИТОВОГО
ПЛАСТА АБ (ИЛИ Вс) НА РУДНИКАХ СКПРУ-1 И СКПРУ-2
Технологию механизированной буровзрывной выемки одиночных
сильвинитовых пластов АБ и В применяют в наиболее сложных
по складчатости условиях залегания. Данная технология осно-
вана на рациональном сочетании буровзрывного и комбайнового
способов и за счет максимального использования их положи-
тельных свойств обеспечивает наиболее полное извлечени запа-
108
Рис. 3.27. Параметры очистной выемки пласта Красиый-П иа руднике
СКПРУ-1:
а —вне зоны влияния охраняемых объектов; б — под городской застройкой; в —под
железной дорогой
Рис. 3.28. Параметры очистной выемки пласта АБ иа руднике СКПРУ-1:
а — вне зоны влияния охраняемых объектов; б — под железной дорогой
Рнс. 3.29. Параметры очнстиой выемкн снльвнннтовых пластов АБ и Вс прн
их совместной отработке на руднике СКПРУ-1
Рис. 3.30. Параметры очистной выемки карналлитового пласта Вк на руднике-
СКПРУ-1:
а — вне зоны влияния охраняемых объектов; б — в зоне смягчения
Рис. 3.31. Схема отработки камеры комбайновым комплексом при складчатом
залегании пласта:
а — план камеры; б — последовательность отработки верхнего слоя пласта; 1—6 — поряд-
ковые номера комбайновых ходов; 7— выемочный штрек; 8 — вентиляционный штрек;
9 — ось синклинальной складки; 10 — ось антиклинальной складки; 11 — участок рас-
положения ходов комбайна на одном уровне; 12 — комбайн; 13 — самоходный вагон
сов руды из камер, минимальное разубоживание руды солью и
комплексную механизацию всех производственных процессов.
Технологическая схема ведения добычных работ на панели
приведена на рис. 3.33, а принципиальная схема отработки ка-
мер при складчатом залегании пласта — на рис. 3.34.
Особенностью технологии является проходка в пределах кон-
тура камеры разрезной выработки. При этом необходимо руко-
водствоваться следующими принципами:
ПО
Рис. 3.32. Вариант отработки запасов при вскрытии:
а _ синклинальной складкн и оставлении в камере технологического целнка (сечение
А-А на рис. 3.31); б — то же без оставления целнка (сеченне Б-Б); а — крыла складки
(сечение В-В); г — антиклинальной складкн (сеченне Г-Г); 1—6 — порядковые номера
комбайновых ходов
Рис. 3.33. Схема ведения до-
бычных работ иа панели при
складчатом залегании пласта
на рудниках СКПРУ-1 и
СКПРУ-2:
/ — комбайн «Урал-ЮКС» или
«Урал-20КС»; ’ — самоходный ва-
гон 5ВС-15М: 3 — разрезная выра-
ботка; 4—камера после отбойки
первой полосы; .5 — выемочный
штрек; 6 — вентиляционный штрек;
7 —камера после отбойки третьей
(второй) полосы; 8—погрузочная
машина ПНБ-ЗД; 9— скребковый
конвейер СП-301; 10 — отработанные
камеры; // — дополнительный вен-
тиляционный штрек (применяется
при прямом порядке отработки па-
нели); 12 — рудоспуск; 13 — буриль-
ная установка; /-/—направление
простирания осей складок; /5 — дро-
билка конвейерная ДКЗ 8X9
VZZZZZZZZZZZ^ZZZ^ZZZ^ZZA
a
Рис. 3.34. Принципиальная схема отработки камеры прн складчатом залега-
нии пласта:
я —бурение шпуров; б—уборка руды; I, II, III — номера отрабатываемых полос; 16 —
уровень почвы отгружаемых слоев руды (другие усл. обози. на рис. 3.33)
1. Разрезную выработку располагать у почвы пласта со сто-
роны вероятного появления складок в камере (рис. 3.35).
2. При встрече в процессе проходки разрезной выработки
крутых складок осуществлять перезарубку комбайна на сосед-
ний ход и дальнейшую проходку вести с подъемом или спуском
выработки и поворотом в направлении оси простирания складки
с последующим возвратом в первоначальное положение (у края
камеры).
Основной выемочной машиной для проходки разрезных выра-
боток является комбайн «Урал-ЮКС». При выемке пласта Вс
допускается применение комбайнов «Урал-20КС». Рациональные
варианты отработки камер приведены на рис. 3.36.
Рациональные параметры буровзрывной отбойки, обеспечи-
вающие достижение лучших показателей производительности
труда и эффективное сквозное проветривание очистной камеры
112
Рис. 3.35. Схема проходки комбайном
разрезной выработки в районе антикли-
нальной складки:
1—4—порядковые номера комбайновых ходов;
6 — ось антиклинальной складки
Рис. 3.36. Варианты отработки камер:
а, в — прн интенсивной складчатости пласта АБ нлн Вс; б, г — при умеренной складча-
тости пласта Вс; / — разрезные выработки, пройденные комбайном <Урал-10КС>, 2—
то же комбайном «Урал-20КС»; I, II, III — последовательность буровзрывной отбойки
запасов камеры
8 Зак. 157 ИЗ
Таблица 3.5
Параметры буровзрывной отбойки
Вариант Мощность пласта, м Ширина полосы (Ь, м) не более при вариантах
1 1 III
3—4 5,0 4,0 9
а 4-5 4,3* 4,0 9
5—6 4 3* 4,0 9
3—4 5,5 10,5
б 4-5 4,3* 9,0
5—6 4,3* 9,0 —
Без ограниче- —
4—5 9,0 НИЯ
в, г 5-6 8,0 То же
6—7 7,0 —
7—8 6,0 —
* Отбойка руды осуществляется в пределах ширины разрезной выработки (только
над и под разрезной выработкой).
(с оставлением зазора между отбитой рудой и кровлей), для
разных вариантов выемки даны в табл. 3.5.
Состав комплекса оборудования при выемке
сильвинитового пласта АБ (или Вс)
Комбайн «Урал-ЮКС» («Урал-20КС»)....................................1
Самоходный вагон 5ВС-15М............................................2
Бурильная установка УБД-60..................................... . . 1
Погрузочная машина ПНБ-ЗД...........................................1
При постановке на промышленное производство погрузочно-
транспортных машин ПД-8РВ производится замена ими погру-
зочно-транспортных комплексов ПНБ-ЗД и 5ВС-15М.
Добычные работы на горном участке ведут одновременно в
трех камерах. В одной камере комбайновым комплексом осуще-
ствляется проходка разрезных выработок, а во второй и треть-
ей— попеременная отбойка и отгрузка руды полосами. График
организации работ на панели для одного варианта технологии
приведен на рис. 3.37. График организации работ буровзрывной
бригады со сменным звеном численностью 3 человека приведен
на рис. 3.38. При этом предусмотрено последовательное выпол-
нение работ по буровзрывной отбойке полосы руды в камере на
всю ее длину и аналогичное выполнение работ по отгрузке без
смены забоя. Этим обеспечивается поточность технологии.
Схема проветривания панели при прямом порядке ее отра-
ботки приведена на рис. 3.39.
Основные показатели работы буровзрывной бригады
Численность бригады, чел.......................................... 12
Объем добычи руды, тыс. т/мес ......................................25
Производительность труда, т/чел.-смену..............................100
114
о
S
О
S
2
я
8*
Рис. 3.39. Схема проветривания панели
при прямом порядке ее отработки (ус-
ловные обозначения на рис. 3.4)
3.11. ТЕХНОЛОГИЯ МЕХАНИЗИРОВАННОЙ ВЫЕМКИ
КАРНАЛЛИТОВОГО ПЛАСТАВ
УМЕРЕННОЙ СКЛАДЧАТОСТИ (СКПРУ-1)*
Отличительной особенностью технологии от приведенной в
разд. 3.4 является проходка в пределах контура камеры разрез-
ной выработки малой ширины (4 м), что позволяет повысить
нагрузку на комбайновый комплекс и значительно снизить тру-
доемкость работ по оборке стенок и кровли камер. Технологи-
ческая схема ведения работ на панели приведена на рис. 3.40,
а последовательность добычных работ в камере на рис. 3.41.
Состав комплекса оборудовании
Погрузочная машина 2ПНБ-2........................................3
Самоходный вагон 5ВС-15М.........................................2
Комбайн «Урал-ЮКС»...............................................1
Вентилятор ВМ-6У.................................................4
Буровая установка 2УБН-2П........................................3
Скребковый конвейер СП-301 М.....................................1
Ручное пневмосверло СР-ЗБ........................................3
Компрессор 7ВКМ-50 (6ВКМ-25) ...................................1(2)
Схема расположения шпуров при проходке разрезной выра-
ботки и конструкция заряда при применении аммонита АП-5ЖВ
приведена на рис. 3.42.
Показатели буровзрывных работ
Число шпуров на цикл............................................16
в т. ч. дегазационных..........................................4
Глубина комплекта шпуров, м.................................3
Глубина дегазационных шпуров, м..................................2,5
Величина заряда в шпурах, кг:
врубовых.......................................................2,5
отбойных.......................................................2,0
дегазационных................................................ 1,2
Расход ВВ на цикл, кг...........................................31,8
Выход руды за взрыв, т . . . ...................................53
Удельный расход:
ВВ, кг/т......................................................0,51
СВ, шт/т......................................................0,23
В составлении раздела принимали участие М. М. Бей и Л. В. Кузнецов.
116
a
Рис. 3.40. Технологическая схема ведения очистных работ при выемке кар-
наллитового пласта умеренной складчатости:
а — план части панели; б — разрез по выемочному штреку; / — погрузочная машина
2ПНБ-2; 2 — самоходный вагон 5ВС-15М; 3 — комбайн «Урал-ЮКС»; 4 — бункер-перегру-
жатель; 5—бурильная установка УБП1-222; (2УБН-2П); 6 — вентилятора ВМ-69; 7 —
ликвидированные скважины; 8 — рудоспускные скважины; 9 — вентиляционные скважины
Рис. 3.41. Поперечное сечение раз-
резной выработки:
1—8 — последовательность отработки ка-
меры комбайном (сеченне В-В на
рис. 3.40)
Рис. 3.42. Схема расположения шпуров в забое (а) и конструкция заряда (б):
/ — патроны ВВ (аммонит АП-5ЖВ); 2 — донная забойка; 3 — патрои-боевик; 4 — устье-
вая забойка
Перед выемкой нижних слоев комбайновым комплексом про-
изводится их дегазация взрыванием зарядов в нисходящих шпу-
рах. располагаемых по определенной сетке (рис. 3.43). Величи-
ны зарядов принимаются в зависимости от длины шпуров:
1,2 м — 0,6 кг; 1,6 м — 0,9 кг; 1,8 м — 0,9 кг;
2,0 м — 1,2 кг; 2,5 м — 1,5 кг.
Схема проветривания панели приведена на рис. 3.44. При
этом принято время проветривания тупикового забоя после
взрывных работ — 2 ч, во избежание возможных загазований
рабочей зоны в процессе отгрузки отбитой руды. По мере на-
копления производственного опыта и специальных исследований
время на проветривание может быть сокращено.
Технологией предусматривается работа комбайновой и буро-
взрывной бригад. График организации работ при проходке раз-
резных выработок приведен на рис. 3.45. При этом принимается
работа бригады одновременно в двух-трех забоях.
Показатели работы горного участка
Производственная мощность горного участка (панели), тыс. т/год 400—450
В том числе комплексов:
комбайнового............................................. 300
буровзрывного............... . ................... 100
Численность бригад, чел:
комбайновой................................................. 8
буровзрывной ..... 9
Производительность труда, т/чел-смену......................... 106
118
Рис. 3.43. Параметры дегазационных работ при комбайновой выемке:
а — при выемке второго слоя (сеченне Г-Г иа рис. 3.40); б — при выемке нижележащих
слоев; в — узел А иа рис. 3.40
Рис. 3.44. Схема проветри-
вания части панели (услов-
ные обозначения те же, что
на рис. 3.4)
3.12. ПАРАМЕТРЫ ОЧИСТНОЙ ВЫЕМКИ СИЛЬВИНИТОВЫХ
ПЛАСТОВ НА РУДНИКЕ СКПРУ-2
На шахтном поле рудника СКПРУ-2 разрабатываются сильви-
нитовые пласты Красный-П, АБ и Вс. В зависимости от условий
разработки и охраняемых объектов эти пласты разрабатывают-
ся по одному, по два и по три на одной площади. Схемы взаим-
ного расположения очистных камер по пластам и их основные
параметры приведены на рис. 3.46. Значения параметров камер
и междукамерных целиков в зависимости от глубины разработ-
ки могут быть определены по графику на рис. 3.47.
3.13. ТЕХНОЛОГИЯ ВЕДЕНИЯ ОЧИСТНЫХ РАБОТ
ПРИ ПАНЕЛЬНО-БЛОКОВОЙ ПОДГОТОВКЕ
С ЦЕНТРАЛЬНЫМ РАСПОЛОЖЕНИЕМ ОСНОВНЫХ
ТРАНСПОРТНЫХ ВЫРАБОТОК НА РУДНИКЕ СКПРУ-2*
Особенностью технологии ведения очистных работ является уве-
личение нагрузки на панель до 2—2,5 млн т/год за счет расши-
рения фронта работ и концентрации горной техники. Эта цель
достигается путем объединения двух панелей шириной по 400 м
* В составлении раздела принимал участие И. Н. Дудырев.
119
Рис. 3.45. График организации работ при проходке разрезной выработки:
1—3 — номера отрабатываемых камер
Рис. 3.46. Взаимное расположение очистных камер по пластам и их парамет-
ры при выемке пластов:
а —Вс; б~АБ; в — Красный-П; г — АБ и Вс; д — АБ и Красный-П; е~Вс; АБ н
Красный-П; ж— АБ+ВС; з — ЛВ4-ВС и Красный-П
в одну. Учитывая резкое увеличение нагрузки на объединенную
панель, по центральному транспортному штреку, располагаемо-
му в каменной соли под центральным выемочным штреком пла-
ста Красный-П, устанавливают тяжелый ленточный конвейер
типа 1ЛУ-120.
Схема расположения подготовительных выработок и очист-
ных камер с расстановкой добычного и транспортного оборудо-
вания на панели приведена на рис. 3.48 и 3.49.
121
Рис. 3.47. График для определения ширины
междукамерного целика Ь от глубины раз-
работки Й при вынимаемой мощности
пласта (тв) и межосевом расстоянии
(а + Ь) 27 м для разрабатываемых пластов
на руднике СКПРУ-2
Рис. 3.48. План части «широкой» панели по пласту Красный-П:
/— панельный конвейерный штрек; 2 — блоковые конвейерные штреки; <3 — вентиляци-
онные штреки; 4 — панельные выемочно-транспортные штреки; 5 — блоковые выемочные
штреки; 6 — передовые конвейерные штреки; 7 — передовые транспортные штреки; 8 —
камеры для размещения породы от проходки полевых выработок; 9 — рудоспускные
скважины диаметром 390 мм; 10 — уклоны; 11— комбайны в очистных камерах
Проветривание панели — традиционное с подачей свежей
струи раздельно по выемочным штрекам пластов Красный-П и
АБ и исходящей по панельным вентиляционным штрекам,
(рис. 3.50).
122
Рис. 3.49. Взаимное располо-
жение пластовых и полевых
подготовительных вырабо-
ток на панели (обозначение
выработок такое же, как на
рис. 3.48)
Рис. 3.50. Схема проветривания «широкой» панели:
1 — транспортный штрек пласта Красный-П; 2 — вентиляционный штрек пласта АБ\ 3 —
центральные выемочные штреки пластов АБ и Красный-П; 4— передовая транспортная
сбойка; 5—блоковые выемочные штреки пластов АБ и Красный-П; 6 — панельные вен-
тиляционные штреки пластов АБ и Красный-П
3.14. ТЕХНОЛОГИЯ СЕЛЕКТИВНОЙ ВЫЕМКИ
СБЛИЖЕННЫХ СИЛЬВИНИТОВЫХ ПЛАСТОВ АБ И Вс
(СКПРУ-2)
Технология предназначена для отработки участков шахтного
поля, имеющих спокойное залегание пластов и мощность между-
пластья Б В более 2,5 м. В качестве средств механизации исполь-
зуются комбайновые комплексы типа «Урал-ЮКС», а в особо
благоприятных условиях — «Урал-20КС».
Особенностью технологии является оставление в камере на
пласте АБ поддерживающего междупластье БВ технологическо-
го целика шириной 1 м. Для сокращения потерь руды и разубо-
живания в районе выемочного штрека осуществляется проходка
дополнительного выемочного штрека и уклона на группу из 5—
10 пар камер.
Общая технологическая схема ведения работ приведена на
рис. 3.51.
Порядок ведения работ включает:
1. Проходку уклона с выемочного штрека пласта А Б на
пласт В;
123
a
Рис. 3.51. Технологическая схема селективной выемки сближенных сильвини-
товых пластов АБ и В:
а — план части добычной панели по пласту Вс; б — вертикальный разрез по оси ка-
мерного блока; в — поперечный разрез по камерному блоку; 1 — уклон с пласта АБ на
пласт В; 2 — дополнительный выемочный штрек; 5 — граница участка умеренной склад-
чатости; 4 — дополнительный вентиляционный штрек; 5 — комбайн типа «Урал»; 6 — от-
работанная камера; 7 — самоходный вагон 5ВС-15М; 8 — рудоспускная скважина
2. Проходку дополнительного выемочного штрека и оборудо-
вание рудоспускиой скважины;
3. Проходку разрезной выработки и дополнительного венти-
ляционного штрека;
4. Отработку камер по пласту В;
5. Отработку камер по пласту АВ.
При ведении очистных работ необходимо соблюдать следую-
щие дополнительные меры безопасности:
124
1. Дополнительный выемочный штрек располагать у кровли
пласта Вс.
2. Выдерживать мощность междупластья БВ в камерах и в
местах подрезки соли БВ ие меиее 2 м.
Основные техиико-экоиомические показатели применения
комбайнового комплекса, включающего «Урал-ЮКС», 5ВС-15М.
при численности бригады 8 человек и ведении работ по данной
технологии, составляют:
Производительность комплекса, тыс. т/мес.......................... 19,5
Производительность труда, т/мес................................... 2437
Извлечение, %..................................................... 45,0
Разубоживание, %................................................ 9,4
Себестоимость, руб./т............................................. 1,25
3.15. ТЕХНОЛОГИЯ ВЫЕМКИ СИЛЬВИНИТОВОГО ПЛАСТАВ
С ЧАСТИЧНЫМ МАГАЗИНИРОВАНИЕМ РУДЫ (СКПРУ-2)
Технология предназначена для отработки участков шахтных
пластов, имеющих умеренную складчатость.
В качестве средств механизации используются комбайновый
комплекс типа «Урал-ЮКС» и самоходное оборудование для бу-
ровзрывной выемки, включающее бурильные установки типа
УБД-60 или БУА-ЗС и С ВБ 42-20/80, погрузочные машины типа
ПНБ-ЗД и самоходные вагоны 5ВС-15М.
Особенностью технологии является комбинированная выемка
в камере пласта АБ, обрушение междупластья БВ взрыванием
зарядов в оконтуривающих крутовосходящих шпурах и буро-
взрывная отбойка пласта В при прямом порядке отработки ка-
меры. Технологическая схема и параметры ведения работ при
обрушении междупластья БВ, формировании заезда для само-
ходного оборудования на обрушенный породный слой, задирке
пласта В в горловине камеры, отбойке и отгрузке руды из пла-
ста В приведены иа рис. 3.52, 3.53 и 3.54 и в табл. 3.6.
Добычные работы ведет бригада численностью 10—12 чел.
График организации работ в камере приведен на рис. 3.55.
Технико-экономические показатели работы
буровзрывной бригады
Производительность бригады, тыс. т/мес . . . 23—25
Численность бригады, чел..............10—12 (7—8) *
Производительность труда, т/чел.-мес .... 1900—2500 (2900—-3100) *
3.16. ТЕХНОЛОГИЯ ВЫЕМКИ СИЛЬВИНИТОВОГО ПЛАСТАВ
С МАГАЗИНИРОВАНИЕМ РУДЫ (СКПРУ-2)
Технология предназначена для выемки складчатых сильвинито-
вых пластов. Основное отличие данной технологии от технологии
с частичным магазинироваиием, приведенной в разд. 3.15, за-
* С скобках указаны значения показателей при использовании погрузочно-транс-
портной машины типа ПД-8РВ.
125-
A-A
Рис. 3.52. Технологическая схема ведения работ
по обрушению междупластовой соли БВ:
а — вертикальный разрез по оси камеры; б— схема рас-
положения шпуров прн обрушении соли БВ (сечение
Б-Б); в—поперечное сеченне камеры в месте образова
ния наклонного заезда на обрушенный породный слой с
расположением отбойных шпуров (сеченне В-В); г — по-
перечное сечение камеры в месте обрушения междупла-
стовой соли БВ плитой с расположением отрезных шпу-
ров (сеченне Г-Г)
ключается в обрушении междупластовой соли БВ со значитель-
ным дроблением, отбитой руды из пласта крутовосходящими
скважинами и магазинированием основных объемов руды в ка-
мере.
Технологическая схема и параметры ведения работ по обру-
шению междупластовой соли БВ и отбойке пласта В приведены
на рис. 3.56 и 3.57 и табл. 3.7.
Добычные работы ведет буровзрывная бригада численностью
10—12 человек. График организации работ в камере приведен
на рис. 3.58. При этом принято, что отгрузку замагазинирован-
ной руды ведут после окончания работ по ее отбойке по всей
длине камеры.
126
Рис. 3.53. Схема расположения шпуров в месте «задирки» пласта В:
а — вертикальный разрез по оси камеры; б — поперечное сеченне камеры
Таблица 3.6
Параметры буровзрывных работ
Параметры Значения параметров *
обрушение к. с. БВ заднрка пласта В отбойка пласта В
Число шпуров на цикл от- 520—525 96—132 56—81
бойки
Средняя длина шпуров, м 2,3—4,6 4,9—7,1 3,7—6,1
Расход ВВ, кг 730—1680 300—640 140—330
Выход, тыс. т:
руды — 1,3—2,4 0,7—1,6
породы 7,4—19,3 — —
Удельный расход:
шпуров, м/т 0,16—0,13 0,36—0,39 0,30-0,31
ВВ, кг/т 0,098- 0,087 0,23—0,27 0,20-0,21
* При минимальных — максимальных ширине камеры н мощности пласта.
Применение данной технологии обеспечивает достижение сле-
дующих технико-экономических показателей:
Производительность бригады, тыс. т/мес .
Численность бригады, чел .......
Производительность труда, т/чел.-мес .
* В скобках указаны значения показателей
портной машины типа ПДВ-8РВ.
27—31
10—12 (7—8) *
2300—3100 (3400—4400) *
при нспользованнн погрузочно-транс-
127
Рис. 3.54. Схема ведения работ в очистной камере при выемке пласта L
а — вертикальный разрез по оси камеры; б — план части камеры (сечение А-А);
поперечное сечение ка-меры с расположением шпуров в забое
Работы Обьем работ Длительность выполнения работ, смен
II смена III смена 1 смена РПР Йемена
Оборка кровки и стенок камеры 100 м2 150м *
Бурение скважин • 150 м 250 м J ... -
Заряжание скважин 100 кг 150 кг
Проветривание камеры
Отгрузка руды 50 т 150Г п
Зачистка камеры 950 т
Вспоыогатеяьные работы /
Рис. 3.55. График организации работ в камере при выемке пласта В (в чис-
лителе объемы работ по нижнему уступу, в знаменателе — по верхнему
Рис. 3.56. Схема ведения работ по обрушению
междуп ластовой соли Б В
3.17. ПАРАМЕТРЫ ОЧИСТНОЙ ВЫЕМКИ СИЛЬВИНИТОВЫХ
ПЛАСТОВ НА РУДНИКЕ СКПРУ-3
На руднике СКПРУ-3 разрабатывают сильвинитовые пласты АБ
и Красный-П. В зависимости от условий ведения работ и при-
нимаемого оборудования приняты семь вариантов параметров
системы разработки (рис. 3.59).
9 Зак. 157 129
Б
Ра боты Объем работ Смена
П Ш I ОПР
Оборка кровли и стенок камеры 150м2
Бурение скважин ЧООм
Заряжание скважин 250кг
Про бе три бани е камеры — и
Рис. 3.58. График организации работ в камере по отбойке руды
3.18. ТЕХНОЛОГИЯ ВЫЕМКИ ПЛАСТОВ КРАСНЫЙ-П,
АБ И В С ПОВЫШЕННЫМ ИЗВЛЕЧЕНИЕМ
И ГИДРОЗАКЛАДКОЙ НА РУДНИКЕ СКПРУ-2*
Особенностью технологии является единый технологический про-
цесс производства очистных и закладочных работ с сокращени-
ем разрыва времени между выемкой запасов камеры до ее за-
кладки с 10—20 лет (при традиционной технологии) до 2 лет —
при новой.
На рис. 3.60 приведены план части панели с взаимным рас-
положением добычных камер по пластам Красный-П, АБ и В,
схемой ведения закладочных работ на панели и схемой про-
В составлении раздела принимал участие Б. А. Борзаковский.
130
Таблица 3,7
Параметры буровзрывных работ
Параметры Значения параметров *
обрушение к. с. БВ отбойка пласта В
Число шпуров на цикл отбойки, шт. 355—426 42—54
Средняя длина шпуров, м 2,8-5,0 5,2—8,7
Расход ВВ, кг Выход, тыс. т: 570—1300 140—330
руды — 0,7—1„6
породы Удельный расход: 7,4—19,3 —
шпуров, м/т 0,13-0,11 0,30—0,31
ВВ, кг/т 0,077-0,067 0,20—0,21
* При минимальных — максимальных ширине камеры н мощности пласта.
кладки гидрозакладочных трубопроводов и разрезы по выемоч-
ному штреку и добычной и заложенной гидравлическим спосо-
бом очистной камерам.
Применение данной технологии на опытно-промышленном
участке рудника СКПРУ-2 согласно проекту предполагает до-
стижение следующих технических показателей:
Производительность горного участка, млн. т/год:
по добыче руды.................................................. 1,05
по закладке.....................................................0,65
Извлечение руды из недр, %........................................60
Коэффициент заполнения камер по пластам:
Красный-П.........................................................0,95
АБ . ....................................................0,76
В ... .'........................................................0,76
3.19. ПЕРСПЕКТИВНАЯ ТЕХНОЛОГИЯ КОМБАЙНОВОЙ
ВЫЕМКИ КАРНАЛЛИТОВОГО ПЛАСТА В*
Технология предназначена для выемки выбросоопасного карнал-
литового пласта умеренной складчатости. Она включает после-
довательное выполнение следующих работ:
дегазацию пласта в пределах верхней части очистной ка-
меры;
комбайновую выемку запасов первого слоя;
дегазацию второго, а затем и третьего выемочного слоя;
выемку второго, а затем и третьего выемочного слоя.
* В составлении раздела принимали участие М. М. Бей и Л. В. Кузнецов.
9* 131
Рис. 3.59. Параметры очистной выемки сильвииитовых пластов иа руднике
а, б, в — при выемке пластов АБ и Красный-П с применением комбайнов типа
«Урал-ЮКС» н «Урал-20КС»; ж— прн выемке еднночного пласта Красный-П с
СКПРУ-3:
«Урал-ЮКС»; г, д — прн выемке пластов АБ и Красный-П с применением комбайнов
применением комбайнов «Урал-ЮКС» н «Урал-20КС»
Рис. 3.60. Схема ведения работ на панели при выемке пластов Красиый-П,
СКПРУ-2 (zz) и разрезы по выемочному штреку (б), добычной (отработаи-
1— комбайн «Урал-20КС; 2 — комбайн «Урал-ЮКС»; 3 — бункер-перегружатель; 4 —
УБД-60; 7 — выемочный штрек на пласте Красный-П; 8 — вентиляционный штрек на
на пласте АБ; 11 — вентиляционный штрек на пласте АБ; 12 — скважина для фильтра-
дочный трубопровод; 15 — рудоспуск с пласта АБ; 16 — рудоспуск с пласта Красный-П;
Дегазационные работы в верхней части отрабатываемой ка-
меры осуществляются путем бурения горизонтальных скважин
диаметром 42 мм с последующим размещением и взрыванием
в них зарядов ВВ.
Схема расположения дегазационных скважин и конструкция
зарядов ВВ приведена на рис. 3.61.
Выполнение дегазационных работ в камере возможно до на-
чала комбайновой отработки первого слоя с проходкой специ-
альных междукамерных сбоек (рис. 3.62) или непосредственно
из комбайнового забоя в процессе выемки первого слоя.
134
Б-Б
(южная полупанель)
АБ и В с повышенным извлечением руды и гидрозакладкой на руднике
иой) камере (в) и заложенной камере (г):
самоходный вагон 5ВС-15М; 5—погрузочная машина ПНБ-ЗД; 6—бурильная установка
пласте Красный-П; 9— вспомогательный вентиляционный штрек; 10— выемочный штрек
цнн рассола из камеры; 13— скважина для перепуска закладочной пульпы; 14 — закла-
17 — конвейер; 18 — заглубленный конвейерный штрек; 19 — рассолосборннк; 20 — порог
Дегазационные работы выполняют с применением модерни-
зированной бурильной установки вращательного бурения с пнев-
матическим приводом типа 2УБН-2П (УБШ-222 или СВ'БК-42).
Выемку дегазированных запасов осуществляют комбайновым
комплексом «Урал-ЮКС», оснащенным системой полуавтомати-
ческого управления, обеспечивающим дистанционное управление
комбайном. Кроме того, комбайн оснащается системой постоян-
ного газового контроля типа СТХ-9, отключающей комбайновый
комплекс при достижении в атмосфере забоя предельно допу-
стимой концентрации горючих газов. Расположение комбайно-
вых ходов по сечению камеры при выемке первого слоя приве-
дено на рис. 3.63.
135
Рис. 3.61. Схема расположения дегазационных скважин (а) и конструкция
заряда с донно-устьевой забойкой (б):
/ — донная забойка нз бурового штыба; 2 — патрон ВВ; 3 — патрон-боевик; 4 — устье-
вая забойка нз бурового штыба, патроинрованного в бумажные гильзы
Рис. 3.62. Схема выполнения дегазационных работ по верхнему слою пласта
с проходкой междукамерных сбоек:
а — при проходке сбоек; б — при бурении скважин в камере; / — камера после выемки
верхнего слоя; 2 — вентиляционный трубопровод; 3 — междукамерная сбойка; 4 — бу-
рильная установка; 5 — дегазационные скважины; 6 — выемочный штрек; 7 — вентиля-
ционный штрек
Рис. 3.63. Расположение комбайновых ходов в камере при выемке первого
слоя:
а — первый ход; б — второй ход; в — третий ход; 1 — дегазационные скважины
Рис. 3.64. Схема расположения шпуров при дегазации второго и последующих
вынимаемых слоев
Второй и последующие слои отрабатывают комбайновым
комплексом после выполнения дегазационных работ с бурением
шпуров по схеме, приведенной на рис. 3.64.
Параметры буровзрывных работ при послойной дегазации
массива и применении аммонита АП-5ЖВ приведены в табл. 3.8.
Применение данной технологии после завершения опытных
работ по отработке всех ее элементов предполагает устранить
недостатки, связанные с проходкой разрезных выработок в ка-
мерах буровзрывным способом и улучшить технико-экономиче-
ские показатели очистных работ на карналлитовом пласте.
Таблица 3.8
Параметры буровзрывных работ при послойной дегазации массива
Мощность вынимаемого слоя, м Длина шпуров, м Величина зарядов, кг
минимальная максимальная
1,6 2,4 1,5 1,6
1,7 2,5 1,5 1,6
1,8 2,7 1,5 2,1
4,9 2,8 1,5 2,1
2,0 2,9 1,5 2,1
137
Рис. 3.65. Схема участкового пункта хранения ГСМ:
а — вертикальный разрез части специальной выработки с
расположением в ней емкостей и оборудования (сечение
Д-Д); б—то же вид в плане с частью выемочного штрека;
в — то же разрез в вертикальной плоскости по осям выемоч-
ного и откаточного штреков (сечение Б-Б); г — то же разрез
в вертикальной плоскости по осн скважины для прокладки
трубопроводов; часть откаточного штрека (в плане) (се-
чение Г-Г); / — бак для дизельного топлива; емкость 3 м3;
2 — бак для масла, емкость 1 м3; 3 — установка порошкового
пожаротушения «Буран>; 4— противопожарная дверь (посто-
янно открыта); 5 —решетчатая дверь (постоянно закрыта);
6— насос; 7 — резервуар для воды; 8— бак с песком, ем-
кость 0,4 м3; 9 — противопожарный щит; 10 — порог в пони-
женной части камеры; // — решетчатая перегородка; 12^
скважина для прокладки трубопроводов (В-В); 13 — венти-
ляционная скважина диаметром 390 мм: 14— выемочный
штрек пласта Красный-П; 15—откаточный штрек; 16—
исходящая струя воздуха
в-в
Рис. 3.65, г
3.20. УЧАСТКОВЫЙ ПУНКТ ХРАНЕНИЯ
ГОРЮЧЕ-СМАЗОЧНЫХ МАТЕРИАЛОВ (НА 1—2 МАШИНЫ) *
Пункт хранения горюче-смазочных материалов (ГСМ) предна-
значен для хранения дизельного топлива в количестве до 3 м3
и двух видов смазочных масел по 1 м3. Пункт хранения ГСМ
оборудуется в районе ведения добычных работ в специальной
выработке, имеющей обособленное проветривание. Для обеспе-
чения эффективного функционирования пункт оснащается необ-
ходимыми насосными установками для перекачивания топлива,
масел и воды. В противопожарных целях пункт оборудуется дву-
мя типами дверей, специальными порогами в выработке, двумя
установками порошкового пожаротушения типа «Буран», проти-
вопожарным щитом и емкостью с песком.
Общая схема пункта хранения приведена на рис. 3.65.
* В составлении раздела принимали участие Ю. Б. Черепанов и В. С. По-
лошкин.
4. ТЕХНОЛОГИЧЕСКИЕ СХЕМЫ ПРОИЗВОДСТВА
ЗАКЛАДОЧНЫХ РАБОТ
4.1. ОБЩИЕ СВЕДЕНИЯ
Закладочные работы на Верхнекамском месторождении про-
водят для Обеспечения сплошности ВЗТ и уменьшения оседания
земной поверхности под городской застройкой и промышленны-
ми площадками предприятий. Одновременно с этим закладка
является эффективным способом охраны окружающей среды, так
как при ней сокращаются объемы складирования водораствори-
мых отходов на земной поверхности.
Закладку ведут механическим и гидравлическим способами.
4.2. ТЕХНОЛОГИЯ МЕХАНИЧЕСКОЙ ЗАКЛАДКИ
Независимо от типа применяемого забойного закладочного
оборудования технологическая схема поверхностного комплекса
остается неизменной. Солеотходы от обогатительной фабрики по-
дают на склад ленточными конвейерами. Объем склада состав-
ляет 10—20 тыс. т. Отходы со склада отгружают с помощью
катцер-крана (рис. 4.1). Далее солеотходы ленточными конвейе-
рами доставляют к стволу. Схемой предусмотрена также воз-
можность доставки отходов напрямую без складирования. Это
позволит уменьшить затраты. Работу через склад производят в
основном при аварийных остановках подземной части закладоч-
ного комплекса.
По стволу солеотходы спускают по вертикальному трубопро-
воду, диаметр которого выбирают исходя из производительности.
От ствола солеотходы доставляют к участку закладки ленточ-
ными конвейерами.
На участке закладки производят съем отходов плужковыми
сбрасывателями. Одновременно в работе находятся несколько
закладочных машин, чем обеспечивается непрерывность работы
конвейерной линии.
При механическом способе закладку производят с примене-
нием скреперных лебедок (рис. 4,2, а) и самоходных вагонов
(рис. 4,2, б, в, г). Скреперные лебедки используют при неболь-
ших объемах работ (до 500 тыс. т/год), а самоходные вагоны
при большей производительности. Так как меньшие объемы за-
кладки производят на карналлитовом пласте, то скреперная за-
кладка находит применение в основном на этом пласте.
Для уборки просыпи у разгрузочной головки конвейера уста-
навливают скреперную лебедку. Просыпь убирают в камеру по
мере ее накопления.
Закладка скреперными лебедками производится в один слой,
однако вспомогательные операции требуют тяжелого ручного
141
Рис. 4.1. Технологическая
схема доставки солеотходов
от обогатительной фабрики
до закладываемых камер:
1 — ленточные конвейеры на зем-
ной поверхности; 2 — кратцер-
кран; 3 — трубопровод в шахт-
ном стволе; 4— подземные кон-
вейеры; 5 — самоходный вагон
в закладываемой камере; 6 —
скреперная лебедка
6
а 1
Рис. 4.2. Схема механической закладки:
а — с применением скреперных лебедок на карналлитовом пласте В; б — схема заклад-
ки первого слоя в камере с применением самоходных вагонов (см. сечение А-А на
рис. 4.1); в —то же прн закладке второго слоя; г —то же в одни слой с наклонного
заезда
Рнс. 4.3. Разгрузка самоходного ва-
гона 5ВС-15М лрн закладке в камере
первого слои
Рис. 4.4. Разгрузка самоходного ва-
гона прн закладке второго слон
труда (перевеска блока, сращивание канатов, перемонтаж лебе-
док).
Закладку с помощью самоходных вагонов производят в ос-
новном в два слоя. При прямом ходе (первый слой) вагон раз-
гружают у края закладочного массива, при этом разгрузочная
головка конвейера вагона выходит за край откоса (рис. 4.3). За
счет большой длины консоли конвейера колеса вагона находятся
на уплотненном массиве и по мере закладки постепенно уплотня-
ют его, создавая хорошее дорожное покрытие. При закладке пер-
вого слоя стремятся выдерживать расстояние до кровли 2,8—
2,5 м, что обеспечивает хорошие условия для оборки кровли.
При закладке второго слоя (обратный ход) вагон разгружают
с поднятым кузовом, заполняя оставшееся пространство
(рис. 4.4). При закладочных работах производительность ваго-
на и лебедок меньше, чем при доставке руды.
Качество закладочного массива можно характеризовать ве-
личиной «кажущейся» плотности, равной произведению действи-
тельной плотности закладочного массива на степень заполнения
камеры. При скреперной закладке «кажущаяся» плотность мень-
ше (1,08—1,2 т/м3), чем при закладке с помощью самоходных
вагонов (1,3—1,36 т/м3).
4.3. ТЕХНОЛОГИЯ ГИДРАВЛИЧЕСКОЙ ЗАКЛАДКИ
Технологическая схема гидравлической закладки представлена
на рис. 4.5 и 4.6. Для гидравлической закладки в настоящее
время используют отходы крупностью до 1,2 мм. Ведут опытно-
промышленные работы по отработке технологии гидрозакладки
отходов крупностью до 3,5 мм.
Основные технологические операции гидрозакладки: приго-
товление пульпы, ее транспортирование, устройство перемычек.
Пульпу готовят либо в баке, либо в смесительной воронке.
Бак имеет наклонное днище, на котором вблизи места паде-
ния солеотходов смонтированы форсунки, струи которых направ-
лены параллельно днищу бака в точку выхода пульпы из бака.
На выходе из бака установлена решетка, которая задерживает
143
4
Рис. 4.5. Схема поверхностной части гидрозакладочного комплекса с приго-
товлением пульпы у шахтного ствола:
1 — сборный конвейер; 2— распределительная течка; 3— конвейер на солеотвал; 4 —
ленточный фильтр; 5 — пульподелитель; 6 — задвижка; 7 — весы; 8 — смесительная во-
ронка; 9 — плотномер; 10 — индукционный расходомер; 11 — бакн с рассолом; 12 — кон-
вейер к воронке
крупные посторонние предметы. При возникновении случайных
временных препятствий выходу пульпы (случайное перекрытие
задвижки, прохождение кусков футеровки, временное увеличе-
ние производительности и прочее) она накапливается в баке.
Недостаток способа — неудобство очистки решетки от посто-
ронних предметов и невозможность визуального наблюдения за
процессом пульпоприготовления в холодное время года из-за
интенсивного парообразования.
Применение смесительных воронок позволит устранить эти
недостатки. Воронку устанавливают над баком (рис. 4.7). На
расстоянии 0,5—0,8 м от края воронки ее перекрывают решеткой
с размером ячейки 50—70 мм. У верхнего края воронки монти-
руют кольцевой трубопровод с форсунками. Струи от форсунок
должны охватывать всю площадь места падения солеотходов
(круг диаметром 0,6—0,8 м). Приготовление пульпы в воронке
создает удобство для наблюдения за процессом смешивания рас-
144
a
Рис. 4.6. Схема подземной части гидрозакладочиого комплекса:
а — разводка трубопроводов по панелям; б — разводка трубопроводов на панели; 1 —
центральный рассолосборник; 2 —участковый рассолосборнии; 3 — преобладающее на-
правление падения пласта
Ю Зак. 167
Рис. 4.7. Схема части по-
верхностного гидрозакладоч-
ного комплекса с приготов-
лением пульпы на обогати-
тельной фабрике (обозначе-
ния те же, что и иа рис. 4.5);
13 — зумпф
сола с солеотходами и позволяет своевременно очищать решетку
от посторонних предметов.
Место расположения узла приготовления пульпы зависит от
расстояния тракта удаления отходов от ствола и возможности
размещения узла у ствола. Если расстояние от тракта удаления
отходов до ствола невелико (100—150 м) и возможна проклад-
ка галереи для подачи солеотходов к стволу конвейером, то узел
пульпоприготовления размещают у ствола (см. рис. 4.5), в про-
тивном случае узлы пульпоприготовления размещают на фабри-
ке (см. рис. 4.7), а пульпу к стволу подают грунтовым насо-
сом. Схема подземного комплекса закладки показана на рис. 4.6.
От ствола к каждому закладываемому участку шахтного поля
прокладывают пульпопровод. Часовую производительность
пульпопроводов выбирают таким образом, чтобы в одновремен-
ной работе находились не все участки. Например, если заклад-
ку необходимо вести на 4 участках, то в одновременной работе
должно находиться не более 3-х участков, а 4-й участок явля-
ется резервным. Для равномерного подвигания фронта закла-
дочных работ резервные участки назначаются поочередно.
Для пульпопроводов применяют стальные, биметаллические,
пластмассовые и футерованные каменным литьем трубы. Из-
нос стальных труб составляет около 1 мм на 100 тыс. т солеот-
ходов.
Износостойкость биметаллических труб в 7—40 раз выше. Та-
кую же износостойкость имеют трубы, футерованные каменным
литьем. Пластмассовые трубы применяют в пределах участка
закладки, так как они способны выдерживать небольшое дав-
ление (0,5—0,6 МПа).
Для удержания пульпы по концам камеры возводят перемыч-
ки. Со стороны подачи пульпы ее удерживают валами, отсыпае-
мыми из закладочного материала (рис. 4.8,а). Такой способ
применяют при небольшой производительности (до 150 т/ч), при
146
Рис. 4.8. Перемычки для удержания пульпы:
а — с обваловкой; б — с применением подпорных щитов; в — фильтрующая со сливным
окном; г — фильтрующая с рудным целиком; д — буровзрывная
большей производительности пульпу удерживают с помощью
порогов в виде деревянных подпорных щитов (рис. 4.8,6). В на-
стоящее время проходят испытания пороги из гибких материа-
лов.
В некоторых случаях при наличии материала (например ра-
нее заскладированной соли от проходки выработок) возво-
дят с помощью погрузо-доставочных машин насыпные пере-
мычки.
В нижнем конце камеры перемычка ие только удерживает
пульпу, но и должна обеспечивать фильтрацию рассола. Дере-
вянная фильтрующая перемычка со сливным окном показана на
рис. 4.8, в. Если иа стадии проектирования очистных работ пре-
дусматривается и последующая закладка, то при очистных ра-
ботах в иижием конце камеры оставляют целичок толщиной
0,5—1,0 м, в котором для слива рассолов бурят шпуры
(рис. 4.8,г).
10*
147
В ряде случаев перемычку образуют за счет взрывания кров-
ли (рис. 4.8, д). Эта перемычка обладает высокой прочностью и
большой фильтрующей способностью.
Степень полноты заполнения камер зависит от угла ее на-
клона и высоты. Так при угле наклона 2° степень заполнения
достигается 0,9. При углах наклона 1,5—1° и высоте б м запол-
нение снижается до 0,8—0,7, при уменьшении угла наклона и
высоты заполнение снижается до 0,5. Для обеспечения требуе-
мой степени заполнения (0,8—0,9) слив пульпы в камере про-
изводят в нескольких точках. С этой целью по камере прокла-
дывают пульпопровод, а в случае закладки двух пластов пульпу
перепускают в нижележащие камеры по скважинам, пробурен-
ным в междупластье.
Рассол, вытекающий из камер, по штреку направляют в уча-
стковый рассолосборник, располагаемый обычно в одной из низ-
корасположенных камер. Из рассолосборника рассол откачи-
вают в центральный рассолосборник, располагаемый в около-
ствольном дворе. Из этого рассолосборника рассол подают в
узел пульпоприготовления.
Расчет параметров гидрозакладочных комплексов приведен
в подразделе 8.6.3.
Производительность труда на участке гидрозакладки в 1,3—
1,5 раза выше, чем при механической закладке.
4.4. ТЕХНОЛОГИЯ РАЗМЕЩЕНИЯ ШЛАМА
В ОТРАБОТАННЫЕ КАМЕРЫ СОВМЕСТНО
С ГИДРАВЛИЧЕСКОЙ ЗАКЛАДКОЙ СОЛЕОТХОДОВ
Технологическая схема размещения шлама приведена на рис. 4.9.
Суть технологии размещения шлама заключается в том, что
шламы и солеотходы подают в разные камеры. Для удержания
шлама в камере в начале и конце ее сооружают соляные пере-
мычки. По мере сдвижения горных пород происходит уплотне-
ние перемычек, в результате чего они плотно закупоривают ка-
меру. Устойчивость междукамерных целиков обеспечивается тем,
что шламы размещают через 2—3 камеры, заложенные солеот-
ходами.
Таким образом, подготовка камер к закладке шламов явля-
ется основной технологической операцией и сводится к устрой-
ству фильтрующих перемычек в горловинах камер. Технология
возведения перемычек зависит от угла наклона камер и распо-
ложения перемычки в камере. В нижней части камер с углами
падения свыше 2,5° перемычки намывают следующим образом.
Возводят деревянную фильтрующую перемычку в сбойке с вен-
тиляционным штреком, после чего производят намыв солеотхо-
дов на уровень 1,5—2,0 м выше уровня кровли сбойки, такой пе-
репад уровней гарантирует отсутствие выноса шлама по усадоч-
ным трещинам.
148
4
Рис. 4.9. Технологическая схема размещения шлама совместно с гидравличе-
ской закладкой солеотходов:
/ — емкость шлама; 2 — узел приготовления пульпы; 3 — емкость рассола; 4 — конвейер;
5 — шламопровод; 6 — пульпопровод; 7 — рассолопровод; 8 — центральная насосная стан-
ция; 9— участковая насосная станция; 10—перекачная насосная станция; // — отводы
трубопроводов; 12— перемычка намывная; 13— перемычка деревянная; 14— шлам; 15 —
рассол; 16 — солеотходы; 17 — смесь шлама с солеотходамн; 18 — задвижки трубопро-
водов
В верхней части таких камер независимо от угла падения
необходимо возводить уже две деревянные фильтрующие пере-
мычки и намывать между ними соляной массив с тем же пере-
крытием сбойки горловины. Для уменьшения затрат на сооруже-
ние деревянные фильтрующие перемычки могут быть заменены
разборными деревянными фильтрующими щитами высотой 1,0—
1,5 м, а намыв следует вести слоями.
Заслуживает внимания и опыт намыва верхней перемычки
при наличии у нее прудка рассола, который ограничивает расте-
кание, так как угол откоса солеотходов в рассоле не менее 12—
15°.
При углах падения почвы камер менее 2,5°—3,0° перемычки
намывают в обоих горловинах вторым способом. При этом ис-
пользуют разборные деревянные фильтрующие щиты или обва-
ловывают намываемые слои вручную, погрузочно-доставочной
149
Рнс. 4.10. Варианты технологии размещения шлама в отработанных камерах
совместно с гидравлической закладкой солеотходов:
а—’раздельно от солеотходов; б — в смеси с солеотходамн (см. сечения, соответствен-
но, А-А н Б-Б на рис. 4.9, обозначения те же)
машиной ST-8 или самоходным вагоном 50С-15М из солеотхо-
дов либо пород.
Параметры перемычек; ширина гребня 3—5 м, угол заложе-
ния откосов 1-т-2,5.
Подготовленное таким образом пространство между пере-
мычками заполняют пульпой шлама. Пульпу шлама плотностью
1300—1450 кг/м3 подают с обогатительной фабрики (см. рис. 4.9)
через емкость 1 на поверхности, шламопровод 5 и его отвод 11
гидравлическим способом под естественным напором. При этом
максимальный рекомендуемый уровень шлама у фильтрующей
перемычки для сохранения ее устойчивости принимается не бо-
лее 1 м. Для организации непрерывного режима подачи пульпы
шлама на участок используют несколько рабочих камер. Подачу
пульпы в каждой камере чередуют с ее отставанием и фильтра-
цией осветленного рассола.
Рассол по системе рассолосбора: дренажная сеть участка,
участковая насосная станция 9, рассолопровод 7, центральная
насосная станция 8 возвращают на поверхность и используют в
технологическом процессе фабрики либо перекачивают в шламо-
хранилище.
Приведенная технология позволяет размещать шлам в выра-
ботанном пространстве как раздельно от солеотходов, так и в
смеси. Варианты технологии размещения шламов приведены на
рис. 4.10. Размещение смеси шлама с солеотходамн отличается
от основной технологической схемы тем, что смесь готовят на
поверхности добавлением в пульпу солеотходов шлама и разме-
щают в каждую камеру. Для сохранения свойств закладочного
массива содержание нерастворимого остатка в смеси не должно
превышать 5 %.
Основные технико-экономические показатели технологии при-
ведены в табл. 4.1.
150
Таблица 4.1
Технико-экономические показатели технологии размещения шлама совместно
с гидравлической закладкой солеотходов
Наименование Показатели
a б
Параметры размещения Коэффициент заполнения, % Удельный расход солеотходов, т/т Содержание н. о.,, % Потопная ставка, руб./т Себестоимость, руб./т В каждую четвер- тую камеру 0,6-0,65 7—15 2,0—60 0,6—0,8 0,41—0,5 В каждую камеру 0,65—0,85 20 5 0,6—0,8 0,41,—0,5
4.5. ТЕХНОЛОГИЯ РАЗМЕЩЕНИЯ ШЛАМА
В ОТРАБОТАННЫЕ КАМЕРЫ СОВМЕСТНО
С МЕХАНИЧЕСКОЙ ЗАКЛАДКОЙ СОЛЕОТХОДОВ
Технологическая схема размещения шлама приведена на
рис. 4.11.
Суть технологии размещения шлама совместно с механиче-
ской закладкой аналогична технологии, приведенной в разд. 4.4,
и заключается в формировании замкнутого объема камеры за
счет возведения в ее горловинах фильтрующих перемычек из со-
леотходов либо породы 10. Отличие состоит лишь в способе их
возведения. Перемычки устраивают механическим способом, от-
сыпая мелкую соль погрузочно-доставочной машиной ST-8 либо
самоходным вагоном 5ВС-15М (11). Параметры перемычек: ши-
рина гребня 3—5 м, угол заложения откосов не более 1 :2,5.
Как и при размещении шлама совместно с гидравлической
закладкой, шлам размещают в шламовых камерах как раздель-
но, так и в смеси. Варианты технологии размещения шламов
приведены на рис. 4.12.
По варианту раздельного размещения заполняется каждая 2
или 3-я камеры, а в смеси — каждая камера.
Смесь при механической закладке солеотходов готовят непо-
средственно на участке. Для этого используют узел смешения 13,
куда шламовым насосом 14 перекачивают отстой шлама из шла-
мовой накопительной камеры, заполненной по описанной выше
технологии.
Одновременно с отстоем шлама в узел смешения через плуж-
ковый сбрасыватель с конвейерной линии 1 поступают солеот-
ходы. Соотношение компонентов смеси в основном зависит от
влажности шлама и регулируется в процессе работы. Оптималь-
ная по условиям транспортирования самоходным вагоном влаж-
ность смеси 8—10 %. Содержание нерастворимого остатка (н.о.)
в смеси не более 5 %.
151
Рис. 4.И. Технологическая схема размещения шлама совместно с механиче-
ской закладкой солеотходов:
1— конвейер; 2 — емкость шлама; 3 — емкость рассола; 4 — труба для спуска солеот-
ходов; 5 — шламопровод; 6 — рассолопровод; 7 — центральная насосная станция; 3 —•
перекачная насосная станция; 9 — участковая насосная станция; 10 — перемычка на-
сыпная; // — самоходный вагон; 12— отводы трубопроводов; 13 — узел смещения; 14 —
шламовый насос; /5—шлам; 16 — рассол; И — солеотходы; 18 — смесь шлама с соле-
отходами; 19— задвижка трубопроводов
Рис. 4.12. Варианты технологии размещения шлама совместно с механиче-
ской закладкой солеотходов в отработанных камерах:
а —раздельно от солеотходов; б — в смесн с солеотходами (см. сечения, соответствен-
но, А-А И Б-Б на рис. 4.11, обозначения те же)
Таблица 4.2
Технико-экономические показатели технологии размещения шлама совместно
с механической закладкой солеотходов
Показатели Показатели
а б
Параметры размещения Коэффициент заполнения Удельный расход солеотходов, т/т Содержание и. о,, % Потонная ставка, руб./т Себестоимость, руб./т В каждую четвер- тую камеру 0,6—0,65 7—15 20-60 0,6-0,9 0,62|—0,65 В каждую камеру 0,75— 0,8 20 5 0,9—1,0 0,7—0,73
Основные технико-экономические показатели технологии при-
ведены в табл. 4.2.
4.6. ТЕХНОЛОГИЯ РАЗМЕЩЕНИЯ ШЛАМА В СПЕЦИАЛЬНО
ПРОХОДИМЫЕ ВЫРАБОТКИ В ПОДСТИЛАЮЩЕЙ
КАМЕННОЙ СОЛИ
Ликвидировать на поверхности шламохранилища твердой и
жидкой фаз глинисто-солевого шлама возможно при организа-
ции подземных хранилищ. Такие хранилища предложено уст-
раивать в подстилающей каменной соли калийной залежи. Для
этой цели на рудниках подготавливают шламовый горизонт,
представляющий собой систему обособленных камер.
Технологическая схема размещения шлама в специально
проходимые выработки в подстилающей каменной соли приве-
дена на рис. 4.13.
Шламовые камеры горизонта готовят таким образом, чтобы
их кровля была ниже маркирующего слоя глины, причем пере-
пад отметок кровли и маркирующего слоя должен отвечать
условию: даже при заполнении камер твердой фазой только
на 50 % возможное в будущем обрушение пород в их кровли
не выйдет за пределы указанного маркирующего слоя.
Подготовку шламового горизонта ведут с выемочного
штрека пласта Красный-П. Для этого проходят уклон и сбойку
шламовых камер, а сами камеры располагают перпендикулярно
оси сбойки. Параметры камер: длина 400 м, ширина до 20 м,
высота до 30 м.
Длительная устойчивость камер шламового горизонта обос-
нована расчетами, выполненными лабораторией геомеханики
ВНИИГа.
Для подачи шлама и вентиляции в междупластье кровли ка-
мер и выработок пласта Красный-П бурят скважины диамет-
ром 390—500 мм. В горловинах камер для разделения твердой
и жидкой фаз шлама сооружают насыпную перемычку.
153
Подготовку камер ведут комбайновым способом, используя
комплекс: комбайн «Урал-20КС», бункер-перегружатель БП-3,
самоходный вагон 5ВС-15М. Породу от проходки по линии лен-
точных конвейеров транспортируют на выемочный горизонт
пласта Красный-П и закладывают в отработанные камеры са-
моходным вагоном.
Подготовка шламовых камер в технологической схеме явля-
ется одной из наиболее трудоемких операций. Поэтому с целью
снижения этих затрат шламовый горизонт целесообразно раз-
мещать у границ шахтного поля. Этим обеспечивается закладка
удаленных участков шахтного поля, куда гидротранспорт ос-
ложнен, а конвейерный транспорт дорог. Эффективно также
использование соли от проходки в качестве технической либо
для приготовления рассола.
Технология размещения заключается в следующем.
Пульпа шлама плотностью 1300—1400 кг/м3 поступает с обо-
гатительной фабрики, накапливается и частично отстаивается
в емкости на поверхности. Время накопления—отстаивания
определяется режимом работы, производительностью фабрики
и свойствами шлама.
Далее отстоявшаяся пульпа плотностью 1400—1450 кг/м3
транспортируется по шламопроводу гидравлическим способом
под естественным напором до скважины камеры шламового го-
ризонта. Пульпа шлама накапливается в камере до уровня на
0,5 м ниже гребня насыпной перемычки. Фильтрующийся через
перемычку осветленный рассол участковой и центральной на-
сосными станциями перекачивается в емкость на поверхности
154
Рис. 4.13. Технологическая схема разме-
щения шлама в специально проходимые
выработки в подстилающей каменной
соли:
/—емкость шлама; 2— емкость рассола; 3 —
шламопровод; 4 — рассолопровод; 5 — цен-
тральная насосная станция; 6— скважина по-
дачи шлама; 7 — скважина вентиляционная;
8 — шламовая камера; 9— перемычка насып-
ная; 10— участковая насосная станция; 11 —
сбойка шламовых камер; 12 — уклон; 13 — от-
работанные камеры пласта Красный-П; 14 —
откаточный главный штрек; 15 — откаточный
панельный штрек смежной панели; 16 —
выемочный штрек пласта Красный-П
и используется для промывки шламопровода либо в технологи-
ческом процессе обогатительной фабрики.
Основные технико-экономические показатели технологии
Параметры размещения . ..................... Специальный
шламовый горизонт
Коэффициент заполнения...................... 0,9—0,95
Удельная добыча породы, т/т................. 2,5—3
Плотность массива, кг/м3 ................... 1500—1550
Потопная ставка, руб/т...................... 8—10
Себестоимость, руб/т........................ 3,5—4,0
5. ОСНОВНЫЕ СВЕДЕНИЯ О ГАЗОДИНАМИЧЕСКИХ
ЯВЛЕНИЯХ И СПОСОБЫ ИХ ПРЕДУПРЕЖДЕНИЯ
5.1. ОБЩИЕ ПОНЯТИЯ И СТАТИСТИЧЕСКИЕ ДАННЫЕ
При отработке сильвинитовых пластов на Верхнекамском
месторождении на всех шахтных полях зафиксировано около
250 газодинамических явлений (ГДЯ) интенсивностью до
4,5 тыс. т, а при отработке карналлитового пласта буровзрыв-
ным способом на рудниках СКПРУ-1 и БКПРУ-1 в зависимости
от объемов добычи ежегодно происходит до 500 явлений, ко-
торые характеризуются большим многообразием форм и усло-
вий проявления. Многообразие форм явлений обусловлено слож-
ным строением и составом отрабатываемых пластов и вмещаю-
щих пород, их изменчивостью по глубине и площади месторож-
дения, а также недетерминированностью процессов, происходя-
щих в подготовительный период.
155
Газодинамические явления в соляных породах представляют
собой класс динамических явлений, в которых наряду с горным
давлением и свойствами материала важную роль играет газ, и
заключаются в саморазвивающемся динамическом разрушении
приконтурных пород и выносе частиц разрушенного материала
под действием расширяющегося газа, потенциальной упругой
энергии пород и сил тяжести.
Наиболее яркая особенность явлений состоит в динамичности
процесса разрушения и выноса пород в выработки, происходя-
щих со скоростями до десятков метров в секунду. ГДЯ имеют
место при проходке очистных и подготовительных выработок в
большинстве своем в призабойной зоне, поэтому создают угрозу
безопасности труда подземных рабочих и ухудшают технико-
экономические показатели горно-добывающих предприятий. На
Верхнекамском месторождении они имеют ряд отличительных
особенностей от аналогичных явлений на угольных месторожде-
ниях. Например ГДЯ не зафиксированы ни в одном из стволов,
пройденных на месторождении, каждым из которых вскрывалось
несколько выбросоопасных пластов. Число и интенсивность яв-
лений в подготовительных выработках, проводимых по карнал-
литовому пласту, значительно ниже, чем при ведении очистных
работ в камерах, а в подготовительных выработках на сильви-
нитовых пластах с устойчивой кровлей они не происходят. При
одинаковой прочности и газоносности пород, глубине залегания
и параметрах горных работ более интенсивные ГДЯ происходят
на нижележащем сильвинитовом пласте Красный-П, чем на
сближенном того же состава пласте АБ.
Интенсивность явлений повышается при замещении карнал-
лита в пласте Б сильвинитом. Еще одна особенность ГДЯ на
месторождении: их «запоздалый характер» на сильвинитовых
пластах, который наблюдается при остановленном забое. Число
«запоздалых явлений» достигает до 40 % общего числа всех
случаев. Если же рассматривать явления с позиции существую-
щих теорий механизма их возникновения, то внезапные выбросы
в соляных породах, обладающих высокой ползучестью и релак-
сационной способностью, при остановках забоя не должны про-
исходить. Указанные особенности необходимо рассматривать с
учетом специфики механизма явлений в соляных породах.
Газодинамические явления при отработке пластов сильвини-
тового состава происходят в основном из кровли, реже из почвы
выработок; смешанного состава — из кровли, иногда из стенок
выработки и из забоя; карналлитового состава — чаще из стенок
и забоя. Отмечается зональность в проявлениях ГДЯ по пло-
щади месторождения и отдельного шахтного поля.
Наибольшее количество явлений при отработке пластов силь-
винитового и смешанного составов зарегистрировано в южной
части месторождения на шахтных полях БКПРУ-2 и БКПРУ-3.
Распределение их по рудникам, годам отработки, пластам, а так-
156
же в зависимости от видов работ и очередности отработки
пластов представлены в табл. 5.1, 5.2 и 5.3.
Анализ явлений показал, что на шахтном поле БКПРУ-3 не
было их ни на одном из пластов в зоне замещения карналлита
пласта Б сильвинитом. Все явления, кроме трех случаев, про-
изошли в зоне двухпластовой отработки с шириной камер 10—
12 м при той же ширине междукамерных целиков и с поддер-
живающими целиками внутри камер. Большое количество явле-
ний на шахтном поле БКПРУ-2 зарегистрировано при наруше-
нии паспорта проходки выработок (46 % от общего числа):
защитная пачка из сильвинита 1 слоя пласта Красный-П или
каменной соли пласта БВ оставлялась незначительной мощности
(меньше 0,6 и 1,5 м соответственно). При проходке подготови-
тельных выработок число явлений на 1 м выработки в 2 раза
больше, чем при отработке очистных камер.
На рудниках ПО «Сильвинит» и БКПРУ-1 ПО «Уралкалий»
ГДЯ на сильвинитовых пластах с устойчивой кровлей произошли
в основном из-за нарушений параметров горных работ и несоот-
ветствия их конкретным горно-геологическим условиям (попереч-
ный пролет выработок больше предельно допустимого в этих
условиях и наличие податливых поддерживающих целиков, спо-
собных к мгновенному хрупкому разрушению). Усугубляющее
действие при этом оказывали: отработка пластов в условиях по-
вышенного горного давления, нарушение ширины поддерживаю-
щих целиков, локальное уменьшение прочности пород из-за из-
менения их морфологического состава, уменьшение мощности
междупластья, наличие гнездовых скоплений газов в породах
кровли. По этим же причинам произошли ГДЯ на руднике
БКЗ-4.
Из табл. 5.1 видно, что количество ГДЯ с увеличением отра-
ботанных площадей на рудниках БКПРУ-2 и БКПРУ-3 значи-
тельно уменьшается: с 15—19 в год в период ведения горных
работ вблизи шахтных стволов до 3—4 при образовании зна-
чительных отработанных площадей. Объяснений этому может
быть дано несколько: выход горных работ при прямом порядке
отработки шахтных полей от центрально расположенных ство-
лов в мульде на ее крылья, общая региональная дегазация
пород при появлении отработанных площадей и частичная раз-
рядка или переориентация полей напряжений в породах.
Необходимо отметить также неравномерное количественное
распределение ГДЯ по месяцам года: наибольшее — в зимнее
время, наименьшее — в летнее (рис. 5.1). Очевидно, на динами-
ческие процессы влияет климат, т. к. региональное изменение
газоносности и напряженности пород не может носить сезон-
ный характер. Климатические параметры рудничной атмосферы
находятся в зависимости от климата на поверхности, работы
калориферной установки, длины вентиляционного пути, состава
пород. Влажность и влагосодержание рудничного воздуха в зим-
нее время имеют наименьшую величину, в летнее—наиболь-
157
Таблица 5.1
Распределение ГДЯ по рудникам ПО «Уралкалий» и ПО «Сильвинит» при
БКПРУ-1
БКПРУ-2
БКПРУ-3
Год
ЛБ
Крас-
ный-П
Всего
Крас-
ный-П
Всего
Всего
1968
1969
1970
1971
1972
1973
1974
1975
1976
1977
1978
1979
1980
1981
1.982
1983
1084
1985
1986
1987
1988
1989
Всего
В том числе:
очистные вы-
работки
подготови-
тельные вы-
работки
2
3
8
11
9
4
2
4
1
2
4
1
12
9
10
6
1
2
1
92
8
9
3
2
1
1
1
6
3
g
2
1
2
2
22
10
16
7
6
2
2
4
44
16
12
6
о
3
1
1G7
1
1
5
3
2
1
5
3
55 23 78
66 57 123
26 18 44
46 20 66
3 12
А Б
шую. В летний период в горных выработках от соприкосновения
теплого воздуха с породой происходит конденсация и выпадение
влаги, которая частично впитывается породой, а частично скап-
ливается в виде рассола на почве выработок. В летний период
происходит насыщение приконтурных пород влагой за счет ак-
тивной растворимости солей и глинистых прослойков, а в зим-
ний— их осушение. По данным Н. Д. Лужецкой климатические
параметры вентиляционной струи изменяются на протяжении
2,0—2,5 км от воздухоподающего ствола, после чего влажность
и температура рудничного воздуха остаются практически по-
стоянными. Сравнение количества ГДЯ по месяцам года с вла-
госодержанием рудничного воздуха выявило их хорошую связь:
коэффициент корреляции составляет 0,95 при надежности 0,1.
На рис. 5.2 представлены зависимости распределения ГДЯ
158
отработке сильвинитовьгх и смешанных солей
по месяцам года на руднике БКПРУ-2 за весь период отра-
ботки шахтного поля и за период отработки части шахтного
поля, находившейся в зоне изменяющегося климата без учета
явлений малой интенсивности от суфлярных газов. Не трудно
заметить хорошую согласованность в характере этих кривых,
ежемесячно отличающихся примерно на одно и то же коли-
чество ГДЯ, происшедших вне зоны влияния климатических
условий. Это количество явлений необходимо считать фоном
от воздействия горно-геологических и горно-технических усло-
вий, в т. ч. и в зоне изменяющегося климата, которое составило
около трех явлений в год. Заштрихованная часть на графике
выше линии фона показывает количество явлений инициирован-
ных климатическими условиями, а ниже — количество, которое,
возможно, было предупреждено этими условиями. В основном,
159
Таблица 5.2
Распределение ГДЯ по пластам, типам, месту проявления и интенсивности
Характеристика ГДЯ БКПРУ-1 БКПРУ-2 БКПРУ-З БКЗ-4 СКПРУ-1 СКПРУ-2 СКПРУ-3 Всего
Типы: выбросы 2 114 31 1 148
обрушения и комби- — 52 47 4 1 1 2 107
нированные Места проявлений: кровля 2 144 70 5 1 1 2 225
почва — 17 2 — — .— — 19
забой и стенка — 5 6 — — — — 11
Распределение по ин- тенсивности: не более 3 т 86 32 2 120
3—50 т — 63 24 2 — — — 84
более 50 т — 17 22 1 1 1 2 46
Интенсивность, т: средняя 154,4 18,6 131,8 33,6 1092 3900 3117,5
максимальная 164 596 2540 115 1092 3900 4435 —
Таблица 5.3
Количество ГДЯ по пластам при различной очередности их отработки
Порядок отработки и тип выработки БКПРУ-2 БКПРУ-З Всего
АБ Красный-П АБ Красный-П
Опережающая отработка пласта АБ в т. ч.: 79 62 39 180
очистные 58 49 36 — 143
подготовительные 21 13 3 2 39
Опережающая отработка пласта Красный-П в том числе: 13 13 16 21 63
очистные 8 8 10 20 46
подготовительные 5 5 6 1 17
Итого: 92 75 52 23 242
рудничная атмосфера способствует проявлению ГДЯ за счет
снижения пластических свойств пород при их осушении.
Как показано в табл. 5.1 и 5.2, всего за время отработки
сильвинитовых пластов на месторождении зафиксировано
255 явлений, из них 25 % произошло в подготовительных вы-
работках. Внезапные выбросы составили 58%, обрушения и
комбинированный тип — 42 %. Основная часть ГДЯ происхо-
дит из кровли выработок — 88 %, почти половина их имеет
интенсивность до 3 т (47 %).
160
Рис. 5.1. Распределение числа
ГДЯ (п), влагосодержания руд-
ничной атмосферы (W) и вы-
падения конденсата (С) по ме-
сяцам года (/):
1 — количество ГДЯ на БКПРУ-2 и
БКПРУ-З; 2 — суммарное количество
ГДЯ на Верхнекамском и Старо-
бинском месторождении; 3 — влаго-
содержанне рудничного воздуха;
4 — влагонасыщение рудничного воз-
духа
Анализ ГДЯ необходим для разработки научно обоснован-
ных методов прогноза и механизма динамических процессов с
целью выявления основных влияющих факторов и их подавле-
ния или снижения до безопасного уровня.
5.2. МЕХАНИЗМ ГАЗОДИНАМИЧЕСКИХ ПРОЦЕССОВ
Выполненными исследованиями установлено, что механизм ГДЯ
включает: формирование выбросоопасных условий при активном
перераспределении напряженно-деформированного состояния
(НДС) в потенциально-выбросоопасных соляных породах;
инициирование их при достаточно резком образовании свобод-
ных поверхностей, вскрывающих опасные газонасыщенные зоны;
бурное развитие разрушения и выноса частиц пород в газовом
потоке и образование устойчивой формы полости [22].
При отработке выбросоопасного пласта буровзрывным спо-
собом взрывная волна, проникая в газонасыщенную породу пони-
женной прочности и повышенной акустической жесткости (ске-
лет пород более напряжен), вызывает интенсивное трещинооб-
разование в ней с одновременным частичным выделением
микровключенного газа и соединением его со свободным в
локальных участках.
Рис. 5.2. Распределение числа
ГДЯ (п) в течение года (0 на
руднике БКПРУ-2:
1 — за весь период отработки шахт-
ного поля; 2 — в зоне изменяюще-
гося рудничного климата; 3 — без
влияния климата (горнотехнический
и горногеологнческнй фон); 4 —
•происходящие при остановленном
забое
11 Зак. 157
161
Этот процесс происходит впереди проходческого забоя. От-
торжение части массива взрывом приводит к резкому обнаже-
нию пород, находившихся в объемном напряженном состоянии,
изменению вида напряженного состояния и пригрузке их. Уве-
личивающееся давление свободного газа создает дополнитель-
ную пригрузку на породы. В результате нарушается устойчи-
вость пород и развивается процесс разрушения, который идет
лавинообразно. В газонасыщенной породе происходит послой-
ный отрыв частиц под воздействием высоких напряжений и
порового давления. Это подтверждается формой полостей с рас-
ширением в верхней (дальней) части, по сравнению со средним
и нижнием (устье) сечениями. При отработке выбросоопасного
пласта комбайном «инициатор» нарушения устойчивости пород
являются их повышенные прочность и хрупкость и нежесткий
режим нагружения.
ГДЯ из соседних пластов развиваются при определенном
сочетании горнотехнических и горно-геологических условий,
когда концентрация напряжений оказывается предельной для
данного участка приконтурных пород. Породы, отделяющие
выбросоопасный пласт от отрабатываемого, часто обладают по-
ниженной прочностью и склонностью к расслоению за счет на-
личия в них многочисленных глинистых прослойков, а расстоя-
ние до выбросоопасной зоны (мощность междупластья) меньше
размера защитной зоны. В настоящее время отработка пластов
на месторождении ведется камерной системой с оставлением
жестких целиков, продавливающих менее прочную непосредст-
венную кровлю, которая выпучивается, расслаивается и иногда
обрушается в выработку, а соседний выбросоопасный пласт
остается неразгруженным. За счет расслоения непосредственной
кровли защитная пачка пород до выбросоопасного пласта фак-
тически уменьшается. Одновременно в газонасыщенных зонах
высвобождается микровключенный газ при частичном разруше-
нии пород, который соединяется со свободным и после упру-
гого восстановления вмещающих пород оказывается «запер-
тым» в локальных очагах под большим давлением, создавая
при этом дополнительные пригрузки. При динамических явле-
ниях в виде внезапных обрушений с попутным выделением газа
или явлений комбинированного типа расслоившаяся порода под
действием высокого давления газа выбрасывается в выработку.
Известно, что первопричина многих динамических явлений —
деформации упругого восстановления горных пород, возникаю-
щие при образовании обнажений в породном массиве. Незна-
чительная газоносность пород на Верхнекамском месторожде-
нии и редкие случаи загазирования выработок в момент вне-
запных выбросов указывают на преобладающее значение в ме-
ханизме явлений (особенно в подготовительной стадии) НДС
пород.
Установлено, что в породном массиве можно создать
безопасные обнажения с такими соотношениями площади и пе-
162
риметра забоя, при которых контур выработки будет находить-
ся в состоянии защемления или в нем образуется зона разгрузки
необходимой глубины [6]. Проведенные аналитические расчеты
величины диаметров выработок, опасных по упругому деформи-
рованию пород контура в сторону обнажения, позволили оценить
степень влияния различных факторов, которые располагаются
в следующем порядке: пластические свойства, горное давление,
прочность пород и давление газа. На основании расчетов уста-
новлено, что в стволах происходит разгрузка массива, а в раз-
ведочных скважинах породы защемляются по контуру при лю-
бых геологических параметрах. Анализ данных кавернометрии
в скважинах подтвердил отсутствие в них каверн от выбросов
даже на участках интенсивного выделения свободных газов из
соляных пород. Расчет величины напряжений показал более
низкий уровень напряженного состояния пород вокруг верти-
кальных стволов по сравнению с горизонтальными подготови-
тельными выработками, что служит еще одним доказательст-
вом причин отсутствия ГДЯ в стволах. Преобладающая роль
напряженного состояния в динамических процессах подтверж-
дается меньшим числом ГДЯ у горловин в начальной части
камер, которые отделяются от выемочных штреков целиками
по сравнению со средней частью на карналлитовом пласте В.
На вероятность динамического разрушения широкого клас-
са пород в значительной степени оказывают влияние скорость
нагружения и их реакция на силовое воздействие. Линейные
зависимости между поперечным пролетом выработок и расстоя-
нием до выбросоопасного пласта указывают, что формирование
выбросоопасных условий чаще всего зависит не от местополо-
жения газового очага в разрезе вышележащих пород, а от НДС
пород, когда при большем пролете выработок в запредельное
состояние вовлекаются породы, расположенные на большем
расстоянии от отрабатываемого пласта. На характер нагруже-
ния приконтурных пород влияет цилиндрическая жесткость
вышележащих пород, зависящая от мощности пластов, слоев,
модуля пропорциональности и коэффициента Пуассона. Модули
пластов на Верхнекамском месторождении, даже при их раз-
личном составе в среднем примерно одинаковы, но величины
их математических ожиданий имеют большие дисперсии и при
значительных отклонениях способствуют созданию выбросоопас-
ных условий. Известно, что в случае мягкого нагружения при-
ток энергии в прикоптурные породы увеличивается. Чем меньше
сопротивление контура внешним нагрузкам, тем больших раз-
меров образуется вокруг него буферная зона. Если такое умень-
шение сопротивления происходит быстро (например, поддержи-
вающие целики внутри камер хрупко разрушаются), то раз-
витие буферной зоны не успевает за уменьшением отпора цели-
ков, в связи с чем происходит динамическое высвобождение
потенциальной энергии горного и газового давлений. Данное
положение объясняет причины проявления ГДЯ из устойчивых
11* 163
пород кровли в очистных камерах с поддерживающими цели-
ками внутри их и отсутствие явлений в подготовительных выра-
ботках с шириной поперечного пролета равным ширине камер,
но без поддерживающих целиков.
Из соляных пород карналлит наиболее ярко реагирует на
силовое воздействие, в зависимости от интенсивности которого
могут преобладать пластические или упругие деформации.
В ряде случаев из-за большой пластичности карналлита в нем
создается на обнажении зона необратимых деформаций быстрее,
чем идет хрупкое разрушение. Этим свойством объясняется низ-
кая интенсивность явлений при отработке смешанных солей. По
этой же причине полости, образующиеся в породах кровли в ре-
зультате ГДЯ, распространяются не по всей мощности карнал-
литового пласта, а только в части его.
Динамической реализации энергий горного и газового дав-
лений в форме внезапных обрушений и явлений комбинирован-
ного типа способствует эффект зональной дезинтеграции пород
(растрескивание, частичное разрушение). Кристаллы газосо-
держащих пород в зоне дезинтеграции частично разрушаются,
в результате чего микровключенный газ преобразуется в сво-
бодный. При этом давление свободного газа возрастает, что
может происходить не только за счет преобразования микро-
включенного газа, но и за счет миграции свободного газа в
ослабленную зону — зону дезинтегрированных пород. Если рас-
стояние от контура выработок до выбросоопасной зоны незна-
чительно, то породы разрушаются за короткий промежуток вре-
мени и ГДЯ наблюдается в районе движущегося забоя, а зона
дезинтеграции играет роль выбросоопасной. Когда же указан-
ное расстояние больше или породы относятся к устойчивым, то
процесс разрушения пород идет более продолжительно и на-
блюдаются «запоздалые выбросы». Во всех случаях для фор-
мирования зон дезинтеграции необходима локализация кон-
центратора напряжений во времени, что и объясняет проявле-
ние ГДЯ при остановленном забое.
Соляные породы являются сложным природным материалом,
обладающим упруго-вязко-пластическими свойствами и нерав-
номерностью распределения газов по площади и разрезу. Наи-
более яркое проявление того или иного свойства зависит в кон-
кретных случаях как от состава пород и их газоносности, так и
от характера нагружения, что в совокупности с преобладающей
ролью какого-либо выбросоопасного фактора порождает раз-
личные типы динамических явлений.
Внезапные выбросы соли и газа происходят, главным обра-
зом, под совокупным и преобладающим действием напряжен-
ного состояния пород пониженной прочности и микровключен-
ного газа. Внезапные обрушения с последующим газовыделе-
нием и выбросы из почвы формируются от повышенных давле-
ний гнездовых и приконтактных газов и горного давления. Яв-
ления комбинированного типа сочетают в себе внезапное обру-
164
шение на начальном этапе, в результате чего обнажается вы-
бросоопасный пласт или слой, и собственно внезапный выброс
на втором этапе.
ГДЯ происходят при воздействии горными работами на
природные потенциально выбросоопасные зоны и в каждом кон-
кретном случае определяющую роль могут играть или горные
работы, или природные геологические факторы. На основании
этого все выбросоопасные факторы необходимо разделять на
две основные группы: природные и техногенные (рис. 5.3).
5.3. КЛАССИФИКАЦИЯ ГАЗОДИНАМИЧЕСКИХ ЯВЛЕНИЙ
Одной из важнейших задач в решении проблемы борьбы с
ГДЯ следует считать разработку метода классификации, наи-
более реально отражающей природу и механиз*м возникновения
явлений.
Правильная классификация ГДЯ необходима для разра-
ботки научно обоснованных методов прогноза и борьбы с каж-
дым типом ГДЯ в отдельности и должна учитывать их специ-
фикацию. Поэтому критерии классификации с одной стороны
должны отражать причинность явления, с другой—позволять
по условиям возникновения, протекания и результатам закон-
чившегося процесса определять его тип и причины возникнове-
ния. Неправильная классификация явлений может привести к
применению необоснованных или даже ошибочных профилак-
тических мероприятий, которые в отдельных случаях могут
спровоцировать ГДЯ. Разработку численных критериев клас-
сификации необходимо решать с учетом техногенных и природ-
ных факторов, определяющих формирование и протекание.
ГДЯ.
Для решения поставленной задачи составлялись выборки
каждого типа явлений и параметров, характеризующих их.
Всего по каждому типу анализировалось 15 параметров, наи-
более информативные из которых определялись с помощью по-
шагового дискриминантного анализа. Из 15 параметров наи-
более информативными оказались 7 и для каждого типа яв-
лений из кровли получены дискриминантные функции вида:
т
f к = СjkXlJk-Jr Сок, (5.1)
i=i
где т — число переменных параметров (m = 7); Cjk— коэффи-
циенты дискриминантных функций; — переменные; Сок —
константы дискриминантных функций, £=1,2,..., Q) (Q = 3).
Оценка вероятности правильной классификации явлений
определялась с помощью процедуры «скользящего экзамена»,
вероятность составляет 0,93.
При составлении описания и эскиза места и полости про-
исшедшего явления определяются следующие параметры:
165
Рис. 5.3. Факторы выбросоопасности:
а — техногенные; б — природные
| Модуль Юнга
Коэффициент Пуассона - I
Коэффициент хрупкости о
Модуль спада —
Предел упругости Пласп
Модуль деформации еские
—
Прочность
на сжатие
Микровклю- ченный газ
Свободный
таз
Свободная
Химически связанная
Сцепление
Прочность
на растяжение
Параметры
ползучести
Прочность
на изгиб
Угол внутренне-
го трения
Физически
связанная
Моно мине-
ральная
Полимине -
ргяшая
Газонос-
ность
Влажность
Слоистая — Текстура
Зернистая
J___ Структура
Слабовы- раженная Трещино- ватость
Интенсивная, умеренная, спокойная Складча- тость
Длительная
прочность
Сопротивление резанию —— Плотность
Дробимость — Пористость
Коэффициент крепости Удельный вес
- Плотность
Горно-
технические
К оэффициент фильтрации,,
проницаемость
Механи-
ческие
Г дубина залегания. Состаз Пород Строение 'Физике- механические
поле напряжении свойства пород
Г идродина-
мические
Xi — наличие концентрических трещин на стенках полости
явления (0 — нет их, 1—есть); Х2— нарушение межходового
целика в месте явления (0 —нет, 1 — есть); Хз— форма по-
лости явления (0 — в виде усеченного конуса, верхнее основание
плоское, 1 — произвольная с округлыми стенками); Х4— высота
полости, м; Х5 — ширина выработки в месте явления, м; Х6 —
большая ось нижнего основания полости явления, м; Х7—рас-
стояние от кровли выработки до очага явления, м.
Тип ГДЯ определяется путем подстановки численных зна-
чений в дискриминантные уравнения, которые имеют вид:
внезапные выбросы соли и газа:
/?в = 108Х1 + 4,ЗХ2 + 69,11Х3-0,14Х4 +
+ 4,08Xf)-0,5Xe + 0,75X7-93,16; (5.2)
обрушения пород кровли с одновременным выделением сво-
бодного газа:
/?о = 6,98Х\ + 6,53 Х2 + 7,01 X, + 0,53 Х4 + 2,31 Хъ -
- 0,2 X,. + 1,55 Х7 - 6,81; (5.3)
явления комбинированного типа:
/?якт = 98,83 + 24,59 Х + 59,97 X + 3,01 Xi + 5,69 X, —
- 1,43 Х6+ 1,15 X,- 107,31. (5.4)
Подставляя численные значения параметров в уравнения,
определяют дискриминантные индексы RB, Ro и Лякт. Если
RB>R0 и R„KT, то происшедшее ГДЯ относится к внезапным
выбросам, если R0>RB и /?Якт, то относится к обрушениям, если
RBBt>Rb и Ro, то к явлению комбинированного типа. Характер-
ные для каждого типа явлений полости соответственно пред-
ставлены на рис. 5.4, 5.5, 5.6 и 5.7.
5.4. ПРОГНОЗ ГАЗОДИНАМИЧЕСКИХ ЯВЛЕНИЙ*
По своему масштабу прогноз выбросоопасных зон подразделя-
ется на три уровня — региональный, локальный и текущий. Ре-
гиональный прогноз позволяет выделять потенциально опасные
по динамическим явлениям районы в пределах площади место-
рождения или отдельного шахтного поля, с тем, чтобы глав-
ным образом, в этих районах сосредоточить внимание на поиске
участков, представляющих непосредственную опасность. Регио-
нальный прогноз используется, в основном, при проектировании
горных работ на планируемых к отработке шахтных полях или
отдельных участках. В связи с тем, что региональный прогноз
осуществляется, в основном, по данным детальной разведки,
проводимой с поверхности, между точками опробования оказы-
ваются значительные по площади участки, в которых могут ока-
* В разработке раздела принимал участие И. С. Тупицын.
168
Рис. 5.4. Форма полости вне-
запного выброса соли и га-
за
а
Рис. 5.5. Форма полости об-
рушения, сопровождающего-
ся газовыделеиием
шпини
IJUIIIIIliiiiilllllllllllllluil.
Рис. 5.6. Форма полости яв-
ления комбинированного ти-
па
Рис. 5.7. Горнотехнические условия возникновения выбросов соли и газа из
почвы пласта АБ:
I — кровля выработки; 2 — почва выработки; 3— контур полости выброса
заться как выбросоопасные, так и невыбросоопасные зоны.
С целью уточнения степени опасности этих участков между точ-
ками опробования при детальной разведке осуществляется
локальный прогноз. Таким путем достигается достоверность
прогноза по геологическим данным. Региональный метод прогно-
за должен базироваться на регистрации тех геологических пара-
метров, которые определяют потенциальную склонность пород к
Динамическим процессам, а локальный метод—тех же парамет-
ров, но с учетом изменений их под влиянием техногенных факто-
ров. Текущий прогноз необходим для конкретизации места и
времени возможного проявления ГДЯ на потенциально опасных
участках.
Методы прогноза необходимы для своевременного примене-
ния противовыбросных мероприятий на тех участках, где могут
быть ГДЯ, и для исключения этих мероприятий на участках,
где они не должны быть. Такой подход обеспечивает одновремен-
но безопасность горных работ и снижение затрат на профилак-
тические мероприятия.
Как было изложено ранее, ГДЯ происходят под совокупным
воздействием комплекса факторов, главными из которых счита-
ются газоносность, напряженность и механические свойства
пород. Явления приурочены к локальным зонам с повышенной
газоносностью и пониженной прочностью пород. Установлено
также, что газоносность солей сильвинито-карналлитовых плас-
тов существенно зависит от минералогического состава, который
в свою очередь зависит от степени метаморфизма. Свободный
газ формируется из микровключенного, для высвобождения ко-
торого должны происходить определенные процессы. Таким про-
цессом может быть метасоматоз — преобразование руд одного
состава в другой. В процессе метасоматоза нарушаются связи
между отдельными кристаллами, зернами, блоками, слоями, что
приводит к снижению прочностных свойств пород и высвобож-
дению микровключенного газа. В случае, когда метасоматоз не
закончился (гипергенный процесс находится в стадии развития),
указанные связи не успевают полностью восстановиться на преж-
нем энергетическом уровне, и руды в этих зонах имеют пони-
женные связанность и прочность (рыхлые). Участки, на которых
происходят вторичные процессы преобразования карналлита в
сильвинит, характеризуются наличием переходных зон в сильви-
нито-карналлитовых пластах.
Установлено, что преобладающее большинство ГДЯ, заре-
гистрированных на месторождении, происходят на участках раз-
вития руд переходного типа, по пластам Б и В, с вероятностью
отнесения их к рудам сильвинитового состава в интервале от 10
до 90%. Вероятности появления сильвинита в пластах Б и В
определяются по следующим зависимостям:
^в==1/(е5-44+0'88^-°’24г«Ч- 1) 100
170
(5.5)
Рв = 1/(е1Ш+°’66^’62Св+1)100, (5.6)
Рб, Рв — вероятность появления сильвинита в пластах соответ-
ственно Б и В, %; тб, тв — мощность пластов соответственно
Б и В, м; Сб, св — содержание КС1 в пластах соответственно Б
и В, %.
На вероятность проявления ГДЯ влияет содержание в поро-
дах пласта нерастворимого остатка (н. о.), который способст-
вует увеличению скорости протекания гипергенных процессов
и связанных с ним процессов сильвинитизации карналлитов.
Руды с вероятностью появления сильвинита в диапазоне от 10
до 90 % при содержании н. о. в пласте свыше 4 % относятся к
категории выбросоопасных. При региональном прогнозе выбро-
соопасных зон должны использоваться данные детальной гео-
логической разведки шахтных полей или отдельных частей
месторождения, а при локальном прогнозе, который необхо-
димо проводить для уточнения степени выбросоопасности пород,
по данным эксплуатации. Локальный прогноз должен учиты-
вать параметры горных работ — главным образом, поперечный
пролет выработки. Выбросоопасные зоны по пластам Б и В
при построении карт прогноза должны совмещаться в плане и
за окончательный контур выбираться максимальный по разме-
рам. Адекватность представленного регионального метода прог-
ноза составляет 88 %.
В настоящее время в качестве текущего метода прогноза
используется барометрический с помощью прибора ПБ по дав-
лению свободного газа в дегазационных шпурах. Проходили
проверку ряд других методов: сейсмоакустический, акустиче-
ской эмиссии, акустический, керновый, вдавливания инденто-
ров, радиометрический. Большинство из указанных методов на
Верхнекамском месторождении не нашли применения в широ-
ких масштабах в производственном цикле из-за ряда причин:
многозабойность рудников, что требует большого количества
аппаратуры и обслуживающего персонала, большая подвиж-
ность забоев, что также требует мобильности производства
прогноза и обработки материалов прогнозирования, трудность
интерпретации получаемой информации, недостаточная надеж-
ность методов, отсутствие аппаратуры, выпускаемой в широких
промышленных масштабах.
К недостаткам существующих методов текущего прогноза
следует отнести также низкую достоверность, обусловленную
тем, что они основаны на опробовании породного массива
через определенный интервал или промежуток времени. В связи
с изложенным, текущий прогноз должен быть непрерывным, и,
по возможности, не осложняющим технологический процесс.
171
5.5. СПОСОБЫ ПРЕДУПРЕЖДЕНИЯ ГАЗОДИНАМИЧЕСКИХ
ЯВЛЕНИИ
В соответствии с представленным механизмом газодинамиче-
ских процессов для их предотвращения необходимо, чтобы
профилактические мероприятия были направлены на повыше-
ние устойчивости пород, ликвидацию газовых очагов, снижение
уровня напряжений, скорости нагружения пород, повышения
прочности пород и мощности выбросозащитной зоны. Безопас-
ность может быть обеспечена даже при ликвидации некоторых
из способствующих динамическим явлениям факторов, т. к. при
этом нарушится комплекс условий для самоподдерживающегося
процесса. В качестве профилактических мероприятий исполь-
зуются активные или пассивные способы, иногда их сочетание.
К пассивным относится бурение дренажных скважин, к актив-
ным— управление горным и газовым давлениями, горными ра-
ботами, высвобождение микровключенного и свободного газов
и создание условий для их дренирования с помощью взрывных
работ, управление энергией взрывов.
При взрывной отработке выбросоопасного пласта необхо-
димо целенаправленно управлять энергией взрыва, уменьшать
ее величину в направлении стенок и кровли очистных камер.
Этого можно добиться, изменив направление взрываемых сква-
жин и способ инициирования.
Повысить газопроницаемость пород и снизить их напряжен-
ность в соседнем выбросоопасном пласте можно разуплотне-
нием. При существующей камерной системе разработки этот
эффект реализуется отработкой пластов с податливыми цели-
ками путем подработки выбросоопасного. Непосредственная
кровля очистных камер в этом случае плавно опускается на
«мягких целиках» без расслоения и разрушения как монолит-
ная плита. При этом непосредственная кровля играет роль за-
щитной перемычки между выработкой и выбросоопасным
пластом, который одновременно разгружается от горного дав-
ления и увеличивает свою газопроницаемость.
Практика ведения горных работ показывает, что для сни-
жения степени выбросоопасности пород в региональном плане
эффект достигается применением безопасного порядка отра-
ботки пластов. Под безопасным порядком понимается постоян-
ное движение фронта очистных работ только на массив, опре-
деленный разрыв между фронтами работ по соседним пластам,
панелям, полупанелям, отработка пластов с оставлением цели-
ков постоянной жесткости. Естественно, что при любом по-
рядке ведения горных работ могут возникать выбросоопасные
ситуации на локальных участках, обусловленные конкретными
горно-геологическими условиями. В указанных ситуациях сни-
жения степени выбросоопасности можно достигнуть путем при-
менения локальных способов профилактических работ (ка-
муфлетное взрывание и дренажное бурение). Как уже указы-
172
валось, наиболее предпочтительны активные способы борьбы.
К профилактическим способам необходимо отнести также
технологическую дисциплину при отработке пластов, под кото-
рой подразумевается качественное проведение очистных и под-
готовительных выработок. Необходимо строго выдерживать
ширину целиков на всем протяжении выработок, а также со-
став пород в кровле. Изменение ширины целиков (чаще всего
уменьшение), вскрытие в кровле выработок пород с отличаю-
щимися механическими свойствами приводит к скачку или раз-
рыву полей напряжений и деформаций, снижению устойчивости
обнажений, изменению фильтрационных свойств пород и уве-
личению скорости нагружения их.
В качестве профилактического мероприятия необходимо рас-
сматривать и выбор безопасных параметров выработок, наи-
большее значение из которых имеет поперечный пролет выра-
боток. Установлены зависимости максимальных расстояний от
обнажений до выбросоопасного пласта (слоя) в породах
кровли в функции от величины расчетного поперечного пролета
выработок (рис. 5.8 и 5.9).
Зависимости установлены для пластов АБ и Красный-П при
различных значениях приведенной прочности пород осж/\Н на
основании статистического анализа условий, в которых про-
изошли ГДЯ.
Профилактические мероприятия необходимо планировать за-
благовременно до момента начала ведения горных работ на ос-
нове данных регионального и детализирующего локального
прогнозов.
6. ОХРАНА ГОРНЫХ ВЫРАБОТОК
6.1. ОБЩИЕ СВЕДЕНИЯ
Устойчивым считается такое состояние выработки, при котором
в течение необходимого по условиям производства периода
времени (технологического срока службы) не происходит об-
рушение пород, а смещения контура выработки (или ее частей)
не превышают предельно допустимых по СНиП П-94.80.
На устойчивость пород вокруг выработки оказывают влия-
ние многие факторы: крепость пород, степень нарушенности
массива трещинами, слоистость, форма и размеры выработки,
расположение ее относительно других выработок и «слабых»
слоев и т. д. До некоторой глубины соляной массив является
упругим. С превышением этой глубины вокруг выработки об-
разуется область неупругих деформаций, длительное время про-
текающих без разрушения приконтурных пород.
Различают следующие формы потери устойчивости горных
пород:
173
Рис. 5.8. Зависимость ширины выбро-
соопасного пролета выработки на
пласте АБ (в) от расстояния до пла-
ста В (I) (пример для СсЖ/уН=2,
п-кр i= 1,75 м, &=6,1 м, за вы-
броссоопасный принят пласт В)
Красный П - Красный 1
Рис. 5.9. Зависимость ширины выбро-
собезопасного пролета выработки на
пласте Красный-П (в) от расстояния
до кровли пласта Красный-1 (/) (при-
мер для <тСж/у77= 1,75, /кРп~кР1=
= 3,5 м, Ь — 7 м, за выбросоопасный
слой принята кровля пласта Крас-
ный-1)
вывалообразование под действием собственного веса обру-
шающихся пород;
разрушение в зонах концентрации напряжений, расслоение
и отслоение по поверхности ослабления;
чрезмерное смещение поверхностей обнажения без видимого
разрушения пород.
Охрана горных выработок — это комплекс мероприятий, про-
водимых с целью повышения устойчивости породных обнаже-
ний п позволяющих безопасно их эксплуатировать в течение
заданного технологического срока службы (Тел). Так как устой-
чивость приконтурных пород зависит от их прочностных, де-
формационных и реологических свойств и действующих в них
напряжений, охрана горных выработок направлена на изменение
тем или иным способом количественных показателей этих фак-
торов.
Устойчивость выработок в течение необходимого срока
службы обеспечивается за счет:
выбора рациональных способов проходки;
рассредоточения горных выработок, отнесения от шахтного
ствола максимального числа вспомогательных выработок раз
личного технологического назначения с целью уменьшения ко-
эффициента изрезанное™ массива в непосредственной близости
от ствола и его сопряжений;
174
размещения соседних горных выработок на расстоянии, ис-
ключающем их взаимное влияние;
рационального расположения выработки относительно сла-
бых слоев (прослойков);
выбора рациональной формы поперечного сечения выработ-
ки и продольных профилей;
выбора рациональных типов и конструкций постоянных
крепей и материалов для их возведения;
выбора рациональных технологий возведения крепей;
применения специальных способов охраны выработок (раз-
гружающие выработки, щели).
6.2. МЕТОДИКА ОПРЕДЕЛЕНИЯ КАТЕГОРИЙ
УСТОЙЧИВОСТИ СОЛЯНЫХ ПОРОД ВОКРУГ ВЫРАБОТКИ
Выбор мер обеспечения устойчивости выработок следует про-
изводить в соответствии с категорией устойчивости пород вокруг
выработки.
На рис. 6.1 приведена номограмма для определения кате-
гории устойчивости соляных пород вокруг горной выработки,
входными параметрами которой являются: Нр — расчетная глу-
бина выработки, м; Rc— расчетная прочность пород на
сжатие, МПа; Sp— площадь поперечного сечения проектируе-
мой выработки, м2.
Рис. 6.1. Номограмма для опре
деления категорий устойчиво-
сти соляных пород вокруг гор-
ной выработки:
I. П, III, IV, V — категория устойчи-
вости пород
175
Расчетная глубина выработки определяется из выражения
Hp HKsKm, (6.1)
где Н — фактическая глубина заложения выработки, м; Кв —
коэффициент влияния близрасположенных горных выработок,
принимаемый для одиночных выработок и камер равным 1,0,
а в зоне взаимного влияния по графику рис. 6.2 в зависимости
от коэффициента изрезанности массива Кнзр’, Коч — коэффи-
циент влияния очистных работ, определяемый для подготови-
тельных выработок в зависимости от характера работы цели-
ков (жесткие, податливые) и порядка отработки пластов по
табл. 6.15, а для очистных выработок в зоне полной подработки
равный 1/(1—®), где со — коэффициент извлечения полезного
искапаемого.
Методика определения коэффициента изрезанности массива
(Л’изр) приведена в подразд. 6.9.3.
Расчетная прочность пород на сжатие /?с определяется
из выражения
Кс = ^сжКсл, (6.2)
где Осж — временное сопротивление пород на одноосное сжатие,
МН/м2; Кел — коэффициент, учитывающий особенности слоистого
строения массива (определяется по графику рис. 6.3 в зави-
симости от отношения средней толщины слоев /гсл к половине
характерного поперечного размера выработки /?о).
Приведем кратко теоретическое обоснование методики оп-
ределения категории устойчивости пород в окрестности протя-
женной горной выработки.
Если выработка пройдена в квазиоднородном массиве соля-
ных пород на такой глубине Н, что интенсивность действующих
на ее контуре напряжений в начальный момент времени (сразу
после проведения выработки при t—О) не превосходит предел
прочности породы, то перемещения породного контура выра-
ботки носят вязкоупругий характер, скорость их со временем
стремится к нулю, и выработка будет устойчива как угодно
долго, т. е. Т’р^-оо (где Тр— время устойчивого состояния вы-
работки). Например, для условий ВМКС для выработки круг-
лой формы Тр-^-оо, если = 2904-300 м.
Если при (=0 интенсивность действующих напряжений на
контуре выработки превосходит предел длительной прочности
породы, то при />0 процесс деформирования породы носит
нелинейный характер, сопровождается разрыхлением и разру-
шением.
В первое же время существования выработки происходит
релаксация напряжений, особенно интенсивная в местах их наи-
большей концентрации. В некоторый момент времени /=/*
вблизи контура выработки возникает зона неупругих деформа-
ций, которая при />/* движется в глубь массива. Максимум
176
интенсивности напряжений находится на границе этой зоны и
также перемещается в глубь массива, уменьшаясь по величине.
Таким образом, при />/* релаксация напряжений носит уже не
только количественный, но и качественный характер.
Если форма выработки отлична от круговой, то зона неуп-
ругих деформаций развивается неравномерно, и вблизи кон-
тура выработки возникают растягивающие напряжения, кото-
рые со временем увеличиваются по абсолютной величине. В не-
который момент времени t = Tp либо растягивающие напряже-
ния превзойдут допустимые и произойдет вывал породы, либо
смещения породного контура выработки превзойдут критиче-
ские значения — UKp. q
Для протяженных выработок в соляных породах условие по-
тери устойчивости имеет вид
U =t/Kp =0,1045 Лрехр(-0,256(6.3)
где LP — расчетный пролет выработки; — суммарная мощ-
ность глинистых прослойков, попадающих в зону возможного
обрушения в кровле (почве) выработки h (h = 0,7Lp), п — мощ-
ность первого неустойчивого слоя («коржа») в кровле (почве)
выработки.
Расчетный пролет выработки Lp в ее кровле (почве) опре-
деляется по формуле
LP = L+(a + Wc)r, (6-4)
где /„л — ширина плоской части сечения в кровле (почве) вы-
работки; г — радиус сводчатой части кровли (почвы); а = —0,42,
6 = 2,89.
Зависимость Т„ (годы) от уровня действующих нагрузок
уДр/Дс аппроксимируется формулой
Гр = Д ехр (—13,5?//р//?с), (6.5)
где у — удельный вес пород, Нр — расчетная глубина выра-
ботки; Дс — расчетное сопротивление приконтурных пород сжа-
12 Зак. 157 177
тию; А — коэффициент долговечности, зависящий от формы вы-
работки.
Из-за нелинейного характера деформирования приконтурных
пород время устойчивого состояния выработки данной формы
зависит от площади ее поперечного сечения SP. Поэтому в фор-
мулу (6.5) внесен поправочный коэффициент Ks
ks = Vs^ (6.6)
где S — площадь поперечного сечения выработки, для которой
производились расчеты на ЭВМ и получена формула (6.5);
Sp— площадь поперечного сечения проектируемой выработки.
Время устойчивого состояния выработки с площадью попе-
речного сечения Sp определяется из формулы
Гр = Д схр (— 13,5 y Яр//?с) p'S, Sp. (6.7)
На рис. 6.3 приведен график зависимости времени устойчи-
вого состояния выработки Гр от уровня действующих напряжений
у//р/7?с для выработки прямоугольного поперечного сечения
площадью S= 12 м2 (А = 1606), 2/?& = 3 м, Лр=4 м.
За критерий разделения состояния пород на категории
устойчивости принят период весьма устойчивого состояния вы-
работки в соответствии с табл. 6.1. Тогда в соответствии с гра-
фиком Tp=f (yHp/Rc) по рис. 6.1 могут быть определены диапа-
зоны уровней напряжений, соответствующие различным катего-
риям устойчивости пород в окрестности горной выработки.
Из номограммы (рис. 6.1) видно, что увеличение площади
поперечного сечения выработки Sp от 12 м2 и более может сни-
зить категорию устойчивости пород, а уменьшение SP — повы-
сить.
Пример. Определить категорию устойчивости пород в окрест-
ности выработки прямоугольной формы, если 7/р = 480 м, /?с =
= 36 МПа, SP = 36 м2.
Таблица 6.1
Категории устойчивости пород вокруг горных выработок
Категория устойчи- вости пород Оценка состояния приконтурных пород Продолжительность весьма устойчивого состояния выработки Гр. год Уровень действую- щих напряжений
I Весьма устойчивое Более 40 Менее 0,25
II Устойчивое 20—40 0,25—0,3
III Среднеустойчивое 7—20 0,30—0,4
IV Неустойчивое 2,5^7 0,40—0,5
V Весьма неустойчи- Менее 2,5 Более 0,50
вое
178
На номограмме рис. 6.1 стрелками показан порядок реше-
ния задачи. Если площадь выработки Sp=12 м2, то породы в ее
окрестности относятся ко II категории. С учетом реальных раз-
меров поперечного сечения проектируемой выработки (5Р =
= 36 м2) породы относятся к III категории устойчивости.
Решим эту задачу с применением формулы (6.7) и табл. 6.1:
т 1 ДОС ( 1 9 г 0.022 >< 480 \ т / ~
Тр = 1606 ехр(-- 13,5---------J |/
= 1606 X 0,0191 X о,577 =17,7 год.
Итак, время устойчивого состояния выработки Тр= 17,70 лет.
Следовательно, в соответствии с табл. 6.1 приконтурные породы
относятся к III категории устойчивости.
Необходимо отметить, что прямоугольная форма выработки
наименее устойчива из-за значительной плоской части в ее
кровле. Для других форм сечений выработки методика опреде-
ления категории устойчивости приконтурных пород в соответ-
ствии с номограммой на рис. 6.1 содержит запас устойчивости.
Необходимо также отметить, что при проведении выработки
в слоистом массиве время ее устойчивого состояния уменьша-
ется и снижается категория устойчивости приконтурных пород.
Для учета геологического фактора в формулу (6.7)
вводится поправочный коэффициент Ктп, определяемый по
формуле
Ктп = ехр [- 0,766 - X»)
где показатель 'Zmijn определяется для наиболее слабого эле-
мента (кровли или почвы) породного контура выработки.
С учетом реальных размеров поперечного сечения выработ-
ки Sp и геологического показателя формула для опреде-
ления времени устойчивого состояния выработки примет вид
Гр = Дехр(- 13,Ктп. (6.8)
6.3. МЕТОДИКА ОПРЕДЕЛЕНИЯ КАТЕГОРИЙ
УСТОЙЧИВОСТИ ПОРОД ВОКРУГ СОПРЯЖЕНИЙ СТВОЛА
С ГОРИЗОНТАЛЬНЫМИ ВЫРАБОТКАМИ
И КАМЕРАМИ ЗАГРУЗОЧНЫХ УСТРОЙСТВ
Сопряжением шахтного ствола с горизонтальной выработкой
считается капитальная горная выработка, отстоящая от пород-
ной стенки ствола на расстояние не более 1,5 диаметров ствола
в проходке.
Сопряжения вертикальных шахтных стволов с горизонталь-
ными горными выработками подразделяются на три типа
(рис. 6.4):
12*
179
Рис. 6.4. Типы сопряжений ствола с горизонтальными выработками:
а~ I; б —II, в —III
I — пролет горизонтальной выработки равен или меньше
диаметра ствола;
II — пролет горизонтальной выработки больше диаметра
шахтного ствола, при этом шахтный ствол располагается экс-
центрично, примыкая к одной из стенок горизонтальной выра-
ботки; между крепью ствола и одной из стенок горизонтальной
выработки образован проход;
III — пролет горизонтальной выработки значительно превы-
шает диаметр шахтного ствола. Верхняя и нижняя части ствола
соединяются либо колонками, либо вертикальными стенками.
При этом между стволом и стенками горизонтальной выработки
образуются проходы по обе стороны ствола.
Применять III тип сопряжения вертикальных шахтных ство-
лов с горизонтальными выработками в калийных рудниках не
рекомендуется. Примыкание к вертикальному стволу должно
быть не более двухстороннего.
Узлы сопряжений шахтных стволов с околоствольными вы-
работками являются участками наибольшей концентрации на-
пряжений. Вопрос выбора рациональной формы поперечного
сечения горизонтальной выработки, типа крепи для горизон-
тальной выработки и шахтного ствола в районе сопряжения ре-
комендуется решать с учетом категории устойчивости пород.
Устанавливать категорию устойчивости пород вокруг сопря-
жений стволов с горизонтальной выработкой и дозаторной каме-
рой рекомендуется по номограмме, представленной на рис. 6.5,
входными параметрами в которую являются Нр, Rc и тип сопря-
жения.
Приведем кратко теоретическое обоснование методики опре-
деления категории устойчивости пород вокруг сопряжений ствола
с приствольными выработками.
Категория устойчивости породных обнажений на участках
сопряжений ствола с околоствольными выработками определя-
ется по методике, основанной на оценке размеров начальных
зон неупругих деформаций вокруг выработки.
Анализ напряженно-деформированного состояния (НДС)
массива соляных пород с позиций упруго-вязко-пластического
деформирования показал:
180
Рис. 6.5. Номограммы для определе-
ния категорий устойчивости пород
вокруг сопряжений ствола:
а — с горизонтальной выработкой I нлн
II типов; б —с дозаторной камерой;
1—5 — категории устойчивости для сопря-
жения I типа; I—V — то же — для II ти-
па и дозаторной камеры
а
ZOO 300 ЧОО 500 600 700 800 //р,м
6
Др, МПа.
Z00 300 000 500. 600 700 800
смещения породного контура незакрепленной выработки в
соляных породах определяются ползучестью и длительной проч-
ностью породы, растут со временем, но имеют предельные зна-
чения //(/->-оо) =и»;
на глубинах, превышающих вокруг незакрепленной вы-
работки в соляных породах при ее проведении образуется на-
чальная зона неупругих деформаций, которая со временем рас-
ширяется, но имеет предельные размеры; все процессы нелиней-
ного деформирования приконтурных пород, релаксации напря-
жений, разрыхления, разрушения и т. д. происходят в пределах
этой зоны.
Размеры зоны неупругих деформаций можно с достаточной
точностью оценить по упругому решению соответствующей за-
дачи в трехмерной ее постановке. Определенная по упругому
решению зона неупругих деформаций носит название начальной
зоны неупругих деформаций (НЗНД).
В объемной постановке методом граничных интегральных
уравнений (ГИУ) с применением ЭВМ решены задачи о на-
пряженнодеформированном состоянии (НДС) пород в окрест-
ности сопряжений ствола с горизонтальной выработкой и доза-
торной камерой. При этом рассмотрены сопряжения I типа
(одностороннее и двухстороннее), II типа и III типа. Постановка
задач базировалась на данных лабораторных и шахтных инст-
рументальных наблюдений.
В основу критерия для определения НЗНД положен паспорт
длительной прочности соляных пород.
На рис. 6.6, 6.7 и 6.8 приведены построенные по результа-
там расчетов на ЭВМ изолинии комбинации первого и второго
инварианта тензора напряжений
---Д—г—тг (^ — 3 sin <р),
(1 — siп ?) 7 Н v т'
181
Рис. 6.6. Изолинии ? °
tn
зоитальиой выработкой:
и НЗНД для сопряжения II типа ствола с гори-
а — в вертикальной плоскости вдоль осн горизонтальной выработки; б — то же поперек
осн горизонтальной выработки (сечение Д-Д)
где а — среднее напряжение; Т — максимальное касательное на-
пряжение; ф — угол внутреннего трения, <р = 30°.
Рис. 6.6, 6.7 и 6.8 можно рассматривать как номограммы
для определения размеров и местоположения начальных зон не-
упругих деформаций. Граница начальной зоны неупругих дефор-
маций совпадает с изолинией
-(1_7ГпУИ^ - 0 sin = ТИ’
где Г» — предел длительной прочности породы на сдвиг, со-
ставляющий примерно четвертую часть предела прочности по-
роды на одноосное сжатие при кратковременном нагружении
Осж (7?с) •
Пусть, например, Я=500 м, у = 0,022 МПа/м, Т^ = 7,5 МПа,
Ф = 30°.
Тогда граница НЗНД совпадает с изолинией
в различных сечениях.
На рис. 6.6, 6.7 и 6.8 НЗНД заштрихована.
На основании опыта эксплуатации калийных и соляных руд-
ников и результатов натурных исследований разуплотнения со-
ляного массива в окрестности выработок степень устойчивости
182
8 0.10,5
пород предлагается оценивать по абсолютному размеру началь-
ной зоны неупругих деформаций I в соответствии с табл. 6.2.
В соответствии с табл. 6.2 по рис. 6.6, 6.7 и 6.8 оценивается
степень устойчивости пород для сопряжений ствола с горизон-
тальными выработками и дозаторной камерой в зависимости
от уровня действующих нагрузок /С = yHvIRc, причем принима-
ется во внимание, что /?с = 47’<». Результаты приведены в
табл. 6.3 и рис. 6.5.
6.4. ВЫБОР СПОСОБОВ ОХРАНЫ И ВИДА КРЕПИ
ПРОТЯЖЕННЫХ ГОРНЫХ ВЫРАБОТОК
И КАМЕР РАЗЛИЧНОГО НАЗНАЧЕНИЯ
На стадии проектирования обеспечение устойчивости горных
выработок на заданный срок службы (до выбора типа крепи)
рекомендуется осуществлять переводом категории устойчивости
из более низкой в более высокую. Такой перевод осуществля-
ется путем изменения значений коэффициентов Кв и Кел, вхо-
дящих во входные параметры Яр и Rc, за счет следующих меро-
приятий:
увеличения расстояния между выработками для исключения
их взаимного влияния;
более рационального расположения сечения выработки по
•отношению к «слабым» слоям;
уменьшения пролета и площади поперечного сечения выра-
ботки;
применения более устойчивой формы поперечного сечения.
Выбирать способ охраны выработки и вид крепи следует в
соответствии с категорией устойчивости пород (см. табл. 6.1) и
табл. 6.4.
Повышение устойчивости контура горной выработки обес-
печивается:
проходкой выработки на полное сечение с помощью горных
комбайнов без применения буровзрывных работ;
проходкой выработки в два этапа, когда первоначально с
применением буровзрывных работ проходится выработка мень-
шего сечения по центру проектного сечения с оставлением до
проектного контура «защитного породного слоя». Толщина за-
щитного слоя для стенок и кровли выработок должна быть
не менее 0,9—1,0 м.
В особо ответственных случаях расширение выработки до
проектного контура рекомендуется производить без применения
взрывных работ с помощью горных комбайнов или отбойного
молотка.
В месте сопряжения двух горизонтальных выработок не ре-
комендуется переход уступом. Следует применять плавный пе-
реход.
185
Таблица 6.2
Категория устойчивости пород вокруг сопряжений ствола
с горизонтальными выработками и дозаторными камерами
Категория устойчивости пород Оценка состояния прикон- турных пород Размер начальной зоны неупругнх деформаций 1» м
I Весьма устойчивое
II Устойчивое Менее 0,5
III Средне-устойчивое 0,5=g/=gl,0
IV Неустойчивое 1<1«£2
V Весьма неустойчивое Более 2
Таблица 6.3
Категория устойчивости пород вокруг сопряжений ствола
с горизонтальными выработками разного типа и дозаторной камерой
К, I II III, дозатор- ная
Менее 0,25 I I, II III
0,25—0,3 II III IV
0,3—0„4 III IV V
0,4—0,5 IV V V
Более 0,5 V V V
6.5. ВЫБОР СПОСОБОВ ОХРАНЫ И ВИДА КРЕПИ
СОПРЯЖЕНИЙ СТВОЛА С ПРИСТВОЛЬНЫМИ
ВЫРАБОТКАМИ И КАМЕРАМИ
После установления категории устойчивости пород в окрест-
ности узла сопряжения в соответствии с табл. 6.3 выбирается
тип крепи для шахтного ствола в районе сопряжения; форма по-
перечного сечения и тип крепи для горизонтальной выработки
в соответствии с табл. 6.5.
Для повышения устойчивости сопряжения в целом и улуч-
шения условий работы крепи рекомендуется следующая очеред-
ность выполнения работ по проходке и креплению:
проходка шахтного ствола ниже уровня подошвы сопряже-
ния на величину не менее 1,5 диаметра ствола в проходке для
всех категорий устойчивости пород;
проходка горизонтальной выработки в направлении от ство-
ла на расстояние не менее 2 диаметров ствола в проходке. При
применении буровзрывного метода проходки по контуру вер-
тикальных стенок и кровли горизонтальной выработки рекомен-
дуется оставлять защитный породный слой толщиной 0,9—1,0 м;
после окончания проходки горизонтальной выработки на
186
Таблица 6.4
Рекомендуемые меры поддержания горных выработок
Категория устойчи- вости пород вокруг выработки Оценка состояния пород вокруг горной выработки Способ охраны Вид крепи
I Весьма устойчивое Рациональное рас- положение Без крепи
II Устойчивое Рациональное рас- положение, рацио- нальная форма Без крепи
III Среднеустойчивое Рациональное рас- положение, рацио- нальная форма при допустимой площа- ди поперечного се- чения Анкерная крепь в выработках с пло- щадью сечения больше допусти- мого
IV Неустойчивое Рациональное рас- положение, рацио- нальная форма, разгрузочные щели в кровле, оборка кровли Анкерная крепь
V Весьма неустойчи- вое Рациональное рас- положение, рацио- нальная форма, разгружающие вы- работки Анкерная крепь с затяжкой кровли металлической сет- кой или с подхва- тами
длину 2-х диаметров ствола производится оформление проект-
ного контура выработки без применения взрывных работ;
для повышения устойчивости крепи при проходке выработки
рекомендуется использовать «эффект технологической податли-
вости»: постоянная крепь возводится с отставанием во времени
от проходки выработки, после окончания начальной стадии об-
разования зоны неупругих деформаций;
рекомендуется разрыв во времени 1—2 месяца;
по окончанию начальной (активной) стадии образования
зоны неупругих деформаций производят зачистку контура вы-
работки от «заколов» без применения взрывных работ и при-
ступают к возведению постоянной крепи.
Примыкание крепи горизонтальной выработки к крепи шахт-
ного ствола производят через деформационный шов.
Усиление крепи шахтного ствола в районе сопряжения в со-
ответствии с табл. 6.5 производят на участке выше и ниже
сопряжения соответственно на 1—2 диаметра ствола в проходке.
Примыкание усиленной крепи к верхней части крепи ствола
рекомендуется производить через деформационный шов.
187
Таблица 6.5
Рекомендуемые способы охраны сопряжений ствола
с горизонтальной выработкой
Категория устой- чивости пород в горной выработке Оценка устойчи- вости пород в горной выра- ботке Шахтного ствола Горизонтальной выработки иа участке сопряжения
крепь на участке сопряжения с гори- зонтальной выработ- кой форма поперечного сечения (раздел 6.6, табл. 6.6) крепь (рис. 6.9)
I Весьма устой- чивое Монолитный бе- той 5, 6, 10, 13 разгрузочные щели I
II Устойчивое Монолитный бе- тон (железобетон) 5, 6, 10, 11, 13 разгрузочные щели II, III
III Среднеустойчи- вое Монолитный бе- тон (железобетон) с внешним подат- ливым слоем 9, 10, 11, 13, 15, 16 III, IV, V, VII
IV Неустойчивое Двухслойная чугу- нобетонная с узла- ми вертикальной податливости 7,8, 12, 14, 17, 18, 19, 20 VII, VIII, IX
V Весьма неустой- чивое Двухслойная чугу- нобетонная с узла- ми вертикальной податливости 7, 8, 12, 14, 17, 18, 19, 20,21,22 VIII, IX
Выполнять примыкание кровли горизонтальных горных вы-
работок к шахтному стволу (кроме односторонних примыканий
камер загрузочных устройств) под прямым углом не рекомен-
дуется.
Примыкание крепи камеры загрузочных устройств, привод-
ной станции конвейера-накопителя к крепи шахтного ствола
производят через деформационные швы.
Очередность выполнения работ по проходке и креплению
комплекса камер загрузочных устройств принимается по анало-
гии с изложенной выше для горизонтальных приствольных вы-
работок.
Для исключения продольного изгиба металлических балок
перекрытий, подкрановых путей или балок другого назначения
(кроме элементов армировки шахтных стволов), закрепление
одного из концов в стенке выработки, пройденной в соляном
массиве, производится с учетом ожидаемых смещений контура.
При установке одиночных балок один конец ее закрепляется
в породном массиве жестко, другой конец устанавливается на
скользящей опоре, обеспечивающей его смещение на величину
не менее расчетной.
188
При установке нескольких балок, работающих как единая
конструкция, скользящие опоры выполняются у одной и той же
стенки. Устройство скользящих опор в «шахматном порядке»
(попеременно) не допускается.
Вопросы выбора форм сечений, конструкций и материалов
крепи узлов сопряжений вспомогательных выработок, имеющих
сообщение с шахтным стволом (ходки водоотлива, выработки
для чистки зумпфа и т. п.), решаются как для сопряжений
I типа.
6.6. ВЫБОР РАЦИОНАЛЬНОЙ ФОРМЫ ПОПЕРЕЧНОГО
СЕЧЕНИЯ ПРОТЯЖЕННЫХ ВЫРАБОТОК И КАМЕР
Форму поперечного сечения и геометрические размеры вырабо-
ток выбирают прежде всего, исходя из ее технологического
назначения, габаритов размещаемого оборудования и свойств
породного массива. В соответствии с функциональным назна-
чением устанавливается предельный срок сохранения этой вы-
работки в состоянии, обеспечивающим возможность безопасной
эксплуатации. Он называется технологическим сроком службы
выработки — Тсл. Типы крепи горизонтальных горных вырабо-
ток приведены на рис. 6.9.
Форма поперечного сечения выработки оказывает большое
влияние на напряженное состояние приконтурных пород и, сле-
довательно, ее устойчивость. Выбор рациональной формы выра-
ботки— один из способов ее охраны. Существенно, что на не-
больших глубинах выбор рациональной формы выработки может
быть достаточным мероприятием для того, чтобы она была ус-
тойчивой в течение заданного технологического срока службы —
Т сл.
Суть методики выбора рациональной формы выработки в од-
нородном соляном массиве состоит в следующем. При любых
значениях горно-геологических и горнотехнических факторов за-
висимость времени устойчивого состояния выработки Т9 от глу-
бины Н носит экспоненциальный характер и аппроксимируется
формулой (6.5). Смещения породного контура как в кровле, так
и в боках выработки возрастают с увеличением площади ее по-
перечного сечения Зр (см. формулу (6.7)). Для выработки каж-
дой конкретной формы существует глубина такая, что если
то незакрепленная выработка будет находиться в ус-
тойчивом состоянии как угодно долго, т. е. 7’р->-оо.
Если же Н>Н°°, то вопрос о рациональной форме решается
в сопоставлении технологического срока ее службы Тсл со вре-
менем ее устойчивого состояния Тр.
Пусть — Тогда, если H* = f~l (7’сл), то выработка
данной формы будет устойчива в течение технологического
срока ее службы, если Н<Н*. Значение Н* легко найти графи-
чески как абсциссу точки пересечения графика функции 7’р=
=f(H) и прямой ТР = ТСЛ (рис. 6.10).
189
Рис. 6.9. Типы крепи горизонтальных горных выработок:
а — без крепн; б — анкерная крепь контактного типа в кровле выработки; в — анкерная
крепь контактного типа в кровле и боках; г — незамкнутая крепь; д — замкнутая крепь;
« — замкнутая крепь с обратным сводом; ж — незамкнутая податливая крепь; з — замк-
нутая крепь с податливым слоем в кровле и стенках выработки; и — замкнутая крепь
с обратным сводом и податливым слоем в кровле, почве и боковых стенках выработки
Для выбора рациональной формы выработки в соляном мас-
сиве приводится ряд различных форм поперечных сечений
(табл. 6.6 и 6.7), значения коэффициентов долговечности А и
графики зависимости (6.5) —рис. 6.11 и 6.12.
Из рис. 6.11 видно, что при I категории устойчивости при-
контурных пород (см. раздел 6.2) в течение 40 лет будут на-
ходиться в весьма устойчивом состоянии выработки любой
формы.
При II категории устойчивости приконтурных пород выра-
ботки форм 1—4 проектировать не рекомендуется. Выработки
форм 5—22 будут находиться в весьма устойчивом состоянии
без крепи в течение 40 лет.
При III категории устойчивости пород в течение 40 лет
в устойчивом состоянии без крепи будет находиться только вы-
работка круглой формы (при Sp= 12 м2).
При IV и V категории устойчивости пород форма выработ-
ки существенного влияния на время ее устойчивого состояния
не оказывает. Рекомендуется выбирать формы поперечного се-
чения № 15—22 и способ охраны.
Если выработка пройдена несколькими ходами комбайна, то
для оценки ее устойчивости следует в табл. 6.7 найти соответ-
ствующий тип поперечного сечения выработки, коэффициент
долговечности А для него и воспользоваться формулой (6.7).
Не рекомендуется при проведении выработки несколькими
ходами оставлять «сосульку» в кровле выработки, так как из-за
появления в ней растягивающих напряжений неизбежен вывал
пород из кровли.
Если выработка пройдена по сильвинитовому пласту, го
время ее устойчивого состояния Тр. пл без крепи определяется
по формуле:
Т' р-пл = Т' р-Кпя,
где ТР'—определяется по формуле (6.7); Кпл— коэффициент,
зависящий от отношения мощности сильвинитового пласта tn
к высоте выработки 2ЛВ,
Д'™ = ехр (— 0,197 mjh3).
.190
Рис. 6.10. К методике выбора рациональной
формы выработки
Рис. 6.11. Номограмма для определения ра-
циональной формы горной выработки:
I, IJ, III, IV, V — категории устойчивости пород: 1—4;
5—7; 8 и т. д. — тип формы поперечного сечения вы-
работки (см. табл. 6.6)
В табл. 6.6 и 6.7 сечения выработки расположены последо-
вательно^— «от наименее рациональной формы поперечного се-
чении к наиболее рациональной» (от менее устойчивой к более
устойчивой).
Пользуясь табл. 6.6 и 6.7, можно решить следующие задачи:
определить время весьма устойчивого состояния выработки
(Тр), если заданы форма и площадь ее поперечного сечения
(Sp), глубина расположения (Н) и средняя прочность прикон-
турных пород на сжатие (7?с);
подобрать форму выработки при заданной площади ее по-
перечного сечения (Sp), которая сохраняла бы устойчивость
в течение заданного технологического срока ее службы (Т'сл)
на глубине Н в породах, средняя прочность которых на сжа-
тие 7?с;
191
Таблица 6.6
Типы поперечных сечений комбайновых выработок
Тип Форма поперечного сечения Описание Значение коэффициен- та А,го л .
1 Сводчатая,, пройденная комбайном типа ПК-8, ПК-8м(5=8,9м2 ) 5097
2 Сводчатая, пройденная комбайном типа Урал- 10 кс(£=10,2 м2) 1612
3 Сводчатая, пройденная комбайном типа Урая- 20 кс(£= 20,2 м2) 352
Таблица 6.7
Типы поперечных сечений горных выработок
Тип; Форма поадоеч- кого сечения Описание Значение ко- эффициента А
1 Прямоугольная 1606
2 Бочкообразная 1606
3 с а Трапециевидная 1606
4. Полигональная 1606
5 Сводчатая с наклонными стенками н циркуяьным пониженным сводом 2021
6 о Подковообразная циркуяьного очертания 2021
7 Подковообразная циркуяьного очертания с обратным сводом 2021
8 ?х Сводчатая с накяониыми стенками, цирк, пониж. сводом в кровле и обратным сводом в почве 2513
9 Подковообразная плгицентрового очертанпя 3004
J92
Продолжение табл. 6.7
Тпп Фнмула попе- речного сечения Значение Описание оэффицн- ента А
'.10 Сводчатая с вертикальными стенками и трехцентровым пониженным сводом 3004
Подковообразная трехцентрового очертания 3420
12 Сводчатая с вертик. стенками, трехцентровым пониженным сводом в кровле и обратным сводом в почве 3420
13 Сводчатая с вертикальными стенками и полуциркульным сводом 3877
14 Ст Подковообразная пятицентрового очертания с обратным сводом 3677
15 4- - Сводчатая с наклонными стенками и 4 ^лолуциркулышм сводом 4678
16 Натровая с вертикальными стенками 4678
17 Сводчатая с вертикальными стенками, полуциркульным сводом вкровпеиобрвтнмм сводом в почве 4678
18 ZA. Сводчатая с наклонными стенками, полуциркульным сводом в кровле и обратным сводом в почве 4678
19 и Подковообразная трехцеитрового очертании с обратным сводом 4678
20 d У ветровая с вертикальными стенками и обратным сводом 4678
21 ) Эллиптическая 5219
22 Круговая 8966
13 Зак. 157
193
МН/м3
0,022 МН/мЗ х 340 м оппо л о
25 МПа
выработки, пройденной комбайном «Урал-ЮКС», А =
при заданной форме выработки и площади ее поперечного
сечения (Sp) определить глубину (Н), на которой незакреплен-
ная выработка сохраняет устойчивость в течение технологиче-
ского срока ее службы (Тел) в породах, средняя прочность ко-
торых на сжатие Re',
при заданной форме выработки определить площадь ее по-
перечного сечения (Sp) при условии, чтобы незакрепленная вы-
работка сохраняла устойчивость в течение времени Тел на глу-
бине Н в породах, средняя прочность которых на сжатие Rc.
Приведем примеры, иллюстрирующие возможность решения
этих задач.
Пример 1. Требуется рассчитать время устойчивого состоя-
ния выработки, пройденной комбайном «Урал-ЮКС» (Зр =
= 10,2 м2) на глубине /7 = 340 м в соляном массиве с прочностью
на сжатие /?с = 25.
Решение. Находим уровень действующих напряжений при у =
= 0,022 "
Re ~~
Для
= 1612 (см. табл. 6.7). Рассчитываем время устойчивого состоя-
ния по формуле (6.5):
Тр = 1612 X ехр (— 13,5 X ОД) = 28,03 год.
Определим также значение Тр по графику на рис. 6.12. От-
кладываем на горизонтальной оси у//Р//?с = 0,3. На вертикальной
оси получаем 7^ = 28 лет.
Пример 2. Требуется рассчитать время устойчивого состояния
выработки прямоугольного сечения площадью 3Р=18 м2 на глу-
бине //=400 м в соляном массиве с прочностью на сжатие R<: =
= 28 МПа.
Решение. Определяем уровень напряжений при у = 0,022 Н/м3:
0.022 МН,.» х 400 м _013|42^0|31.
Л?с 28 МПа ’ ’
Рассчитываем Тр по формуле (6.7)
Тр = 1175 X ехр (- 13,5X0,31) ]/4г= 1175 X
X 0,0152 X 0,925 = 16,535 год.
Определим также Тр по графику на рис. 6.11. Откладываем
на оси нагрузок величину у//р/Лс = 0,31. Тогда ТР=18 год (для
Зр= 12 м2) с учетом площади поперечного сечения проектируе-
мой выработки (5Р=18 м2). Получаем 7'р=16 год.
Пример 3. Требуется подобрать форму выработки с площадью
поперечного сечения Зр=15 м2, которая сохраняла бы устойчи-
вое состояние без крепи на глубине //=460 м в течение 7X =
= 35 лет, если /?с = 20 МПа.
194
Рис. 6.12. Номограмма для опре-
деления времени устойчивого со-
стояния выработок, пройденных
комбайнами:
У — ПК-8; 2-Урал-ЮКС; 3 - тип се-
чения 1 (табл. 6,6); 4 — Урал-20КС. I,
II, III, IV—категории устойчивости
пород
7р. ГОД
Решение. Определим уровень напряжений при у = 0,022 МН/м3:
0,022 МН/мЗ х 460 м п о~
X' 29МПа — U,dt>.
По условиям безопасности должно быть Тр^Тсл-
На рис. 6.11 находим графики, ординаты пересечения кото-
рых с прямой у//р//?с = 0,35 7^ = 35 год. Отбрасывая по сообра-
жениям технологии выработки круглой и эллиптической формы,
выбираем выработки с формами № 15—20. Для них Гр (0,35) =
= 40 год. Принимая во внимание, -что Sp= 15 м2, получаем:
Тр = Тр = 40 X 0,89 = 35,8.
Итак, выработки с формами № 15—20 удовлетворяют усло-
вию задачи.
Пример 4. Определить площадь поперечного сечения выра-
ботки с формой № 13, которая сохраняла бы устойчивое состоя-
ние без крепи в течение Дл = 40 год на глубине Н = 460 м при
7?с = 29 МПа.
Решение. Если площадь Sp выработки равна 12 м2, то ТР =
= 35 год (см. рис. 6.11):
Тогда:
/ Т' \
S — I р 1 S
или
5р = (^-)2Х12 = 9,19м2.
13*
195
Итак,
Sp = 9,18 м2.
Таким образом, при II и III категориях устойчивости при-
контурных пород выбор рациональной формы выработки и до-
пустимой площади ее поперечного сечения (при рациональном
расположении сечения — см. раздел 6.8) может явиться доста-
точным мероприятием для обеспечения устойчивости выработки
в течение заданного технологического срока ее службы.
6.7. ВЫБОР РАЦИОНАЛЬНОЙ ФОРМЫ УЗЛА СОПРЯЖЕНИЯ
СТВОЛА С ГОРИЗОНТАЛЬНОЙ ВЫРАБОТКОЙ
Рациональная форма узла сопряжения шахтного ствола с го-
ризонтальной выработкой является одним из способов его
охраны. Методика выбора рациональной формы узла сопряже-
ния ствола с горизонтальной выработкой изложена ниже.
Суть предлагаемого подхода к выбору наиболее рациональ-
ной формы сопряжения ствола с горизонтальной выработкой
состоит в том, что выбирается такая форма сопряжения, при
которой размеры НЗНД минимальны, и она достаточно лока-
лизована (см. раздел 6.3).
В объемной постановке методом граничных интегральных
уравнений (ГИУ) в предположении, что коэффициент бокового
распора ненарушенного соляного массива равен единице, ре-
шены задачи о напряженном состоянии приконтурных пород
в окрестности узла сопряжения шахтного ствола с горизонталь-
ной выработкой.
Рассмотрено одностороннее сопряжение (рис. 6.13) I типа
по классификации Н. С. Булычева с различными формами про-
дольных сечений в месте сопряжения ствола с горизонтальной
выработкой (рис. 6.14). Диаметр ствола полагали равным 8 м,
пролет горизонтальной выработки — 9,6 м.
В> основу критерия для определения начальной зоны неупру-
гих деформаций положен паспорт длительной прочности соля-
ных пород.
На рис. 6.14 приведены построенные по результатам расче-
тов на ЭВМ изолинии комбинации первого и второго инвариан-
та тензора напряжений
-7Т--г—; ГТ (Г — a sin ф) ,
(1 — sin <р) 7 Н ' ’
где сг — среднее напряжение; Т—максимальное касательное на-
пряжение; ф — угол внутреннего трения, равный 30°.
Рис. 6.14, а—г можно рассматривать как номограммы для
определения местоположения, размеров и конфигурации НЗНД,
196
Рис. 6.13. Схема узла сопряжения ствола с
горизонтальной выработкой
которая находится как геометрическое место точек приконтур-
ного массива, в которых
(1 - sin ?) -г Л/ (Г ~ ° sin > У7Г ’
где Т°°— предел длительной прочности породы на сдвиг, со-
ставляющий примерно четвертую часть предела прочности по-
роды на одноосное сжатие при кратковременном нагружении
Пусть, например, // = 550 м, у = 0,022 МН/м3, 7’оо=7,5 МПа,
<р = 30°. Тогда граница НЗНД совпадает с изолинией
в различных сечениях.
На рис. 6.14 НЗНД заштрихована.
Анализ результатов расчетов, представленных на
рис. 6.14, а—г, позволил сделать следующие выводы:
влияние горизонтальной выработки на ствол распространя-
ется на расстояние, равное (1,0—1,5) D (где D — диаметр ство-
ла), вверх и вниз от узла сопряжения;
влияние ствола на горизонтальную выработку распространя-
ется на расстояние, равное (1,5—2,ОД);
если в продольном сечении узла сопряжения имеются угло-
вые точки, то НЗНД концентрируется в угле;
в горизонтальной выработке НЗНД концентрируется в ее
боках, причем размеры НЗНД мало зависят от формы узла со-
пряжения;
выступы породного контура (см. т. А на рис. 6.14,6, г) раз-
гружены от напряжений;
197
2 Т — а
Рис. 6.14. Изолинии --s—
ной выработкой при х=0:
и НЗНД
а, б, в, г — различные формы сечений узла
для сопряжения ствола с горизонталь-
сопряженнй
по фактору проявления горного давления наиболее рацио-
нальной является форма узла сопряжения ствола с горизонталь-
ной выработкой, показанная на рис. 6.14, в.
6.8. РАЦИОНАЛЬНАЯ ФОРМА И РАЦИОНАЛЬНОЕ
РАСПОЛОЖЕНИЕ ПРИСТВОЛЬНЫХ ВЫРАБОТОК
ОТНОСИТЕЛЬНО СТВОЛА
За счет выбора рациональной формы и рационального располо-
жения приствольных выработок можно еще на стадии проекти-
рования уменьшить интенсивность проявлений горного давления
в окружающих их породах. Это позволит сократить расходы на
поддержание выработок.
Обоснование и выбор рациональных параметров крепи или
другого способа охраны сопряжений выработок возможны лишь
при решении комплекса вопросов, вытекающих из особенностей
проявления горного давления, в частности .напряженно-дефор-
мированного состояния породного массива в окрестности при-
ствольных выработок и их сопряжений со стволом.
Ниже приведены результаты пространственного анализа на-
пряженного состояния породного массива в окрестности камер
загрузочных устройств, сопрягающихся со стволом. Результаты
расчетов представлены в виде изолиний комбинации первого и
второго инвариантов тензора напряжений. Рассмотрены различ-
ные конструкции камер и варианты их расположения относи-
тельно ствола.
На рис. 6.15—6.16 показаны вертикальные (вдоль оси ство-
ла) разрезы системы горных выработок, состоящей из шахт-
ного ствола, дозаторной камеры, камеры конвейера-накопителя
и камеры бункер а-перегружателя.
Форма и размеры камер, показанных на рис. 6.15, а, соот-
ветствуют имеющимся в стволе № 1 Первого Соликамского
рудника Верхнекамского месторождения калийных солей. Бун-
кер отнесен от ствола на 5 м и имеет высоту 16 м. Ствол с од-
ноклетевым подъемом в месте его сопряжения с камерами рас-
крыт по вертикали на 14 м, диаметр его — 6 м.
Форма и размеры всех камер и раскрытие ствола на рис. 6.8
те же, что и на рис. 6.15, а, но бункер отнесен от ствола на
10 м.
Форма и размеры камер, показанных на рис. 6.15,6, соот-
ветствуют имеющимся в стволе № 5 Второго Соликамского руд-
ника Верхнекамского месторождения калийных солей.
Бункер отнесен от ствола на 17 м и имеет высоту 6,5 м. Ствол
с одноклетевым подъемом раскрыт по вертикали в месте его
сопряжения с камерами на 6.5 м и имеет диаметр 8 м.
На рис. 6.15 и 6.16 построены изолинии комбинации первого
и второго инвариантов тензора напряжений (см. раздел 6.7).
По рис. 6.15 и 6.16 можно определить размеры и местоположе-
199
Рис 6 15. Изолинии 2 Т~а« НЗНД для сопряжения ствола с камерами специального назначения при односкиповом подъ-
гм« и х —0:
„ Л '• ..Г"*’...
Рис. 8.16. Изолинии 2 г —° и НЗНД для сопряжения с камерами специального назначения при двухскиповом подъеме и
х = 0:
а, б — различные формы камер и узлов сопряжений
ние условных зон неупругих деформаций (НЗНД). Для ус-
ловий /7 = 550 м, у = 0,022 МН/м3, Г~ = 7,5 МПа, <р = 30° НЗНД
заштрихована.
Очевидно, что наиболее интенсивно горное давление прояв-
ляется в случае, показанном на рис. 6.15, а. НЗНД имеет до-
вольно большие размеры. Если при той же конфигурации камер
бункер отнести от ствола на большее расстояние (см. рис. 6.8),
то обстановка улучшается: кровля бункера нагружена в мень-
шей степени, вдоль стенки ствола НЗНД распространяется на
незначительное расстояние. Если камеры имеют конструкцию,
показанную на рис. 6.15, б, то кровля всех камер разгружена
от напряжений и НЗНД достаточно локализована. Очевидно, что
с целью улучшения геомеханической ситуации при выборе типа
загрузочных устройств предпочтение следует отдавать загрузке
через конвейеры-накопители, что позволяет увеличить расстоя-
ние между шахтным бункером и стволом и требует меньших
размеров выходного окна в крепи ствола.
На рис. 6.16 показаны вертикальные (вдоль оси ствола)
разрезы системы приствольных выработок при двухклетевом
подъеме. Очевидно, что при проектировании следует избе-
гать конфигурации камер, вытянутых по вертикали вдоль оси
ствола.
Для уменьшения коэффициента изрезанности массива выра-
ботками Кнзр (см. подраздел 6.9.3) не рекомендуется при соору-
жении камер загрузочных устройств с двух сторон шахтного
ствола (рис. 6.16,а) располагать их на одном горизонте.
Расстояние между почвой верхней камеры или любого дру-
гого сопряжения и кровлей камеры загрузочных устройств, рас-
положенной ниже по стволу, должно быть не менее двух диа-
метров ствола в проходке.
6.9. РАЦИОНАЛЬНОЕ РАСПОЛОЖЕНИЕ ГОРНЫХ
ВЫРАБОТОК
6.9.1. Методика определения размеров зоны
взаимного влияния параллельных
и пересекающихся выработок
Взаимовлияние сближенных параллельных протяженных выра-
боток,. Для повышения срока службы выработок целесообраз-
но проводить их на таком расстоянии друг от друга, при кото-
ром взаимное влияние будет исключено или снижено до до-
пустимых пределов.
Размер зоны взаимного влияния выработок зависит от их
ширины L, агрегатной прочности вмещающих пород и глу-
бины залегания выработок Н. При попадании выработки в зону
влияния близлежащей особенно заметно увеличиваются смеще-
ния ее боков.
202
Наименьшее расстояние Лд между выработками, при кото-
ром исключается их взаимное влияние, определяется по фор-
муле:
Ад = /Сд(А1 + Л2), (6.9)
где Li, L2 — ширина взаимовлияющих выработок в проходке
(вчерне), м; Кд— коэффициент, определяемый корреляционной
зависимостью
/<д = 0,82 ехр (3,0 т/7р//?с). (6.10)
Пример 1. Определим размеры зоны влияния параллельных
выработок, одна из которых пройдена комбайном ПК-8 (Li =
= 3,0 м), а другая комбайном «Урал-ЮКС» (L2 = 4,5 м) на
глубинах //1 = 400 м, //2 = 600 м, //3 = 900 м, если у = 0,021 мН/м3;
Rc = 28 МПа.
Вычислим уровни действующих напряжений:
7/7р//?с = 0,300; 7 /7р//?с = 0,450;
7/7Р//?С = 0,675.
По формуле (6.10) определим значения
КД1 =2, /СДз = 3,16, /СДэ = 6,21.
Тогда:
/,Д1 =2 (3 + 4,5) = 15 м,
£Д2 = 3,16 (3 + 4,5) =23,7 м,
ЛДа = 6,21 (3 + 4,5)=46,6 м.
Замечание 1. Увеличение зоны взаимного влияния вырабо-
ток с глубиной объясняется процессами нелинейной ползучести
и разрушения пород на больших глубинах.
Замечание 2. Из примера 1 видно, что при //^400 м размер
/.д может быть найден из решения упругой задачи о взаимо-
влиянии двух круглых отверстий с радиусами:
/?! = 1,5 м и /?2 = 2,25 м,
£д= 1,5X4 +2,25X4 = 6 +9 = 15 м.
Пример 2. Определим размеры зоны влияния друг на друга
двух параллельных выработок, одна из которых пройдена ком-
байном ПК-8 (Li = 3,0 м), в породах с агрегатной прочностью
28 МПа, другая — комбайном «Урал-ЮКС» (Т2 = 4,5 м) в поро-
дах с агрегатной прочностью 30 МПа, если у=0,021, //] = 420 м,
//2 = 600 м, //3 = 800 м.
Вычислим уровни действующих напряжений и значения ко-
эффициента Кд:
для выработки, пройденной комбайном ПК-8,
203
=^- = 0,315; -^2- = 0,450; = 0,600;
Ac t\c Ac
/G,=210; A\2 = 3,16; /<Дз = 5,00.
Для выработки пройденной комбайном «Урал-ЮКС»,
= 0,294; = 0,420; = 0,560;
АС Ас Ас
/Сд, =2,00; = 2,90; = 4,40.
Тогда
Л, =2,10X3 + 2,00X4,5= 15,30 м,
Лд2 =3,16X3 +2,90X4,5 = 22,53 м,
£д4 = 5,00ХЗ + 4,40X4,5 = 34,80 м.
Замечание 3. Размер зоны влияния одной выработки может
быть определен по формуле
Адо = ^, (6.11)
где L — пролет выработки.
На рис. 6.17 приведен график зависимости коэффициента
от уровня нагрузок.
При у//р/Дс^0,3; Кд = 2.
Эквивалентный пролет и зона влияния узла сопряжения вы-
работок. Основными геометрическими параметрами сопряже-
ний выработок являются эквивалентный пролет (£э), площадь
обнажения кровли на сопряжении (S) и размеры зоны влия-
ния узла сопряжения (£со). Наиболее важным параметром, не-
обходимым для оценки устойчивости узла сопряжения, является
эквивалентный пролет. Сущность метода эквивалентных проле-
тов заключается в том, что устойчивость обнажения кровли
произвольной формы определяется эквивалентным по условию
устойчивости пролетом достаточно протяженной выработки. Тем
самым решение объемной задачи по сути дела сводится к ре-
шению плоской.
Эквивалентный пролет сопряжений определяется размерами
и конфигурацией зоны взаимного влияния сопрягающихся вы-
работок и зоны обнажения сопряжений. Всегда найдется неко-
торая протяженная выработка, напряженное состояние вокруг
которой и характер взаимодействия с ближайшими выработ-
ками будут соответствовать этим же показателям для данного
узла сопряжения. Если средняя ширина сопрягающихся выра-
боток L, то эквивалентный пролет сопряжения определяется по
формуле:
£э = Кс£- (6-12)
Коэффициент Кс зависит от угла и типа сопряжения, пло-
щади обнажения кровли в месте сопряжения выработок и ме-
204
Рис. 6.17. Зависимость коэффициента от
уровня действующих напряжений yHp/Rc
няется с изменением прочности вмещающих пород и глубины
заложения выработок.
Для каждого типа узла сопряжения и площади обнажения
•S значения коэффициента Кс приведены в табл. 6.8.
Зона влияния узла сопряжения распространяется в массив
на расстояние
Ао = ^э- (6.13)
Пример 3. Определим размер зоны влияния узла сопряже-
ния типа «ответвление по кривой» с радиусом 25 м (рис. 6.18).
Площадь обнажение кровли на сопряжении составляет
3 = 54 м2. Ширина сопрягающихся выработок Z = 3 м. Выра-
ботки заложены в породах с агрегатной прочностью /?с = 28 МПа
на глубине Н=820 м.
Рассчитаем уровень действующих напряжений
уН 0,021 x 820 Л
=---------зб----= 0’574
и по формуле (6.10) определим коэффициент /Сд
/Гд = 0,82 ехр (3,0 X 0,574) = 4,57.
Таблица 6.8
Значение коэффициента Кс
Тип сопряжения выработок Угол примы- кания а, градус Площадь обнажения кровли S, м3 «с
Ответвление 90 9 1,20
То же 30—45 15—30 1,37
Ответвление по кривой (радиусом /?=2б м) 30 54 1,40
То же 30 125 1.Д0
Пересечение 90 9 1,30
То же &0н-75 10 1,46
90 60 1,43
90 90—Ю0 1,50
» 90 160 1,86
205
Рис. 6.18. Схема к определению эквивалент-
ного пролета сопряжения выработок
Из табл. 6.8 находим, что Кс~ 1,4. По формуле (6.12) нахо-
дим величину эквивалентного пролета L3
Ls — KCLC = 1,4X3 = 4,20 м.
Определим размеры зоны влияния сопряжения по формуле
(6.13)
Lco = 4,57 X 4,2= 19,10 м.
Для расчета размера зоны влияния узла сопряжения на одну
из сопрягающихся выработок под углом а =С90° ширины L сле-
дует применять формулу
Lc = KALa + L). (6.14)
На расстоянии L^LC от узла сопряжения каждую из со-
прягающихся под углом а^90° выработок можно рассматри-
вать как одиночную.
6.9.2. Методика определения рационального
местоположения выработки относительно
ослабленных слоев, прослойков и контактов
в крупно- и мелкослоистом соляном массиве
В толще соляных пород встречаются глинистые прослойки
мощностью от нескольких миллиметров до десятка сантимет-
ров или отличающиеся по прочности от соляных пород контакт-
ные прослойки, которые под нагрузкой снижают сцепление
между отдельными слоями.
Содержание глинистых прослойков в пластах обычно состав-
ляет 5—30%, распределение их по разрезу неравномерно.
Слабыми считаются прослойки глины мощностью более
3 мм, а также контактные соляные прослойки мощностью ме-
нее 3 см. Они создают естественные плоскости ослабления. Со-
пряжения шахтных стволов с горизонтальными выработками
следует располагать в монолитных прочных породах.
В случае слоистого строения пород или наличия слабых
слоев или прослойков, в значительной мере ослабляющих пород-
206
ный массив, выбор рационального места расположения сечения
горизонтальной выработки производится в соответствии с мето-
дикой, изложенной ниже.
Рациональное расположение сечения выработки в пласте яв-
ляется одним из способов ее охраны.
Если выработка сооружается в мелкослоистом соляном мас-
сиве, то вопрос о ее рациональном расположении сводится к
вопросу о влиянии слабых глинистых прослойков (контактов),
находящихся вблизи сечения выработки, на ее устойчивость.
Влияние глинистых прослойков на смещение породного кон-
тура выработки распространяется на высоту свода давления в
кровле (/гк) и почве (/гп) выработки.
Высота свода давления (обрушения) может быть рассчитана
по формуле:
А = 0,7 Lp,
где Lp — расчетный пролет выработки соответственно в кровле
(почве), определяется по формуле (6.4), которая для горно-
геологических условий Верхнекамского месторождения имеет
вид:
£р =/пл + 0,75г, (6.15)
где /пл — ширина плоской части сечения в кровле (почве) вы-
работки; г — радиус сводчатой части кровли (почвы) выработки.
Содержание (%) слабых прослойков в окрестности выработ-
ки рассчитывается по формуле:
м- -100%.
ЛК “Г ЛП "Г
(6.16)
где тк, тп — суммарная мощность слабых прослойков в преде-
лах сводов давления соответственно в кровле и почве выра-
ботки; те — суммарная мощность слабых прослойков в боках
выработки.
Изменение содержания слабых прослойков в окрестности
выработки от 5 до 30 °/о приводит к увеличению скорости кон-
вергенции ее боков в 2 раза, а кровли — почвы в 12—15 раз.
Если выработка сооружается в монолитном соляном массиве,
содержащем слабый слой или прослоек, то вопрос о рациональ-
ном расположении ее сечения сводится к вопросу о влиянии рас-
стояния от кровли (почвы) выработки до слабого слоя (про-
слойка) .
Установлено, что при расположении слабого прослойка
в окрестности одного из элементов контура выработки (кровли,
почвы, или боков) увеличивается скорость конвергенции пород-
ного контура в целом и особенно в направлении «кровля—поч-
ва».
На рис. 6.19 показан график зависимости коэффициента Кп
уменьшения времени устойчивого состояния выработки Гр от от-
ношения n/Lp (где п — расстояние слабого прослойка в окрест -
207
Рис. 6.20. Зависимость коэффициента
Л'пл снижения времени устойчивого
состояния выработки в сильвииито-
вом пласте от отношения мощности
пласта m к высоте выработки 2hB
для условий Верхиекамского место-
рождения
Рис. 6.19. Зависимость коэффициента
К„ уменьшения времени устойчивого
состояния выработки от расстояния
п слабого глинистого прослойка до
кровли выработки для условий Верх-
некамского месторождения
Рис. 6.21. Зависимость коэффициента Ктп от
геологического показателя 'Zmtln
ности выработки от ее кровли). Если слабый слой (прослоек)
находится на расстоянии (0,7—1,0 )LP от кровли (почвы) выра-
ботки, то он практически не влияет на ее устойчивость.
Если выработка сооружается в слое сильвинита, то вопрос
о рациональном расположении выработки сводится к вопросу о
«привязке» кровли выработки относительно пласта. При оставле-
нии защитной пачки (слоя) сильвинита в кровле выработки воз-
растают деформации ее породного контура в целом. На рис. 6.20
приведен график зависимости коэффициента Лпл снижения вре-
мени устойчивого состояния выработки (Тр) от отношения мощ-
ности пласта (т) к высоте выработки (2ЛВ) -
На рис. 6.21 приведен график зависимости коэффициента
уменьшения времени устойчивого состояния выработки Тр в за-
висимости от геологического показателя (см. формулу (6.3)).
Заметим, что равна тк или тП (см. формулу (6.16).
С увеличением показателя 'Ztni/n время устойчивого состояния
выработки падает.
Рекомендации по рациональному расположению выработки
в сильвинитовом пласте сводятся к следующим:
проходить выработку сечением, равным мощности пласта с
подрезкой неустойчивых «коржей» кровли;
если проектная высота выработки больше мощности слабого
слоя, располагать сечение выработки как показано н^рис. 6.22, а;
если проектная высота выработки меньше мощности слабого
208
Рис. 6.22. Схема к рациональному
расположению выработки в силь-
вииитовом пласте:
1 — слабый слой; 2 — слабый контакт
слоя, располагать ее кровлю в более прочных породах
(рис. 6.22,6);
если массив мелкослоистый, то сечение выработки распола-
гать так, чтобы в кровле и почве выработки значение геологи-
ческого показателя Lniijn было менее 3 (см. рис. 6.21).
Рациональным является расположение околоствольных выра-
боток в монолитной каменной соли (для Верхнекамского место-
рождения в подстилающей каменной соли).
6.9.3. Методика определения коэффициента
нзрезанности массина выработки
В реальных горно-геологических условиях большая часть выра-
боток находится в накладывающихся друг на друга зонах влия-
ния близлежащих выработок и сопряжений.
Взаимовлияние выработок можно оценить с помощью ко-
эффициента изрезанности массива, который определяется по
формуле:
Кизр = VB/1/PB, (6.17)
где Рв — объем выработок в шаре радиусом, равным La (или
Ас), описываемым из центра рассматриваемого сечения; Крв—
объем выработки длиной 2АД, содержащей рассматриваемое
сечение площади 5.
Коэффициент изрезанности рассчитывается для каждого
конкретного сечения выработки. Если рассматриваемое сечение
находится на узле сопряжения или на расстоянии R^La, от
него расположены узлы сопряжений, радиус шара принимают
равным Lc.
Пример 1. Определим КИзР для сближенных сгруппирован-
ных по 2—5 выработок, расположенных друг от друга на рас-
стоянии 5 м, при /7р=800 м, 7?с=28 МПа, L = 3 м, 5=8 м2.
Определяем уровень напряжений
7 = 0,021 X 800/28 = 0,6.
С помощью зависимостей (6.9) и (6.10) определяем до-
пустимое расстояние между выработками
Кл = 0,82 ехр (3,0 X 0,6) = 4,96,
= 4,96(3 + 3) =29,8 м.
14 Зак. 157 209
Рис. 6.23. Схема к оценке взаи-
мовлияния параллельных выра-
боток (план расположения вы-
работок):
1... 5 — номера выработок
Для определения коэффициента КИЗр наносим в масштабе
выработки на бумагу и вокруг каждой из них описываем
окружность радиуса /? = ЛД = 29,8 м (рис. 6.23).
Так как выработки в разрезе расположены на одном уров-
не, геометрические построения достаточно производить на
плане. Коэффициент изрезанности рассчитывается по формуле
(6.17) при условии, что
1/рв = 2£я5 = 2X29,8X8 = 476,8 м2.
Результаты расчетов приведены в табл. 6.9.
Пример 2. Определим Кизр для сечений выработки, распо-
ложенных в зоне влияния узла сопряжения типа «пересечение»
под углом а = 90° при /7р=720 м, /?с = 26 МПа, Л = 3 м, S = 8 м2.
7 Н 0,021 X 720 _Q1
26 0,581.
ЛД = 0,82ехр (3,0X0,581) =4,69.
Аэ = 1,3 ХЗ,0 = 3,9 м,
£д = 4,69 X («3,9 + 3,0) = 32 м.
Рассмотрим сечения, отстоящие от узла сопряжения на рас-
стоянии Т = 0, 10, 20 и 30 м. Опишем из их центра окружности
радиусом 7? = LC=32 м (рис. 6.24). Результаты вычислений при-
ведены в табл. 6.10 при условии, что
LpB = 2LCS = 2 X 32 X 8 = 512 м2.
210
Таблица 6.9
К оценке взаимного влияния выработок (пример В
Показатели Число выработок в группе
Номер выработки (см. рис. 6.13) 1 1 2 1 3 1 3 4
Протяженность выра- боток, описываемых окружностью R=Lc, м 117 168 175 211 225 211 275 268
Объем этих же выра- боток Ув, м3 Коэффициент изрезан- НОСТИ ТСизр 936 1344 1400 1688 1800 1688 2200 2144
1,96 2,80 2,91 3,51 3,75 3,51 4,58 4,47
Таблица 6.10
К оцеике взаимного влияния сопрягающихся выработок (пример 2)
Показатели Расстояние L до узла сопряжения, м
0 10 20 30
Протяженность вырабо- ток, описываемых окруж- ностью с B=LC, м 128 125 114 86
Объем этих же вырабо- ток Ув„ м3 Коэффициент нзрезаино- СТИ Кизр 1024 1000 912 688
2,0 1,95 1,78 1,34
При проектировании системы горных выработок следует из-
бегать большой изрезанное™ массива. Из рис. 6.2 видно, что
предпочтительно соблюдать условие
*нзр<3. (6.18)
Рис. 6.24. Схема к оцеике взаимовлияния
сопрягающихся выработок (пример оп-
ределения коэффициента Хязр для L=0
и £=20 м):
/ — выработки, рассматриваемые при опреде-
лении КИЗр для сечеиия на расстоянии 0 м;
2 — выработки, рассматриваемые при опреде-
лении КИЭр для сечения на расстоянии 20 м
14*
211
6.10. РАСЧЕТ ВРЕМЕНИ УСТОЙЧИВОГО СОСТОЯНИЯ
ГОРНЫХ ВЫРАБОТОК И ПАРАМЕТРОВ АНКЕРНОЙ КРЕПИ
НА РУДНИКАХ ВЕРХНЕКАМСКОГО КАЛИЙНОГО
МЕСТОРОЖДЕНИЯ
6.10.1. Методика расчета времени устойчивого
состояния незакрепленных горных выработок
Данная методика позволяет рассчитать время устойчивого со-
стояния полевых и пластовых незакрепленных капитальных и
подготовительных выработок со слабоустойчивой кровлей, про-
водимых комбайнами и находящихся как в неотработанном мас-
сиве, так и в зоне влияния очистных работ. Она является обоб-
щением методик расчета времени устойчивого состояния выра-
боток, изложенных в работах [3, 29], а также содержит некото-
рые дополнительные сведения.
Метод математического моделирования, лежащий в основе
«Методики...», учитывает все основные формы проявления гор-
ного давления в калийных и соляных рудниках и соответствую-
щие формы потери выработкой устойчивости (интенсивную пол-
зучесть пород, вывалообразование, расслоение и отслоение по
глинистым прослойкам).
Устойчивым считается такое состояние выработки, при ко-
тором в течение необходимого по условиям производства пе-
риода времени (технологического срока службы) Тсл не проис-
ходит обрушения пород, а смещения контура выработки (или
ее частей) не превышают предельно допустимых.
Продолжительность устойчивого состояния Тр (год) опреде-
ляется по формуле
ТР =а1|-гЧ ехР аз4------Ьа4-т- > (6.19)
где а(- (i= 1, 4)—коэффициенты, значения которых приведены
в табл. 6.11 для случая выработок, пройденных одним ходом
комбайна.
Таблица 6.11
Значение коэффициентов а, (1=1,4) формулы (6.19)
Тип комбайна и площадь сечения выработки (м2) Коэффициенты
ai а2 а3 #4
ПК-8, 8,9 136 0,175 -4,121 —0,197
«Урал-ЮКС», 10,2 80 0,175 —4,121 —0,107
«Урал-20КС», 13,4 65 0„180 —4,121 —0,197
То же 15,3 58 0,180 —4,121 —0,197
17,9 53 0,190 —4,121 —0,197
20,2 35 0,190 -4,121 -0,197
212
Из табл. 6.11 видно, что Яз = const; а« = const; а коэффициент
й| и в небольшой степени коэффициент а2 зависят от формы
выработки. Коэффициент а{ поэтому называется коэффициентом
формы выработки.
В формулу (6.19) входят следующие горно-геологические и
горнотехнические факторы:
1. у/7пр/осор — фактор уровня действующих нагрузок; у —
средний удельный вес вышележащих пород, у = 0,021 мН/м3;
оСж — предел прочности породы на одноосное сжатие, МПа;
Нпр — приведенная глубина расположения выработки, м.
На стадии проектирования, когда нет данных о величине
Осж для конкретного участка шахтного поля, предел прочности
породы на сжатие определяется по формуле:
асж = аА/и.о> (6.20)
где о — средневзвешенная (кубиковая) прочность пород; Кн о —
коэффициент, характеризующий количество нерастворимого ос-
татка в пласте.
В табл. 6.12 приведены значения а, в табл. 6.13 — значения
коэффициента Кн-о при различном содержании нерастворимого
остатка в пласте (Сн. о, %). Приведенная глубина НПр вычисля-
ется по формуле:
НЩ = Н-К6КСК„, (6.21)
где Н — фактическая глубина залегания выработки, определяе-
мая по геологическим данным, м; Кв — коэффициент пригрузки
Таблица 6.12
Ориентировочные показатели прочности соляных пород а, МПа
Индекс пласта Рудник
БКПРУ-1 БКПРУ-2 БКЗ-4 скпру-1 СКПРУ-2 скпру-з
Красный-П АБ Каменная соль 32^34 28 38 24—26 23 31 23—25 23 31. 31—34 26 34 31—34 26 34 23—25 23 31
Т а б л и ц а 6.13
Значения коэффициента Кв.о
Ся.о. % КН.о С„.о. % ^Н.О
Меиее 4 1,2—,1,3 1.0 3-7 более 7 0,7 0,5—0,6
213
Рис. 6.25. Типовая схема подготовки ра-
бочих панелей на рудниках ПО «Урал-
калий»:
/, 3, 4, 6 — выемочные пластовые штреки; 2,
5 — пластовые и 8 — полевой конвейерные
штреки; 7 — полевой транспортный штрек
от влияния близлежащих параллельных выработок; Ко— коэф-
фициент пригрузки от влияния сопрягающейся выработки; Коч —
коэффициент пригрузки от влияния очистных работ.
Для случая одиночной выработки в массиве Нпр = Н. Вели-
чина коэффициента Кб для каждой из близрасположенных под-
готовительных выработок (типовая схема подготовки показана
на рис. 6.25) зависит от размеров междуштрековых целиков (Ь,
d) и междупластья (ci) и вычисляется по формуле:
(6-22)
где Ai, а, (г = 1,3)— коэффициенты, приведенные для каждой
из выработок (см. рис. 6.25) в табл. 6.14.
Если величина какого-либо из параметров (fe/1,6, Ci/1,6,
rf/1,6) более 10, то считается, что она равна 10.
Например, в случае пластовой подготовки, когда отсутству-
ют выработки 7 и 8, с?/1,6= 10, а в случае разработки только
одного пласта Красный-П (Ci/l,6=10).
Значение коэффициента Ко зависит от типа сопряжения,
угла между сопрягающимися выработками и расстояния дан-
ного сечения выработки от узла сопряжения. Для случая со-
пряжения типа «пересечение» и «ответвление» значение Кс
может быть определено по формуле:
= ----------1 6 , г2- , (6.23)
(0,6 + 1,7 £с tg— /Ко\
где 0 — угол между сопрягающимися выработками, градус;
Ко — половина ширины сечения (или радиус) выработки, м;
£с — расстояние данного сечения выработки от узла сопряже-
ния, м.
Величина коэффициента Коч определяется из табл. 6.15 в за-
висимости от порядка отработки пластов относительно распо-
ложения рассматриваемой выработки и податливости междука-
мерных целиков (см. раздел 8.4).
214
Таблица 6,14
Значения коэффициентов Д1 и а, (1 = 1,3)
в формуле (6.22)
Номер выработки Д|, год «1 а2 а3
1 1,375 —0,0651 —10,0512 0
2 1,426 —0,0662 —0,0566 0
3 1,375 —0,0651 —0,051,2 0
4 1,446 —0,0502 —0,0140 —0,0140
5 1,481 —0,0772 —0,0287 —0,0277
6 1,385 —0,0760 —0,0341 О
7 1,380 —0,0770 0 —0,0347
8 1,367 —0,0467 0 —0,0467
Таблица 6.15
Значение коэффициента Коч
Порядок отработки пластов Характер работы целиков Q к
На собствен- ном пласте Жесткий 2,0
То же Податливый 2,8
Надработка Жесткий 1,3
Я Податливый 1,1
Подработка Жесткий 1,4
5» Податливый 1,6
Выработка считается подверженной влиянию очистных ра-
бот, если фронт находится на расстоянии 70—80 м от вер-
тикальной оси симметрии данного ее сечения.
Если на рассматриваемую выработку последовательно или
одновременно воздействуют очистные работы на пластах АБ и
Красный-П, то соответствующие коэффициенты влияния очист-
ных работ перемножаются.
2. т/1гв— фактор расположения сечения выработки относи-
тельно сильвинитового пласта; т — расчетная мощность силь-
винитового пласта в районе рассматриваемого участка выра-
ботки, м.
т = 2 (hB + nJ, (6.24)
где hB— половина высоты выработки, м; п-.— мощность остав-
ляемого в кровле слоя сильвинита ( + ), либо мощность подре-
занной «коржевой» пачки (—) в зависимости от реального пас-
порта проходки данного сечения выработки, м (рис. 6.26). Для
полевой выработки m//iB = 0.
3. йн/Lv —фактор наличия глинистого прослойка в кровле вы-
работки; hK—мощность оставленного в кровле выработки
сильвинитового слоя, либо примыкающего к кровле 1-го «кор-
жа» в зависимости от реального паспорта проходки данного
участка выработки (см. рис. 6.26), м; Lp — расчетный пролет
выработки (м), определяемый по формуле:
Ар =/Пл+ 0,75 г, (6.25)
где /„л —ширина плоской части кровли, м; г — радиус закруг-
ления кровли, м (рис. 6.26).
Если hBILv>l, то следует принять
Ан/Ар 1.
215
Рис. 6.26. Схемы к опреде-
лению значений и
hn/Lp
а — проходка с подрезкой «кор-
жей»; б—-проходка с оставле-
нием пачки сильвинита
В табл. 6.16 приведены значения hB, LP и фактического про-
лета L для комбайнов типа ПК-8 и «Урал».
Для того, чтобы оценить общее время устойчивого состояния
выработки Тр064, нужно знать:
интервал времени между ее проведением и моментом воз-
действия первого фронта очистных работ
интервал времени между моментами воздействия первого и
второго фронта очистных работ Т%.
В зависимости от стадии существования выработки по отно-
шению к времени воздействия на нее очистных работ, время
устойчивого состояния Tpt определяется в следующем порядке:
с момента ее проведения в «массиве» до начала воздействия
первого фронта очистных работ: Коч=1, ТР1 = ТР;
в зоне влияния первого фронта очистных работ:
Коч = Кот. 7'Р2 = 7'р(1 -Л/Т'рг);
в зоне влияния второго фронта очистных работ:
Коч = Коч1-Коч2. 7’рз=7’р(1
Необходимо проверять выполнение условий:
Tei>7\, 7'р2>7'2.
Общее время устойчивого состояния выработки 7робщ опре-
деляется по формуле:
Гробщ = Г1 + Г2 + Гр3. (6.26)
Таблица 6.16
Значения hB, и L для выработок, пройденных комбайнами
Тнп комбайна Площадь поперечного сечения S, м3 Лв. и £р, и L, м
ПК-8 8,9 1„60 1,20 3„2
«Урал-ЮКС» 10,2 1,25 2,73 4,3
13,4 1,40 3,20 5,2
15,3 1,60 3,36 5,3
17,9 1,80 3,67 5,8
Я 20,2 1,85 3„80 6,1
216
В процессе апробации методики на рудниках ПО «Уралка-
лий» и «Сильвинит» обследовано 350 сечений выработок в раз-
личных условиях. Проведена статистическая оценка факторов
глубины (И, м), содержания нерастворимого остатка Са. 0 (%),
(уровня действующих нагрузок у/7/(Тсж, расстояния от кровли
выработки до глинистого прослойка п (м). В табл. 6.17 приве-
дены их статистические оценки.
Найдены законы распределения каждого из факторов и по
критерию К- Пирсона %2 проверено соответствие эмпирических
законов распределения теоретическим. Результаты вычислений
показали, что распределения факторов Н, Сно, у/7/0сж подчи-
нены нормальному закону, а п — логнормальному.
Одиночная подготовительная выработка, пройденная ком-
байном ПК-8 вне зоны влияния очистных работ в самой не-
благоприятной из рассмотренных ситуаций (/7 = 410 м, Сн 0 =
= 9,2 %, у/7/осж = 0,67, /г = 0,10 м), устойчива 2,6 года, а в самой
благоприятной (/7=270 м, С„. 0=1,1 %, у/7/осж = 0,18, и = 2 м) —
устойчива 29,2 года.
Установлено, что среднее отклонение расчетного времени
устойчивого состояния выработок (Гр) от фактического состав-
ляет 8 %, наибольшее отклонение — 25 %.
В случае, если выработка пройдена несколькими ходами
комбайна, то вместо (6.19) рекомендуется использовать фор-
мулу:
71 { Ьв \а'( Лн \а‘ / т/7пр т \ ,с
гр=МтЧ rz- ехР °з~—^ai~h~h (6-27)
где а0=92,3; ai = 0,19; 02 = 0,175; а3 = —4,121; а4 = —0,197.
Методика разработана для оценки устойчивости капиталь-
ных и подготовительных выработок, пройденных комбайновым
способом в каменной соли и сильвините. Однако для ориенти-
ровочных инженерных расчетов до разработки более совершен-
Таблица 6.17
Статистические оценки горно-геологических факторов
Статистическая оценка Н, м С„.о. % ?Н/аси< п, м
Объем выборки N 350 328 320 342
Среднее значение х 340 4,67 0,32 0,36
Среднее квадратическое отклонение S 20 1,78 0,1 0,3
Коэффициент вариации 5,9 38 31 25
V, % Уровень значимости а 0,01 0,05 0,10 0,05
Х2 эмп, 13,1 2,516 7,5 18,3
Х^теор 13,3 12,6 12,0 18,6
217
ных методик ее можно использовать также для оценки устой-
чивости очистных выработок, а также выработок (подготови-
тельных и очистных), пройденных по карналлитовому пласту.
Значение фактора уНар/ас-к рекомендуется принимать в со-
ответствии с табл. 6.18.
Если выработка пройдена буровзрывным способом, то в
формулу (6.21) для приведенной глубины НПР следует ввести
коэффициент /(np=lJ, учитывающий технологические неров-
ности контура выработки и нарушенность приконтурных пород.
Пример расчета времени устойчивого состояния выработки
в горно-геологических и горнотехнических условиях Верхнекам-
ских калийных рудников. По пласту Красный-П в условиях
БКПРУ-2 комбайном ПК-8 пройден конвейерный штрек. Подго-
Таблица 6.18
Уровни действующих напряжений в горных выработках
Верхнекамского месторождения
Рудник Пласт Уровни действующих напряжений
очистные камеры подготовительные выработки
mjn сред- няя max mjn сред- няя max
БКПРУ-1 В (карналлит) 0,60 1,1 1,56 0,21 0,85 1,49
АБ 0,36 0,75 1,14 0,13 0,54 0,95
Красный-П 0,30 0,50 0,68 0,11 0,37 0,64
Каменная соль — — — 0,12 0,36 0,59
БКПРУ-2 АБ 0,50 0,80 1,09 0,24 0,63 1,01
Красный-П 0,46 0,79 1,12 0,21 0,65 1,1
Красиый-Ш 0,48 0,82 1,16 0,24 0,66 1,08
Каменная соль •— — — 0,14 0,45 0,76
БКЗ-4 В (карналлит) 0,68 1,2 1,71 0,34 1,02 1,7
АБ 0,70 1,22 1,75 0,35 1,04 1,73
Красный-П 0,74- 1,25 1,77 0,37 1,06 1,75
Каменная соль — — — 0,31 0,81 1,30
СКПРУ-1 В (карналлит) 0,46 0,94 0,41 0,23 0,81 1,39
В (сильвинит) 0,44 0,92 1,40 0,22 0,70 1,17
АБ 0,28 0,72 1,15 0,14 0,57 1,0
Красный-П 0,24 0,52 0,83 0,12 0,45 0,78
Каменная соль — — — 0,13 0,39 0,63
СКПРУ-2 В (сильвинит) 0,26 0,67 1,11 0,13 0,57 1,0
АБ 0,30 0,72 1,12 0,15 0,58 1,0
Красный-П 0,26 0,58 0,9 0,13 0,47 0,81
Каменная соль — — — 0,13 0,39 0,64
скпру-з АБ 0,24 0,69 1,14 0,12 0,54 0,95
Красный-П 0,22 0,58 0,94 0,11 0,45 0,78
Каменная соль — — — 0,12 0,45 0,78
218
товка панели пластовая. Отработка пласта Красный-П —
с оставлением податливых междукамерных целиков, пласта
АБ — с оставлением жестких целиков. Сначала отрабатывается
пласт АБ. Требуется определить общее время устойчивого со-
стояния выработки, если 71 = 5,7 года, 72=0,9 года.
Исходные данные:
у = 0,021 мН/м* 3 *; 0 = 26 МПа;
Сн. о = 4,77 %; /7 = 320 м;
С?! = 5 м; Ь~6 м;
+ 1,6=10; Йн = П1 = 0,1 м
hB — 1,6 м; Lp~ 1,2 м.
1. Определяем Тр1.
Вычислим значения факторов, входящих в формулу (6.19):
К„.о = 1, Кс=1, Коч=1, 6/1,6 = 3,75, с/1,6 = 3,10; Кв=1,29 —в со-
ответствии с формулой (6.22).
Тогда
__ у НК6КСКОЧ = 0.021 X 320 X 1,29 X 1 X 1 0 35.
°сж °Кн.о 26x1
т 2(Ав-|-л1) 2 X (1,6 -Т 0,1) q ,
+ “ Ла " 1,6
По формуле (6.19) получаем Тр1 = 13,6 год>Т1 = 5,7 год.
2. Определяет Тр2.
В соответствии с табл. 6.15 Коч=1,4,
¥^р 0,021X 320 X 1,26 X1X 1,4 п лп
Хж 8-Кн.о 26X1
По формуле (6.19) Тр = 7,6 год, тогда
Т’р = 7,6(1—5,7/13,6) = 4,6 год.
7’р2 = 4,6 год>72 = 0,9 год.
3. Определяем Тр3.
В соответствии с табл. 6.15 Коч = 2,8.
161пр _ t Н Кб Кс-Кощ Крщ _
аСЖ °’КН.О
0,021 X 320 X 1,26 х 1 X 1,4 X 2,8 __ , 0
~ 26X1
В соответствии с формулой (6.19) 7Р = 0,21 год. Находим Тр3=
= 0,21(1—0,9/4,6)°’5 = 0,19 год.
Тогда ТРобщ = Т1 + Т2+Т3 = 5,7+0,9 + 0,19 = 6,79 год.
219
6.10.2. Методика расчета времени устойчивого
состояния выработок, закрепленных анкерами
Продолжительность (годы) устойчивого состояния выработки,
закрепленной анкерами Трг, определяется по формуле:
'Г Г. ! ! ^ПР I 'И
/ ра =/>! ехр Лз —---------
\ цс.ж пв
\ / I ^Пр
+ ь'л (v) +
(6.28)
где а-s', а4, bi (t=l,4)—коэффициенты, значения которых при-
ведены в табл. 6.19;—-——уровень действующих напряжений
(см. разд. 6.10.1); m/h3 — фактор расположения выработки от-
носительно сильвинитового пласта (см. разд. 6.10.1); /а — ак-
тивная длина анкера, м; а — расстояние между анкерами
в ряду, м; п — число анкеров в ряду; с — расстояние между ря-
дами анкеров, м; р — натяжение клинораспорной крепи, для
винтовой крепи р = 0,05 МН.
Порядок определения Тра в зависимости от стадий существо-
вания выработки по отношению к фронту очистных работ тот
же, что и для Тр, приведен в подразд. 6.10.1.
Пример расчета времени устойчивого состояния выработок,
закрепленных анкерной крепью. По пласту Красный-П в усло-
виях БКПРУ-2 комбайном ПК-8 пройден конвейерный штрек.
Подготовка панели пластовая. Отработку пласта Красный-П
ведут с оставлением податливых междукамерных целиков,
Таблица 6.19
Значения коэффициентов формулы (6.28)
Тип комбайна tn Ь2 6э Ь6 аъ а*
ПК-8М 5 =8,,9 м2 40 2,82 2,8 —1,4 32,5 -3,75 —0,197
«Урал-10КС» 32 1,93 2,4 -1.2 39,0 —3,75 —0,197
S=10„2 м2 «Урал-20КС» S = 13,,4 м2 27 1,40 2,0 41,5
—1„0 —3,75 —0,197
«Урал-20КС» 5=15,3 м2 25 1,50 2,2 -1„1 43,5 —3,75 —0,197
«Урал-20КС» S=17,9 м2 23 1,28 2,4 —1„2 44,5 —3,75 —0,197
«Урал-20КС» 5=20,2 м2 20 0,92 2,2 -1,1 45,0 —3,75 —0,197
220
пласта АБ — с оставлением жестких целиков. Первым отраба-
тывается пласт АБ. Требуется определить время устойчивого
состояния закрепленной анкерами выработки, если Т\ = 5,7 года,
Г2 = 0>9 года.
Исходные данные для расчета: у=0,021 МН/м3; о=26 МПа;
Сн- О = 4,77 %; Я=320 м; Ci = 5 м; 5 = 6 м; d/l,6=10; hH = n} —
= 0,1 м; hB— 1,6 м; Lp = 1,2 м.
1. Определим время устойчивого состояния выработки, за-
крепленной анкерами, в «массиве» — Тра1.
Вычислим значения факторов, входящих в формулу (6.28):
Хн. о=1, Кс=1, Коч= 1, 6/1,6 = 3,75, с1/1,6 = 3,10, Кб=1,29.
Тогда
т^пр == тН Кь-Кс Коч 0,021 X 320 X 1,29 X 1 X 1 = о 35
®сж ° Кн. о 26 х 1
m = 2 (Лв + л;) 2 (1,6 + 0,1) _ „ ,
Лв Лв 1,6 ’ ’
Лн/£р =0,1/1,2=0,08.
По формуле (6.19) получим
Гр] = 13,6 год.
а) Пусть р = 0,02 МН, /а=1 м, а=1,5 м, с=1,5 м. По фор-
муле (6.28) получаем 7ра1 = 29,3 год.
Коэффициент повышения устойчивости
/Га = Гра,/Гр1= 23,3/13,6 = 2,15.
б) Пусть /7=0,04 МН, /а=1 м, а =1,5 м, с =1,5. По формуле
(6.28) получаем Тра1 = 31,0 год.
Ка = Тр^\ТрХ = 31,0/13,6 = 2,28.
в) Пусть /7 = 0,02 МН, /а=1,5 м, а=1,5 м, с—1,5 м. Тогда
Гра1 = 31,9 год.
/Са = 31,9/13,6 = 2,35.
г) Пусть /7 = 0,02 МН, /а = 1,5 м, а=1 м, с= 1,5 м. Тогда
Тра 1 = 33,1 год.
/Са = 33,1/13,6 = 2,43.
Очевидно, что Тра1 во всех случаях (а)... (г) больше, чем
Т] = 5,7 год.
2. Определим время устойчивого состояния выработки, за-
крепленной анкерами, в зоне влияния первого фронта очистных
работ.
В соответствии с табл. 6.15 Коч=1,4.
Т^пр _ Г//.К6-КС.КОЧ = 0,021 X 320 X 1,26 X 1 X 1,4 = g 49.
^СЖ °’Кн.О 26 X 1
/п/Лв = 2,1.
221
По формуле (6.28) имеем: Гра = 16 год; Тра=17 год; Тра =
= 18,1 год; Тра=18,8 год.
Рассчитываем
Гра2 = 16,б(1-^-) = 13,6 год;
7^2=17,6(1-^-) = 14,6 год;
Гра2= 18,1(1 —grj = 15,l год;
7+,2 = 18,8I1--= 15,8 год.
* \ 00,1 j
Очевидно, что во всех случаях выполнено условие:
Гра2 > 7^2 = 0,9 год.
3. Определим время устойчивого состояния выработки, за-
крепленной анкерами, в зоне одновременного влияния первого
и второго фронтов очистных работ.
В соответствии с табл. 6.15 Лоч = 2,8.
Тогда
Т-Н-Кб-Кс-КочгКочг = 0,021 х 320 X 1,26 х 1 X 1,4 _ .
°сж ст*^Сн.о 26 X 1
В соответствии с формулой (6.28) определим:
Гра = 0,б4 год;
7'ра = 0,68 год;
Т'ра = 0,7 год;
Тра = 0,72 год.
Определим Траз
т * раз = 0,64| '1 — 0,9 ) 13,6 ) |=О,62 год;
т 1 раз = 0,681 fl - 0,9 > 14,6 j |=0,66 год;
Т 1 раз = 0,70( ’1 - 0,9 \ 15,1 ) = 0,68 год;
т * раз = 0,72| Ч - 0,9 ' 15,8 , |=0,70 год.
4. Определим общее время устойчивого состояния выработ-
ки, закрепленной анкерами и попадающей в зону влияния
очистных работ через 5,7 года после ее проведения:
Грбащ = 5,7 + 0,9 + 0,62 = 7,22 год;
7'р6ащ = 5,7 + 0,9 + 0,66 = 7,26 год;
Гращ = 5,7+ 0,9+ 0,68 = 7,28 год;
7’ращ = 5,7 + 0,9 + 0,70 = 7,30 год.
222
6.10.3. Методика расчета параметров
анкерной крепи
Обоснование и расчет параметров анкерной крепи содержат:
определение h — высоты зоны возможного обрушения пород
в кровле выработки при заданном технологическом сроке ее
службы;
определение в зависимости от величины h схемы работы
анкерной крепи («подвешивание» или «сшивание»);
подготовку исходных данных для выполнения расчетов;
выбор типа и расчет параметров крепи.
За высоту зоны возможного обрушения пород h принимают
большую из двух величин (Лсл, hH), т. е.
A = max(/zH, /zCJI), (6.29)
где hH — мощность неустойчивого нижнего слоя кровли выра-
ботки (либо оставляемого в кровле выработки сильвинитового
слоя, либо примыкающего к кровле первого «коржа»); /гсл —
высота зоны предельных деформаций в кровле выработки в
конце технологического срока ее службы (7'сл).
Значение h„ определяется геологическими данными и пас-
портом проходки выработки.
Значение /гсл зависит от факторов у/7Пр/осж, /zH/Lp, m/hB (см.
разд. 6.10.1), формы и размера выработки, а также технологи-
ческого срока ее службы.
Для выработок и их сопряжений, срок службы которых бо-
лее 5 год (Тсл>5 год), значение /гсл с запасом рекомендуется
принимать по номограмме рис. 6.27 в зависимости от уровня
действующих напряжений уНпр/осж.
Для определения высоты зоны предельных деформаций
в кровле выработок, для которых Тсл^5 лет, расчет ведется
по формуле:
где R— 1,2 м =const, cti=0,52, а2 = 0,20, аз = 0,24, 04 = 0,21, as =
= 0,26; m — расчетная мощность сильвинитового пласта в райо-
не рассматриваемого участка выработки, м; hB, Lp— соответст-
венно половина высоты и расчетный пролет выработки; Тр —
расчетное время устойчивого состояния незакрепленной выра-
ботки, методика определения которого изложена в разд. 6.10.1.
Приведем примеры определения высоты зоны возможного
обрушения пород.
Пример 1. Определить высоту зоны возможного обрушения
пород в кровле подготовительной выработки, пройденной по
пласту Красный-П в условиях Второго Березниковского калий-
ного рудника комбайном ПК-8 с наложением двух его ходов
по вертикали (рис. 6.28).
223
Рис. 6.27. Номограмма для определения
высоты зоны предельных деформаций Лс.;
в кровле капитальных и подготовительных
выработок и их сопряжений (Тел>5 лет):
/ — ПК-8, 5=8,9 м2; 2 — «Урал-ЮКС», 5-10,2 м2;
3 — «Урал-20КС», 5=13,4 м2; 4 — <Урал-20КС»;
5=15,3 м2; 5 — «Урал-20КС», 5 = 17,9 м2; 6 —
«Урал-20КС», 5—20,2 м2
Технологический срок службы выработки (Тсл) составляет
3 года. При проходке выработки первый и второй «коржи»
подрезаются. Мощность оставляемого в кровле третьего «кор-
жа» составляет 0,3 м.
1. Определяем значения факторов, входящих в формулу
(6.30) /гв = 2,25 м; Lp=l,2 м; /гн = 0,3 м, т = 4,3 м, у =
= 0,021 МН/м3, //Пр = 804,8 м, оСж = 26 МПа, Тсл = 3 года, Тр =
= 3,87 года.
Тогда
_1^£_=0,65, ф-=0,25,
^сж
-2-=1,64, ф-==1,875, -А- = 0,775.
Лв Lp £р
2. По формуле (6.30) определяем значение:
/гсл = 1,2 X (0,65)°>52 X (0,25)0,2° X (1,64)0’24 X (1,875)°-21 X
X (0,775)°>26 = 1,2X0,799 X 0758 XI.126 X 1,141 X
X 0,936 = 0,874 (м).
3. По формуле (6.29) определяем значение:
A = max(/zH, /гсл) = max (0,3; 0,87) =0,87 м.
Принимаем h = 0,90 м, что согласуется с данными расчетов
на ЭВМ (см. рис. 6.28,а).
Пример 2. Определить высоту зоны возможного обрушения
пород в кровле очистной камеры, пройденной по пласту Крас-
ный-П в условиях Второго Березниковского калийного рудника
несколькими ходами комбайна ПК-8 (см. рис. 6.28,6). Техноло-
гический срок службы камеры 7'Сл = 3 мес. = 0,25 год. При про-
ведении камеры оставляют защитную пачку сильвинита мощ-
ностью 0,6 м.
1. Определяем значения факторов, входящих в формулу
(6.30) /гв = 2,11 м, LP = 3,75 м, /гн = 0,60 м, т = 5,42 м, у =
224
О 0,3 q,6 0,9 м
Рис. 6.28. К определению высоты зоны обрушения пород для выработок,
пройденных комбайном ПК-8:
а — с вертикальным наложением ходов; б — с боковым наложением ходов; обозначение
0,2 показывает положение границы зоны предельной деформации через 0,2 года после
проведения выработки
= 0,021 МН/м3, 77Пр = 978,1 м, оСж = 26 МПа, Тсл = 0,25 года,
7р = 0,69 год.
Т огда:
-^-=0,79 год; -> = 0,16,
асж **р
— = 2,57, -> = 0,56, ->-=0,36.
пв Др Тр
15 Зак. 157
225
2. По формуле (6.30) определяем значение /гсл:
Асл = 1,2 (0,79)°>52 X (0,16)°>20 X (2,57)°>24 X (0,56)°-21 X
X (0,36)°>2e = 1,2 X 0,885 X 0,693 X 1,254 X 0,885 X
X 0,767 = 0,626 (м).
3. По формуле (6.29) определяем значение /г:
h = max (Ан, Асл) = max (0,6; 0,626) = 0,626 м.
Принимаем /г = 0,63 м, что согласуется с данными расчетов
на ЭВМ, которые проиллюстрированы на рис. 6,28,6.
Пример 3. Определить высоту зоны возможного обрушения
пород в кровле выработки, пройденной по подстилающей камен-
ной соли в условиях Четвертого Березниковского калийного
рудника одним ходом комбайна «Урал-20КС» (S = 20,2 м2). Тех-
нологический срок службы выработки Тел = 30 год.
1. Так как срок службы выработки Тсл>5 год, то значение
h = hcl, определяется по номограмме рис. 6.27 (кривая 6).
Определяем значение фактора, характеризующего уровень
действующих напряжений у/7Пр/егсж: у=0,021 мН/м3; 77пр = Я=
= 420 м, оСж = 24 МПа.
Тогда:
тЛ/пр =0,37.
°сж
Следовательно (см. рис. 6.27), й = 0,9 м.
Для подготовительных выработок (Тсл>5 год), очистных ка-
мер и их сопряжений значение h (ориентировочно можно прини-
мать в соответствии с табл. 6.20).
Различают две схемы работы анкерной крепи-, «подвешива-
ние» и «сшивание».
В первом случае к более устойчивым породам основной кров-
ли на анкерах «подвешивают» нижние легкообразующиеся не-
устойчивые слои непосредственной кровли. По схеме «подвеши-
вания» анкерная крепь работает в выработках и на сопряжениях
с неустойчивой непосредственной кровлей, когда имеется воз-
можность закрепить замки анкеров в устойчивых породах основ-
ной кровли.
Во втором случае нижние слои приконтурных пород, склон-
ных к обрушению, «сшивают» анкерами, повышая их жест-
кость и устойчивость.
Анкерная крепь работает по схеме «сшивания» пород, если
А>/а-/3 (6.31)
и по схеме «подвешивания», если
А</а —/3, (6.32)
где h — высота зоны возможного обрушения пород; /а— актив-
ная длина анкера; /3— величина заглубления замковой части
анкера.
226
Таблица 6.20
Высота зоны возможного обрушения пород кровли при сроке службы
выработки до 5 лет
Тнп кровли Ширина вы- । работки, м | не более Очистные выработки на пластах Подготовительные выработки
Красный-П АБ, В пластовые полевые
I 16 Определяется степенью и характером нарушенное™ пород кровли
II 16 10 Мощность оставляемых в кровле «кор- жей» Мощность первого остав- ляемого в кров- ле «коржа» или неустойчивой пачки сильви- нита Определяется степенью и ха- рактером лару- шенности пород кровли Мощность оставляемых в кровле «кор- жей» Определяется степенью и ха- рактером нару- шенности пород кровли
III 10 Мощность оставляемых в кровле «кор- жей» (0,5—0,6 м) Определяется степенью и ха- рактером иару- шениости пород кровли (0,5-0.,6 м) 1,0-1.2 Определяется формой кровли и назначением выработки
IV 10 Мощность оставляемых в кровле «кор- жей» (0,7—1,0 м) Определяется степенью и ха- рактером нару- шепности пород кровли 1,8-2.0 Определяется формой кровли и назначением выработки
Примечания: 1. Для выработок, пройденных по пласту Красный-П со сроком
службы до 5 лет, устойчивой (основной) кровлей считается четвертый «корж». 2. Для
выработок III—IV типов кровли при оставлении защитной пачки снльвнннта, не обес-
печивающей устойчивое™ кровли (Л <0,6 м), мощность пачки включается в высоту зоны
возможного обрушения пород.
Исходными данными для выбора типа и расчета парамет-
ров анкерной крепи являются: высота зоны возможного обру-
шения пород; схема работы анкерной крепи; допустимая на-
грузка на анкер Q, кН; удельный вес поддерживающихся по-
род у, у = 0,021 МН/м3; форма и размеры поперечного сечения
выработки.
Тип крепи определяют, исходя из технологического назначе-
ния и срока службы выработки, а также технико-экономических
оценок. Как клинораспорная, так и винтовая крепь могут ра-
ботать по обеим схемам.
В капитальных выработках при схеме «подвешивания» при-
меняют оба типа крепи, а при схеме «сшивания» — только вин-
товые анкеры.
15*
227
Клинораспорную крепь применяют в выработках, технологи-
ческий срок службы которых не превышает 5 лет, расположен-
ных на достаточном удалении от воздухопадающих стволов.
В подготовительных (Гсл^5 год) и очистных выработках
применяют крепи обоих видов.
Расчет параметров анкерной крепи ведут следующим обра-
зом:
1. Полную длину анкеров определяют по формуле:
Z = Zn + Za, (6.33)
где /а — соответственно пассивная и активная длина анке-
ров.
Пассивная длина анкеров — это часть его, выступающая из
шпура в выработку. Ее принимают в зависимости от конструк-
ции анкера, толщины опорной плиты, подхвата и т. д., но не
более 0,2 м. При отсутствии подхвата можно принять /п = 0,05м.
Для винтовой крепи /п = 0,05 м.
Активная длина анкера — это часть его, находящаяся в шпу-
ре. Определяют ее значения по формуле:
Za = Z3 + Z0, (6.34)
где 13 — величина заглубления замковой части анкера за преде-
лами контура возможного обрушения пород; 10—мощность
«сшиваемых» или «подвешиваемых» пород.
При работе крепи по схеме «подвешивания»
Z02>A, Z3 = 0,3-t-0,4 м.
При работе крепи по схеме «сшивания»
Za == 0, Zo — Zo h,
где 1О'—мощность «сшиваемых» слоев.
Значения величины 1О' приведены в табл. 6.21.
2. Расчетное расстояние между анкерами в ряду ар прини-
мают наименьшим из величин ai и а2, т. е.
ap = min(a1, a2), м, (6.35)
где величины а\ и а2 определяют по формулам, приведенным
ниже.
Величину ai (м) рассчитывают в соответствии с допускае-
мой несущей способностью анкера по формуле:
<6-36>
где у — средний удельный вес закрепляемых пород, МН/м3; 10 —
мощность подвешиваемых пород кровли при работе крепи по
схеме подвешивания (активная длина анкера без заглубле-
ния), м; 1о = 1о —мощность сшиваемых слоев при работе кровли
по схеме сшивания, определяемая по табл. 6.21, м; Q — до-
228
Таблица 6.21
Мощность сшиваемых слоев 10' при работе крепи
по схеме <сшивания>
Технологический срок службы выработки Пролет выработки, м
3<С<12 12<i<18
Не более 5 лет 1—1,20 1,20—1,45
Более 5 лет 4,45 1,45
Таблица 6.22
Коэффициенты Q и К
Тип крепи Схема работы крепи Q, МН К
капитальные, подготови- тельные (Тсл>5 лет) выработки подготови- тельные (Тсл<5 лет) н очистные выработки
Клинораспорная Подвешивание Сшивание 0,05 0,05 1.5- 2,0 3—4 1.2г—1,5 3—4
Винтовая Подвешивание Сшивание 0,085 0,085 1,5-2,0 3i—4 1,2—1,5 3—4
пускаемая нагрузка на анкер, мН; К—коэффициент пригрузки
от горного давления, учитывающий схему работы крепи.
Значения величины Q и К. приведены в табл. 6.22.
Величину а2 определяют, исходя из условия устойчивости
нижнего слоя кровли по формуле
«2 = 3,3)/%,, м,
(6.37)
где /гн — мощность нижнего неустойчивого слоя кровли (1-го
оставляемого «коржа»).
После расчета значения аР контролируют выполнение усло-
вия: расстояние между анкерами в ряду а не должно быть
меньше, чем 0,7/а, т. е. должно выполняться условие:
a >0,7Za.
(6.38)
Величина 0,7/а соответствует минимальному расстоянию
между анкерами, когда дальнейшее увеличение плотности крепи
не приводит к повышению устойчивости выработки.
229
3. Число анкеров в ряду п для выработок сводчатой формы
определяют по формуле:
/г = —-1, (6.39)
где Lp — расчетный пролет выработки; аР — расчетное расстоя-
ние между анкерами в ряду.
Для выработок, проводимых комбайнами типа ПК-8,
«Урал-ЮКС», «Урал-20КС», значения Lp приведены в табл.6.16.
Для выработок прямоугольного сечения или близкого к пря-
молинейному сечению, а также при длительном сроке службы
выработки (7’сл>5 год), число анкеров в ряду п определяют по
формуле:
п = Ljap — 1,6, (6.40)
где L — фактическая ширина выработки.
Для выработок, проводимых комбайнами типа ПК-8,
«Урал-ЮКС», «Урал-20КС», значения L приведены в табл. 6.16.
4. Расстояние а между крайними рядами анкеров и стен-
ками выработки не должно превышать расстояние между анке-
рами во внутренних рядах, более, чем на одну треть.
5. Фактическое расстояние между анкерами в ряду а опреде-
ляют с учетом формул (6.35), (6.36), (6.37) и (6.38).
6. В выработках, пройденных буровзрывным способом, и ши-
риной 10—16 м, анкеры располагают в кровле выработки по
квадратной сетке.
В выработках сводчатой формы шириной менее 10 м можно
размещать анкеры по прямоугольной сетке, при этом расстоя-
ние между рядами анкеров С (м) определяют по формуле:
Q (я + I)
с ~~ lot l^Lp
(6.41)
7. После расчета длины анкеров, их числа в ряду, расстоя-
ния между ними и расстояния между рядами анкеров опреде-
ляют срок службы выработки Тра, закрепленной анкерами, по
методике, изложенной в подразд. 6.10.2.
Закрепленная анкерами выработка будет устойчивой при
выполнении условия:
Т'сл ‘С Гра. (6.42)
Если условие (6.42) не выполнено при заданных (рассчи-
танных) /а, п, а и с, то для обеспечения устойчивого состоя-
ния выработки необходимы специальные мероприятия.
8. Типовые паспорта крепления для рудников производст-
венных объединений «Уралкалий» и «Сильвинит» разработаны
и применяются.
9. Расчет параметров анкерной крепи на сопряжениях вы-
работок выполняют по специальной методике, которая приве-
дена в подразд. 6.10.4.
230
Рассмотрим примеры расчета параметров анкерной крепи
для условий Верхнекамских калийных рудников.
Пример 1. Рассчитать параметры анкерной крепи для обес-
печения устойчивости кровли главных вентиляционных штреков
в условиях рудника БКПРУ-2.
Исходные данные. Штреки проводят по пластам АБ и Крас-
ный-П одним ходом комбайна ПК-8 (S = 8,9 м2). Технологиче-
ский срок службы Тел = 30 год. Кровля выработок, пройденных
по пл. АБ, представляет собой междупластовую соль Б—В об-
щей МОЩНОСТЬЮ 1,1 М С НИЖНИМ «коржом» МОЩНОСТЬЮ //1 = 0,3 м,
который при проходке подрезается. Содержание н. о. — 5,36%.
Кровля выработок, пройденных по пласту Красный-П, со-
стоит из трех «коржей» каменной соли общей мощностью 1 м.
При проходке подрезаются два «коржа» общей мощностью
0,4 м. Содержание н. о. — 3,59 %.
1. По геологическому строению и содержанию н. о. в пласте
породы кровли выработок относятся к III типу устойчивости
Г29].
2. Так как выработки рассчитаны на длительный срок служ-
бы, то значения /гсл определим по номограмме рис. 6.27.
Уровни действующих нагрузок согласно табл. 6.18 состав-
ляют:
пл. АБ
2^ =0,42,
асж
пл. Красный-П
Л."т.= 0,40.
асж
По заданным значениям у/7Пр/осж находим
для пл. АБ /гсл = 0,7 м,
для пл. Красный-П /гсл = 0,6 м.
При этом /гн = 0,8 м для пласта АБ и /гн = 0,6 м для пласта
Красный-П. Тогда высота зоны возможного обрушения соста-
вит:
пл. АБ
/г = max (0,8; 0,7)=0,8 м,
для пл. Красный-П
Л = тах(0,6; 0,6) =0,6 м.
3. Так как 7’сл = 30 год>5 год, и штреки являются венти-
ляционными, принимаем металлическую винтовую анкерную
крепь стандартной длины 1= 1,5 м, которая работает на обоих
пластах по схеме «подвешивания». Примем /а=1,2 м (с запа-
сом).
231
4. Расстояние между анкерами в ряду ар определим по
формуле (6.36) с учетом табл. 6.22.
= V о,И x'Ux 1.3 - 1 .«9 м = 1,5 м,
для пл. АБ — й2 = 3,ЗХУ0.8 —2,95 м,
для пл. Красный-П а2 = 3,ЗХУ0,6 = 2,56 м.
Итак, для обоих пластов расчетное расстояние между ан-
керами в ряду равно 1,5 м.
5. Так как выработки рассчитаны на большой срок службы,
определим число анкеров в ряду п по формуле (6.40). Соглас-
но табл. 6.16 для выработки, пройденной комбайном ПК-8,
L = 3,2 м. Тогда
/г = 1,6 =0,533.
1 ,ou
Примем с запасом п = 2 (два анкера в ряду).
6. Расстояние между рядами анкеров с определим по фор-
муле (6.41)
_ Q (я + 1) ______0,085 (2 + 1)_ j-
/отКЛр 1,2x0,21X1,5x1,2 М’
Примем с запасом с = 2 м.
Итак, принимаем два анкера в ряду с расстоянием между
ними а= 1,5 м и расстоянием между рядами анкеров с = 2,00 м.
Пример 2. Рассчитать параметры анкерной крепи для под-
держания кровли очистных камер с веерной отбойкой руды в
условиях рудника БКПРУ-1.
Исходные данные. Очистная камера шириной 16 м пройдена
по пласту Красный-П и не подлежит закладке. Технологический
срок ее службы 7’сл = 3 мес. 1-й «корж» снимается, 2-й и 3-й
«коржи» имеют мощность соответственно /г2 = 0,35 ми /г3 =
= 0,40 м. Содержание н. о. в пласте — 2,0 %, объемный вес
пород у = 0,021 МН/м3.
1. По геологическому строению и содержанию н. о. в пласте
породы кровли очистных камер относятся согласно [29] ко
II типу устойчивости.
2. Так как выработка очистная, то высоту зоны hcn опреде-
лим согласно табл. 6.20. Она равна мощности оставляемого в
кровле первого «коржа»:
Лсл = Лн—й2 = 0,35 м. Тогда высота зоны возможного обруше-
ния Л = тах (Ли, йСл)=0,35 м.
3. Рассмотрим варианты крепления кровли распорной и
винтовой анкерной крепью.
3.1. Клинораспорная крепь. Находим полную длину анкера
согласно формул (6.33) и (6.34).
I = /п + /0 + /з = 0,05 + 0,35 + 0,4 = 0,8.
232
Анкерная крепь работает по схеме «подвешивания»
Расстояние между анкерами вычисляем по формулам
(6.37) с учетом табл. 6.22,
/о = 0,35.
(6.35) —
0,05
Й1 = V 0,021 х 0,35 х 1,5 =2’13 м;
а2 = 3,3 х /05 = 1,95 м;
ap = min(a], а2) = min (2,13; 1,95) = 1,95 м.
Принимаем а=1,90 м.
Число анкеров в ряду определим по формуле:
£ 16,0 , г. с д,
М5---1-6 = 6,61.
п =-----
йр
Принимаем п — 7 анк. (7 анкеров в ряду).
Расстояние между рядами анкеров с согласно п. 6 примем
равным а; с = а=1,9 м, т. е. анкеры располагаются по квадрат-
ной сетке.
Расстояние d между крайним в ряду анкером и стенкой вы-
работки определим по формуле:
^..Ls-.LacL-l) =2.з м.
Итак, для крепления очистных камер шириной 16 м в усло-
виях рудника БКПРУ-1 можно принять клинораспорные анкеры
длиной 1=1 м с расстоянием между ними в ряду а=1,9 м и
расстоянием между рядами анкеров с= 1,9 м.
3.2. Винтовая крепь. Расчет ведем для схемы «подвешива-
ния». Принимаем стандартную длину анкера (=1,5 м. Расстоя-
ние между анкерами рассчитываем по формулам (6.35) — (6.37)
с учетом табл. 6.22
1/ 0,085 п 70
— Г 0,021 х 0,35 х 1,5 ~ 2,78 м’
а2 = 3,3 X V0,35 = 1,95 м,
ap = min(ai, а2) = min (2,78; 1,95) = 1,95 м.
Принимаем а=1,90 м.
Число анкеров в ряду определим по формуле:
£ 16,0 . Д д Д.
Я = -^- = Т95—I’6=6-6I-
Принимаем 7 анкеров в ряду (п=7).
Расстояние между рядами анкеров с в соответствии с п. 6
принимаем равным а, т. е. с = а = 1,9 м.
Итак, для крепления очистных камер можно принять стан-
дартные винтовые анкеры (/=1,5 м), установленные по сетке
1,9X1,9 м с расстоянием между крайним анкером в ряду и
стенкой выработки d=2,3 м.
233
6.10.4. Методика расчета времени устойчивого
состояния и параметров анкерной крепи
сопряжений горных выработок
Под сопряжением горных выработок понимается область взаим-
ного влияния двух и большего числа пересекающихся вырабо-
ток, т. е. область породного массива, включающая выработанное
пространство, в котором происходит взаимное наложение зон
бокового опорного давления и зон разгрузки в кровле.
В соляных породах на глубинах, превышающих (для
р. Верхняя Кама /Ах, = 300 м), вокруг незакрепленной выработки
(сопряжения выработок) при проведении образуется зона не-
упругих деформаций, которая со временем расширяется, но
имеет предельные размеры, все процессы разрушения прикон-
турных пород происходят в пределах этой зоны. Определенная
по упругому решению зона неупругих деформаций называется
условной.
На рис. 6.29 показаны зависимости размеров зоны влияния
(Лв) и условной зоны неупругих деформаций (Лн) от угла 0 для
основной выработки и ответвляющейся от нее выработки для
у—0,022 МН/м3, 77 = 500 м, 7'ОО = 7,5 МПа (Т^— предел длитель-
ной прочности породы на сдвиг), отнесенное к половине ширины
(радиусу) сопрягающихся выработок.
Время устойчивого состояния незакрепленного (Тр) и закреп-
ленного (7ра) сопряжения следует определять для конкретного
i-ro сечения, отстоящего от узла сопряжения на расстояние Lc
Значения Тр и Трз рассчитывают по методикам, с учетом ко-
эффициента пригрузки Кс в зоне влияния узла сопряжения вы-
работок, т. е.
Нпр = Н
где Н — фактическая (геологическая) глубина расположения со-
пряжения, м.
Коэффициент пригрузки Кс t определяют для каждого i-ro
сечения по формуле:
/Сс = 1+-----------1 7 6 7 (6-43)
0,6 + 1,7 tg( — /Ro)
где 0—угол между сопрягающимися выработками, градус; Ro—
половина ширины сечения (или радиус) выработки, м; Lc< —
расстояние i-ro сечения от узла сопряжения, м.
На рис. 6.30 приведена номограмма для определения коэф-
фициента Кс в зависимости от 0 для наиболее часто встречаю-
щихся на Верхнекамских калийных рудниках сопряжений выра-
боток, пройденных различными комбайнами.
Пример расчета времени устойчивого состояния сопряжения
выработок. В подстилающей каменной соли в условиях БКПРУ-2
при проходке двух выработок комбайном ПК-8 образовалось со-
234
6
Рис. 6.29. Зависимость относительных размеров зоны влияния (LB/7?0) узла
сопряжения и условной зоны неупругих деформаций (LH/#o) от угла между
выработками 0 для основной (а) и ответвляющейся (б) выработки в остром
(/) и тупом (2) углах сопряжения: пунктирная — зона влияния (Лв/^о);
сплошная — условная зона неупругих деформаций (£н//?о)
Рис. 6.30. Номограмма для определения
коэффициента ЛЛС в зависимости от Lc.
Схема сопряжений: 1 — одноходовая ПК-8 — од-
ноходовая ПК-8 (#о=1,6 м, 0=45°); 2 — однохо-
довая «Урал-10КС>—одноходовая «Урал-10КС>
(#о=2,15 м, 0=45°); 3 — одноходовая «Урал-
20КС» — одноходовая «Урал-20КС> (#0=3,05 м,
9=45°); 4 — ПК-8 — «Урал-20КС> — ПК-8 — «Урал-
20КС» (сопряженными ходами по вертикали
(#о=2,65 м, 0=37°); 5 — одноходовая ПК-8 — одно-
ходовая ПК-8 (#о=1,6 м, 0=37°); 6 — одноходо-
вая ПК-8 — одноходовая «Урал-20КС> (#0=2,6 м,
0=37°); 7 — одноходовая ПК-8 — двухходовая
ПК-8 по горизонтали (#о=2,2 м, 0-45°)
пряжение типа «прямоугольное пересечение». Сопряжение нахо-
дится вне зоны влияния других выработок и очистных работ.
Кровля вблизи узла сопряжения однородная, без глинистых про-
слойков. Оценить время устойчивого состояния сечения одной из
выработок, находящегося на расстоянии Lci — 2 м от узла сопря-
жения.
Исходные данные:
у = 0,021 МН/м3; /7 = 420 м
ст=31 МПа Сн. о = 1,2 %
hB = 1,6 м Lp— 1,2 м
0 = 90°
Re= 1,6 м.
Вычисляем значения факторов, входящих в формулу (6.19):
Кн.о = 1 (см. табл. 6.13), Коч = 1, Кб=1.
235
В соответствии с формулой (6.23) Лс = 1,47.
Тогда
Т^пр _ 0,021 X 420 X 1 X 1 X 1,47 п лл
°сж 31 X 1 ’ ’
/п/Ав = 0, йнЛр=0.
По формуле (6.19) получаем 7^ = 22,2 год.
Данное i-e сечение считается устойчивым, если технологиче-
ский срок службы сопрягающихся выработок Тсл не превышает
расчетного времени устойчивого состояния данного сечения, т. е.
Т’слСТр;. (6.44)
В случае выполнения условия
Тел > T9i (6.45)
выбирают способ охраны выработки, одним из которых является
крепление ее анкерами.
Анкерная крепь обеспечит устойчивость t-ro сечения сопря-
жения на срок Тел, если выполнено условие
Трл1>Тсд. (6.46)
Расчет параметров анкерной крепи для сопряжения вырабо-
ток включает [29]:
определение размера области взаимовлияния выработок, в ко-
торых требуется рассчитывать параметры крепи, т. е. области,
для которой выполняется условие (6.45);
определение геометрических параметров сопряжения;
расчет параметров анкерной крепи для различных сечений,
отстоящих от узла сопряжения на расстояние Lci, меньшее гс
(Lc<Crc).
Методика определения значения гс иллюстрируется ниже на
конкретных примерах.
К геометрическим параметрам сопряжения относятся:
угол между сопрягающимися выработками, 0, градус; факти-
ческий пролет в узле сопряжения, £ф, м; эквивалентный пролет
L3, м; полупролет сопрягающихся выработок Ro, м.
Эквивалентный пролет L3 определяется по формуле В. Д. Сле-
сарева
L3 = 2S/p,
где S — площадь поперечного сечения сопряжения, м2; р — пе-
риметр опор на сопряжении, м.
На рис. 6.31 показаны геометрические параметры сопряже-
ния. В табл. 6.23 приведены значения геометрических параме-
тров для наиболее часто встречающихся на Верхнекамских ка-
лийных рудниках сопряжений выработок, пройденных различ-
ными комбайнами.
236
Рис. 6.31. Схема к определению гео-
метрических параметров сопряжения
Площадь сопряжения S — площадь заштрихованной фигуры
MHRSOLF, периметр опор сопряжения р изображены на
рис. 6.31 двойными линиями.
При расчете параметров анкерной крепи для сопряжения вы-
работок в качестве первого (i=l) расчетного сечения прини-
мают сечение, проходящее через точки с перпендикулярно к от-
резку (см. рис. 6.31). Число анкеров в первом расчетном сечении
вычисляют по формулам:
Lb
ар
п, =------
1 ЙР
/г.
1, если Гсл < 5 год,
1, если Гсл > 5 год.
(6-47)
(6.48)
Таблица 6.23
Геометрические параметры сопряжений выработок, пройденных комбайнами
Схема сопряжения выработок (площадь поперечного сечения выработки, м2) 0, градус Ro, м Ьф, м Ьэ, м
Одноходовая ПК-8 — одноходовая 45 1,6 70 4,7
ПК-8 (5=8,9 м2) Одноходовая «Урал-ЮКС» — однохо- 45 2,15 9,4 5,56
довая «Урал-ЮКС» (5=1,Ц,2 м2) Одноходовая «Урал-20КС» — одиохо- 45 3,05 12,8 8,0
довая «Урал-2ОКС» (S = 20,2 м2) «Урал-20|КС» (S= 15,3 м2) и «ПК-8» 45 2,65 11,4 7,0
(S=8,9 м2) сопряженными ходами по вертикали —, «Урал-ЙОКС» (S= = 15,3 м2) и ПК-8 (S = 8,9 м2) сопря- женными ходами (по вертикали) Одноходовая ПК-8 — одноходовая 37 1,6 7,0 4,7
ПК-8 «Урал-20|КС» (5=15,3 м2) и ПК-8 со- 37 2,65 8,8 6,34
пряженными ходами (по вертика- ли с одноходовой ПК-8 Одноходовая ПК-8 — двухходовая (по горизонтали) ПК-8 45 2,2 8,4 5,46
237
После определения числа /и определяют расстояние L от пер-
вого ряда до второго по формуле:
__ Q (ni + 1)
/от kL\
где еСЛИ ?сл<5 Г0Д’ (6.49)
(£ф. если Тсл >5 год.
Затем проводят расчет числа м2 анкеров во втором ряду
и т. д., при этом имеют место формулы:
с.-ЙЙ'кй '6'50>
£ж = £г-2С;^6/2, (6.51)
где tii — число анкеров в i-ом расчетном ряду; у — средний
удельный вес закрепляемых пород, МН/м3; Q — допускаемая на-
грузка на анкер, МН; К — коэффициент пригрузки от горного
давления, учитывающий схему работы крепи; /о—-мощность
«подвешиваемых» пород кровли при работе крепи по схеме «под-
вешивания» (активная длина анкеров без заглубления), м; /0=
— 1й —мощность «сшиваемых» слоев при работе крепи по схеме
«сшивания», м.
Значения 10' приведены в табл. 6.21, К.— в табл. 6.22.
Расстояние LCI- i-ro расчетного сечения от узла сопряжения
определяется по формуле:
Lci == Lcl С] + с2 + ... +с;, (6.52)
где Lc ,=0,7 м.
Расчет параметров анкерной крепи для сопряжения вырабо-
ток следует производить до тех пор, пока не выполнится усло-
вие (при 1=т).
Lcm^rc-O,5. (6.53)
Пример расчета параметров анкерной крепи для сопряжения
выработок. Требуется рассчитать параметры анкерной крепи для
обеспечения устойчивости сопряжения двух очистных пластовых
выработок в условиях рудника БКПРУ-2.
Исходные данные. Выработки пройдены комбайном ПК-8 по
пласту Красный-П и пересекаются под углом 0 = 45°. При про-
ходке выработок первый и второй «коржи» общей мощностью
fti + /i2 = 0,4 м подрезаются. Оставляемый в кровле третий
«корж» имеет мощность Лз=0,25 м. Мощность верхней части
междупластья Красный-1 — Красный-П (третий и четвертый
«коржи») равна 0,7 м. Содержание нерастворимого остатка
(н. о.) в пласте составляет 3,25 %. Средний удельный вес пород
у=0,021 МН/м3. Технологический срок службы выработок Тсл
составляет 0,25 год.
Выработки пройдены на глубине Н = 350 м.
238
По исходным данным рассчитаем значения всех параметров,
входящих в формулу (6.19):
——— = 0,79 —см. табл. 6.18.
ссж
hH = h3 = 0,25 м, n\ = h\+h2~Q,4 м, /гв=1,6 м, Ар = 1,2 м — см.
табл. 6.16.
-^2-= 0,208, т — 2 (Ав — /гр _ j 50
ЛР hB hB ’ ’
о = 24 МПа,
Кн.о=1,2 — см. табл. 6.13.
? И
7//пр = ^-^а/<н.0 = 22,75 МН-м2.
асж
Определим время устойчивого состояния незакрепленных вы-
работок по формуле (6.19):
Гр = 136 (0,208)0’175 X (- 4,121 X 0,79 - 0,197 X 1,50) =
= 136 X 0,76 X 0,0286 = 2,96 год.
Таким образом, вне зоны влияния узла сопряжения выработ-
ки могут эксплуатироваться без крепи, так как 7’р>7’Сл =
= 0,25 год.
Определим размеры области взаимовлияния выработок, в ко-
торой не обеспечивается устойчивость без крепи в течение срока
службы.
В зоне влияния узла сопряжения уровень действующих на-
пряжений q определяется по формуле:
т ^пР
(6.54)
где значение определяется по номограмме (рис. 6.30) с уче-
том табл. 6.23.
Вычислим время устойчивого состояния Тр для различных
значений Lc и сведем результаты в табл. 6.24.
Таблица 6.24
К определению гс для условий примера
Расстояние сечения от узла сопряжения, Lc, м Коэффициент прнгрузкн Кс Уровень напряже- ний q Продолжительность устойчивого состоя- ния Тр, год
0 3,78 2,99 3,4-lOr4
1 1,92 1,52 6,1,5
2 1,46 1,15 0,67
239
Из табл. 6.24 видно, что условие Tp(q) <ТСЛ = 0,25 год выпол-
няется для сечений, удаленных от узла сопряжения на расстоя-
ние, меньшее 2 м. Итак, гс = 2 м.
Определим высоту h зоны возможного обрушения. Значение
находим по формуле (6.30) /гсл = 0,6 м.
Тогда
Л = тах(Лсл, Лн) =тах (0,60; 0,25) =0,60 м.
Схема работы крепи — «подвешивание». Тип крепи — клино-
распорная или винтовая.
Определим длину анкеров:
I = in + 4 + 4 = 4 + h + 4 = о,о5 + 0,60 +;о,35 = 1,00 м.
Итак, длина анкеров /=1 м.
Определим расчетное расстояние ар между анкерами в ряду.
Принимаем ^=l,5 (см. табл. 6.22)
ар = min (at, а2),
а2 = 3,3/4 = 3,3)40^5 = 1,65 м.
Для клинораспорных анкеров
1Г 0,05 _ . „„
а^—у 0,021X0,6X1,5 —
Для винтовых анкеров
а __1/_______0^085_______2 12
ai~y 0,021X0,6X1,5 —
Примем в обоих случаях а = 1,60 м.
Определим число анкеров в 1-м ряду. Так как Тсл — 0,25 год<
<5 год, примем L\ = L3, L3=4,7 м — см. табл. 6.23.
=—-----1, так как Тел <5 лет.
“р
Для клинораспорных анкеров
Л1 — 1 = 1,90 л, = 2.
1 1 ,о2 1
Для винтовых анкеров
п, °° --1 = 1,85 Л] = 2.
* 1,00 1
Итак, принимаем в первом расчетном сечении два анкера.
Расстояние до второго ряда анкеров Ci определим по форму-
ле (6.50).
Для клинораспорных анкеров
_ б(л1 + 1) _ 0.05(2 + 1) _ 1 м
4 ~ loiKLi ~~ 0,6x0,021x1.5x4,7 —
Для винтовых анкеров
_ _ 0 (/»! + 1) __ 0.085 (2 + 1) _ о Я7 м
1 ~ loiKL — 0,6 х 0,021 X 1,5 X 4,7
240
Так как гс = 2 м, то для случая применения клинораспорных ан-
керов установим второй ряд анкеров на расстоянии ci = l,6 м от
первого. Для случая применения винтовых анкеров второй ряд
анкеров не нужен, так как по формуле (6.52)
Z.c2 = 0,70 + Cj =0,70 + 2,87 = 3,57 м > гс = 2 м.
Определим число п2 клинораспорных анкеров во втором ряду.
Вычислим размер L2 по формуле (6.51):
= -2t?,tg4 = ^i-2c, tg^- = 4,7 — 2 X 1,6X0,414 =
= 4,7- 1,32 = 3,37 м.
L2 3,37
йр ~ 1,62
1 =1,08.
Примем п2= 1, так как значение С\ принято с запасом. Вычислим
Lc 2 по формуле (6.52):
Ас2 = 0,70+ 1,60 = 2,30 м.
Так как Lc2>r=2 м расчет прекращаем. Для случая приме-
нения клииораспорных анкеров принимаем два ряда анкеров.
Рассчитываем время устойчивого состояния Тра — первого
расчетного сечения по формуле (6.28).
Примем /= 1,6 м, а = с= 1,6 м, Л = 2 м, Lc i =0,7 м.
Для клинораспорной крепи (р = 0,03 МН).
7’ра = 40-ехр[-3,75 X 0,79 - 0,197Х 1,50] X
2,82 + 2,8x41
1 + 32,5 X
2 X 0,03/1,6 х 1,6 ’
22,75
= 40 X 0,0015 X 3,72 X 1,033 =
= 0,23 год ж 84 сут.
Для винтовой крепи (р = 0,05 МН)
Гра = 40- ехр (— 3,75 X 0,79 — 0,197 X 1,50) X
X [2,82+ 2,844
1,4(^)* 2]Х[1 + 32’5Х
2 х °’^’6 х 1,6 | = 40 X 0,0015 X 3,72 X 1,056 =
/ О I
— 0,24 год « 88 сут.
Таким образом, в обоих случаях анкерная крепь обеспечи-
вает устойчивое состояние самого опасного сечения сопряжения
выработок в течение технологического срока службы. Паспорт
крепления сопряжения показан на рис. 6.32. Длина анкеров
I— 1 м.
16 Зак. 1Б7 241
Рис. 6.32. Схема расположе-
ния анкеров иа сопряже-
ния:
а — клинораспорные анкеры; б —
винтовые анкеры
6.10.5. Методика расчета времени устойчивого
состояния выработок с вертикальной
разгрузочной щелью в кровле
Разгрузочные щели получили широкое применение как один из
способов охраны горных выработок, суть которых состоит в из-
менении формы поперечного сечения выработки. При наличии
разгрузочных щелей происходит перераспределение напряжений
в массиве, окружающем выработку: контур выработки разгру-
жается от напряжений, а их максимум переносится на конец
щели.
Время устойчивого состояния выработки с вертикальной ще-
лью шириной ащ = 0,14 м в ее кровле определяется по формуле:
Тра1^Тр.Кь-Кы, (6.55)
где Тр — продолжительность устойчивого состояния выработки
аналогичной формы, пройденной в аналогичных горно-геологи-
ческих условиях, но без щели в кровле, которое определяется по
формуле (6.19), год; ТРщ — продолжительность устойчивого со-
стояния выработки с вертикальной щелью в кровле, год; Кф—
коэффициент формы, зависящий от формы выработки; К—ко-
эффициент, зависящий от отношения мощности пласта к высоте
выработки.
Установлены корреляционные зависимости:
АГФ = С1 + (1 — Ci) ехр [с2 (Лш/2/?ВГ], (6.56)
Кт — ехр (0,1 m/kB), (6.57)
где — высота щели, м; hB— половина высоты выработки, м;
Ci (i=l,3)—коэффициенты, значения которых приведены в
табл. 6.25.
Таблица 6.25 __
Значения коэффициентов ci (1= 1,3) в формуле (6.56)
Тип комбайна, площадь поперечного сечения выработки, м2 Cl С2 Сз
ПК-8, 8,9 1,70 —5,50 0,50
«Урал-ЮКС», 10,2 1„65 —8,,50 1,00
«Урал-2ОКС», 13,4 1,83 —6,70 1,00
«Урал-20КС»„ 15,3 1,88 -6,15 1,00
«Урал-ЮКС», 17.,9 1,96 —5,40 1,00
«Урал-20КС», 20,2 2,00 —5,00 1.00
242
На рис. 6.33 показан график зависимости коэффициента Кф
от относительной высоты щели h^/2hB для случая выработок,
пройденных одним ходом комбайна. Очевидно, что Лфе (1,5; 2),
т. е. коэффициент Кф изменяется в пределах от 1,5 до 2.
На рис. 6.34 показан график зависимости коэффициента
от m!2hB. Очевидно, что Кте(1: 2).
На рис. 6.35 приведены графики зависимости коэффициента
ЛГЩ=^Ф-ЛГТ от факторов Лщ/2/Ib и zn/2/iB.
Очевидно, что в слоистом массиве с увеличением отношения
мощности слоя т и высоты выработки 2hB эффективность ще-
левой разгрузки как способа охраны выработок возрастает. Для
каждого комбайного сечения (формы выработки) существует
рациональная высота щели. Дальнейшее увеличение высоты Лщ
нерационально. Например, для выработки, пройденной комбай-
ном ПК-8, Лщ = 0,2• 2hB = 0,2• 3,2~0,5 м (см. рис. 6.35,а).
7. ТЕХНИКО-ЭКОНОМИЧЕСКИЙ АНАЛИЗ
ТЕХНОЛОГИЙ ВЕДЕНИЯ ГОРНЫХ РАБОТ
7.1. АНАЛИЗ ПОКАЗАТЕЛЕЙ ТРУДОЕМКОСТИ ДОБЫЧИ
СИЛЬВИНИТОВОЙ РУДЫ*
7.1.1. Общие сведения о видах трудоемкости
Особая роль в новых условиях хозяйствования отводится нату-
ральным и трудовым показателям. В горной промышленности,
характеризующейся повышенными затратами живого труда и
однородностью выпускаемой продукции, особый интерес пред-
ставляет использование показателя трудоемкости. Трудоемкость
выпуска продукции является продуктом использования трудо-
вого метода при исчислении производительности труда. Она не-
посредственно характеризует результативность затрат живого
труда и степень использования рабочего времени.
В общем виде трудоемкость добычи руды определяется сум-
мой всех затрат живого труда на 1000 т добытой руды
Г = 3/Д, (7.1)
где 3 — суммарные затраты рабочего времени на добычу руды
за анализируемый период; D — общий объем добытой руды.
Для калийных рудников Верхнекамского месторождения раз-
работана специальная методика учета трудозатрат и определе-
ния трудоемкости [4], содержащая последовательность рас-
чета и состав показателей трудоемкости по процессам и подраз-
делениям этих рудников.
* В составлении раздела принимал участие С. П. Демб.
16* 243
Рис. 6.33. Зависимость коэффициента
повышения времени устойчивого со-
стояния выработки Кф от отношения
высоты щели к высоте выработки
5^"— при ширине щели ащ = 0,14 м:
2 л и
/ — комбайн «Урал-ЮКС» (S=10,2 м2); 2 —
«Урал-20КС» (S-20.2 м2)
Рис. 6.34. Зависимость коэффициента
Кт от отношения мощности пласта к
высоте выработки т/2Лв
6
Рис. 6.35. Зависимость /гщ от отношения высоты щели к высоте выработки
Лщ/2/1в при zn/2/iB:
а — комбайн ПК-8; б — «Урал-20КС»
Под трудоемкостью добычи на руднике (полная трудоем-
кость) понимается сумма всех затрат живого труда на добычу
единицы полезного ископаемого, т. е. полная трудоемкость (Тп)
суммирует затраты труда всех категорий работников промыш-
ленно-производственного персонала (ППП) рудника
Тп = Тпр + Ту, (7.2)
где Т„р — производственная трудоемкость; Ту — трудоемкость
управления производством.
Производственная трудоемкость включает общие затраты
труда основных и вспомогательных рабочих всех подразделений
рудников и выражается формулой
Тпр = Т'техн + Л>бс, (7-3)
где Гтехн — технологическая трудоемкость; Тобс — трудоемкость
обслуживания.
244
Трудоемкость управления определяется затратами труда всех
других категорий ППР-ИТР, служащих, МОП, охраны, учени-
ков.
Технологическая трудоемкость характеризуется затратами
труда основных рабочих, осуществляющих технологическое воз-
действие на предмет труда:
Ттехн == Л:д + Т'повр > (^-4)
где Тед, Тповр — затраты труда основных рабочих-сдельщиков и
повременщиков на 1000 т добываемой руды. При расчете Ттехн
учитываются затраты труда основных рабочих только тех про-
цессов и подразделений, которые непосредственно связаны с ко-
нечным результатом деятельности рудника — рудой. К ним от-
носятся процессы: добычи руды (горные участки), подготовки,
транспортирования, подъема и размола руды.
В составе технологической трудоемкости для горных участ-
ков по формуле (7.1) рассчитывается забойная трудоемкость Т3.
В этом случае учитываются затраты рабочего времени рабочих
очистной бригады (забойной группы) и объемы добытой этой
группой рабочих руды.
Трудоемкость обслуживания производства включает затраты
труда вспомогательных рабочих, разделенных на две группы.
К. первой группе отнесены вспомогательные рабочие основных
процессов, ко второй — все рабочие участков и общерудничных
служб, занятых обслуживанием производства.
Показатель трудоемкости более удобен для целей анализа,
чем производительность труда, так как он позволяет расчленять
суммарные затраты труда на руднике в целом по отдельным
процессам, подразделениям, профессиям, группам рабочих и
представлять итоговую трудоемкость в виде простой суммы по-
казателей. Это позволяет выявлять процессы с повышенной тру-
доемкостью, определять долю трудоемкости отдельных процес-
сов в общерудничной, рассчитать роль каждого изменения тру-
доемкости по процессам в итоговом повышении или снижении
полной трудоемкости.
7.1.2. Динамика уровня производительности
труда по калийным объединениям и рудникам
(1980—1987 гг.)
В калийной промышленности показатель трудоемкости, несмо-
тря на его большие возможности, пока еще не нашел широкого
применения, поэтому динамические ряды приведены для пока-
зателей производительности труда. Достигнутый уровень произ-
водительности труда по сильвинитовой руде в основных объеди-
нениях отрасли в 1980—1987 гг. показан в табл. 7.1, 7.2, 7.3.
Расчеты показывают, как дифференцируются уровни трудо-
емкости в зависимости от конкретных условий эксплуатации
рудников. Близкими по уровню производственной трудоемкости
245
Таблица 7.1
Производительность труда в расчете на одного работающего
по калийным рудникам
Предприятия Добыча руды в натуре, т
1980 1983 1985 1987
ПО «Уралкалий» 3990 4674 5125 4825
БКПРУ-1 3571 3519 3868 4259
БКПРУ-2 4550 5935 6110 6554
БКПРУ-3 3966 4942 5799 —
БКЗ-4 — 3648
ПО «Сильвинит» 3369 3945 4348 15292
СКПРУ-1 1679 2730 2923 2795
СКПРУ-2 4655 5382 5234 6063
СКПРУ-3 1853 4692 6874
ПО «Белорускалий» 5586 6027 6305 6957
Таблица 7.2
Производительность труда рабочих калийных рудников
Предприятия Добыча руды в натуре, т
1980 1983 1986 1987
ПО «Уралкалий» 4656 5577 5954 5597
БКПРУ-1 4084 4017 4424 4899
БКПРУ-2 5378 7110 7232 7603
БКЗ-4 — 4292
ПО «Сильвинит» 3,934 4545 5086 6236
СКПРУ-1 2179 3105 3348 3274
СКПРУ-2 5470 6255 6100 7166
СКПРУ-3 — 2156 5678 8117
ПО «Белорускалий» 6668 7244 7500 8262
находятся рудники СКПРУ-2 и СКПРУ-3, практически в два
раза превышает этот уровень трудоемкость добычи на руднике
СКПРУ-1. Объективно это связано с рядом причин:
длительный период эксплуатации (СКПРУ-1—55 лет,
СКПРУ-2 — 15 лет, СКПРУ-3 — 5 лет); реконструкция производ-
ственной базы; электровозная откатка; применение вариантов
технологии с буровзрывными работами.
Для более детального анализа по рудникам все причины
(факторы), объективно снижающие (знак «минус») или повы-
шающие уровень трудоемкости (знак «плюс»), сведены в
табл. 7.4. Количественное различие в этих уровнях приведено
в табл. 7.5, где за 100 % принята наиболее низкая трудоемкость
рудника СКПРУ-3. Наибольшей трудоемкостью (см. табл. 7.5)
246
Таблица 7.3
Производительность труда забойных рабочих
калийных рудников по годам, тыс. т
Предприятие, рудник 1980 1983 1985 1987
ПО «Уралкалий» 15,71 2 3„34 25,86 2,7,25
БКПРУ-1 15,1,8 21,05 23,84 26,95
БКПРУ-2 18,16 27,09 27,27 29,58
БКЗ-4 — — — 23,64
ПО «Сильвинит» 15,01 20,3 20,96 23,06
СКПРУ-1 12,05 20,89 20,50 25,18
СКПРУ-2 16,41 22,74 21,43 22,64
СКПРУ-3 — 7,85 20,46 29,08
ПО «Белорускалий» 21,57 24,43 24,64 28,66
Таблица 7.4
Основные причины в различии уровней трудоемкости по рудникам
Процессы, подразделения Причины повышения ( + ) и снижения трудоемкости (—)
СКПРУ-1 СКПРУ-2 СКПРУ-3
Добыча Сложные горно- геологические условия ( + ), 20 % выемки с по- мощью БВР ( + ) Сложные горно- геологические ус- ловия ( + ), 17 % выемки с помощью БВР (+) Сравнительно спо- койное залегание пластов (—), от- сутствие буро- взрывной выемки (—), отработка только двух про- мышленных плас- тов (—.). Панель- но-блоковая под- готовка (—)
ВРТ Электровозная откатка, протяжен- ность 10,5 км ( + ) Конвейерный транспорт, протя- женность 8,5 км (±) Конвейерный транспорт, протя- женность 4,4 км (-)
Подъем Двухскиповой подъем 22т Х2 ( + ) Четырехскиповой подъем 22 тх4 (-) Четырехскиповой подъем 22 тХ4 (-)
Размол 4 дробилки СМ-170,, 5 кон- вейеров, протяжен- ность 210 м Тракт подачи ру- ды более 2 км (+) 6 дробилок СМ-170, 15 кон- вейеров, протя- женность 1120м (±) 10 дробилок СМ-170„ 14 кон- вейеров, протя- женность 2140 м (±)
247
Таблица 7.5
Сравнительный анализ показателей трудоемкости
по рудникам
Процессы, подразделения Доля трудоемкости по процессам, % Сравнение трудоемкости по рудникам, %
СКПРУ-1 СКПРУ-2 СКПРУ-З СКПРУ-З СкПРУ-2 СКПРУ-1
Добыча 32,6 40,7 37,5 1,00,0 120,4 285,1
ВРТ 15,3 н„з 13,8 1'00,0 90,,5 234,9
Подъем 6,2 6,3 9,8 1'00,0 71,5 134,0
Размол 9,3 6,6 7,4 100,0 101,5 272,7
Обслуживание, процессы 36,6 35,0 31,5 100,0 123,2 247,3
в том числе: ПЭММ 5,7 5,6 5,5 100,0 111,9 255,4
МПУ (РМУ) 5,8 8,3 2,4 100,0 38,1,8 588,6
УАПП, УБВСиП 3,0 2,5 4,2 100,0 64,9 174,0
УСТиД 10,0 1,1,0 100,0 100,5 —
БВР 3,2 3.2 1,5 IOOjO 232,1 507,1
ГМС 0,8 4,5 2,9 1'00,0 59,6 73,1
Ламповая, венти- ляция 4,2 4,0 3,9 100,0 112,7 2,67,6
характеризуются процессы добычи и обслуживающие процессы.
Среди последних значительными трудовыми затратами выделя-
ются подразделения ПЭММ, УСТиД, МПУ (РМУ).
Самой низкой трудоемкостью из выделенных вариантов ха-
рактеризуется первый вариант — выемка пласта Красный-Н
комбайном «Урал-20КС». Далее примерно на одном уровне сле-
дуют другие варианты выемки пласта Красный-П и вариант от-
работки пласта АБ комбайном «Урал-20КС». Повышенная тру-
доемкость отработки пластов АБ и В объясняется прежде всего
более сложными горно-геологическими условиями. Из-за интен-
сивности складчатости этих пластов здесь сохраняется трудоем-
кий буровзрывной способ добычи.
Выполненные расчеты позволяют ранжировать технологиче-
ские варианты выемки по уровню трудоемкости, проводить срав-
нительный анализ однотипных вариантов на различных рудни-
ках, выявлять и устранять причины высоких колебаний забой-
ной трудоемкости.
Наибольший прирост производительности труда забойных ра-
бочих за этот период достигнут в объединении «Уралкалий», да-
лее следуют объединения «Сильвинит» и «Белорускалий». В то
же время, в объединении «Белорускалий» достигнута самая вы-
сокая выработка на одного забойного рабочего в абсолютном
выражении — 28 658 т. Повышенная выработка забойных рабо-
чих в объединении «Белорускалий» объясняется более благопри-
248
ятными условиями разработки и применением только машинных
способов выемки, в том числе и механизированных комплексов.
Данные по приросту производительности труда дополнительно
иллюстрируются информацией об удельном весе отдельных ка-
тегорий работающих, представленной в табл. 7.6. Так, высокий
прирост выработки на одного забойного рабочего в ПО «Урал-
калий» достигнут и за счет снижения доли забойных рабочих
с 25,0 до 17,9 %.
Если рассмотреть уровень прироста производительности тру-
да от забоя до рудника (на одного забойного рабочего, на од-
ного работающего) за рассматриваемый период, то в Белорус-
сии он изменяется незначительно: 24,5—23,9 — 32,9 % (см.
табл. 7.1, 7.2, 7.3).
На Верхнекамском месторождении наблюдается значитель-
ное понижение прироста производительности труда при переходе
от расчета ее на одного забойного рабочего к расчету на одного
рабочего. В объединении «Уралкалий» этот прирост уменьшает-
ся более чем в 3,5 раза (73,5—21,0 %); в объединении «Сильви-
нит» в 1,5 раза. Такой факт говорит о наличии значительных
резервов в повышении эффективности работы подразделений,
обеспечивающих процесс добычи калийных руд в этих объедине-
ниях.
7.1.3. Производствеииая трудоемкость добычи
калийных руд
В табл. 7.7 приведены результаты расчетов трудоемкости по
процессам и подразделениям на примере калийных рудников ПО
«Сильвинит» за 1987 г., а на рис. 7.1 уровень трудоемкости до-
бычи по процессам показан графически в виде диаграмм.
7.1.4. Анализ трудоемкости основного
технологического процесса по вариантам выемки
Повышенное внимание к основному технологическому процес-
су— процессу добычи — обусловлено не только самой высокой
трудоемкостью этого процесса, но и тем, что здесь формируются
основные результаты хозяйственной деятельности рудника.
Наличие множества вариантов камерной системы разработки
Верхнекамского месторождения обусловлено широким спектром
горно-геологических условий. Для каждого из действующих ва-
риантов выемки рассчитаны показатели забойной трудоемкости,
отражающие трудозатраты рабочих очистных бригад на 1000 т
добываемой руды, работающих по данному варианту. Расчеты
выполнены на примере рудников ПО «Сильвинит» (данные
1987 г.), результаты сведены в табл. 7.8.
249
Таблица 7.6
Доля отдельных категорий работающих (числитель) в общей численности
промышленно-производственного персонала рудников, %
(в знаменателе — доля рабочих забойной группы, %)
Предприятия Рабочие ИТР и прочие категории
1980 1985 1987 1980 1985 1987
ПО «Уралка- лий» 85,9 86,3 86,4 14,1 13,7 13,6
25,0 19,8 17,9
БКПРУ-1 87,4 87,4 86,9 12,6 12,6 13,1
23,5 16,2 15,8
БКПРУ-2 84,6 84,5 85,8 15,4 15,5 14,2
25.,0 22,4 22,3
БКЗ-4 85,0 15,0
15,4
ПО «Сильви- нит» 85,6 857 84,2 14,4 14,3 15,8
21,6 20,0 23,1
СКПРУ-1 86,2 87,3 84,3 13,8 12,7 15,7
15,6 14,2 13,1
СКПРУ-2 85,1 85,8 84,5 14,9 14,2 15,5
28,4 24,4 26,3
скпру-з 82,6 83,9 17,4 16,1
22,9 23,6
ПО «Белорус- калнй» 84,0 83,7 84,2 16,0 16,3 15,8
28,9 27,2 24,3
Таблица 7.7
Трудоемкость добычи по процессам и подразделениям
на примере рудников ПО «Сильвинит», чел.-ч/1000 т
Процессы, подразделения СКПРУ-1 СКПРУ-2 СКПРУ-3
1985 1987 1985 1987 1985 1987
Процесс добычи 111.,8 1,26,2 95,7 82,2 92,3 68,3
ВРТ 74,2 59,2 23,8 22,8 31,9 25,2
Подъем 24,6 24,0 16,2 12,8 33,4 17,9
Размол 41,9 36,0 19,1 13,4 24,7 13,2
Обслуживаю- щие процессы 149,2 142,0 67,3 70,7 66,2 57,4
Всего 401,7 3,87,4 222,1 201,9 249,1 182,0
250
Рис. 7.1. Структура трудоемко-
сти добычи сильвинитовой ру-
ды по рудникам ПО «Сильви-
нит» (1987 г.), чел.-ч/1000 т:
1 — добыча; 2 — ВРТ; 3 — подъем;
4 — размол; 5 — обслуживающие
процессы
Таблица 7.8
Трудоемкость (числитель), (чел.-ч/1000 т) и производительность труда
рабочих очистного забоя (т/чел.-смеиу) для вариантов по рудникам
ПО «Сильвинит»
Пласт, комплекс, оборудование СКПРУ-1 СКПРУ-2 СКПРУ-3
размах колебаний по меся- цам средне- взвешен- ное значе- ние размах колебаний по меся- цам средне- взвешен- ное значе- ние размах колебаний по меся- цам средне- взвешен- ное значе- ние
Красный-П, «Урал-20КС» 27,8 41,5 20,5 33,9 31,1 31,1
60 110,3 53,0
Красный-П, «Урал-1ОКС» 42;,4 47,9 42,1 63,3
59,2 87,2 30,5 44,2
Красный-П, ПК-8М
62,4
Красный-П, БВР и самоходное оборудование 24,3 41,4
83,7
АБ, «Урал-20КС» 43,2
74,8
АБ, «Урал-1 ОКС» 62,1 84,5 31,7 61,9 42,6 49,1
112,8 134,8 63,5
АБ, БВР, н само- ходное оборудо- вание АБ, БВР и скре- перная уборка 42,3 73,5
72,0 93,6 112,5
120
В, «Урал-2ОКС» 32,4 61,5
114,3
В, БВР и скрепер- ная уборка 71,4 96,4
124,7
АБ+В, БВР и скреперная уборка 64,3 91,1
124,6
251
g Таблица 7.9
to
Зависимости производительности комбайновых комплексов (q) от объема добытой ими руды с начала эксплуатации (Q)
и численности бригад (N). тыс. т/мес
Рудник Пласт Тип комбайна Объем выборки Множествен- ный коэффи- циент корре- ляции Вид зависимости
770 «Уралкалий»
БКПРУ-1 Красный-П «Урал-20КС» S=20,2 м2 27 0,93 <7* = 2,537V—3,3- 10-3Q+6,7- 10~6-Q2— —1 • lO-WQ (7.6)
БКПРУ-1 Красный-П «Урал-20КС» 5=17,9 м2 53 0,95 ?=3,07V—5|,3- 10-3Q—3,3- 10-6-Q2+ + 1-1Q-WQ (7.7)
БКПРУ-1 Красный-П «Урал-2ОКС» 5= 15,3 м2 47 0,97 <7=3,9A'—3,3- 10.-WQ (7.8)
БКПРУ-1 Красный-И «Урал-ЮКС» S = 10,2 м2 85 0,96 ?=2,547V+2,6- 10-2Q—2,3- 10-5Q2— —1-10-WQ (7.9)
БКПРУ-1 Красный-П ПК-8М 49 0,97 <7=3„37A+5- 10~3Q—1 • 1O-5Q2+ + 1-10-WQ (7.Ю)
БКПРУ-2 Красный-П «Урал-2ОКС» 207 0,95 q = 3.,lN+1,4- 10~2Q—6,7- 1O~6Q2— —1,310-WQ (7.П)
БКПРУ-2 АБ ПК-8М 271 0,95 <7=2,27V+3,3 • 10~3Q + 1 10~5Q2 + 4-6,7- 10~WQ (7.12)
БКЗ-4 — «Урал-20КС» 5=15,3 н 17,9 м2 (подготовительные работы) 770 «Сильвин ит» q= l,537V+7,3- 10-3Q—1 • 1O~37VQ (7.13)
СКПРУ-2 Красный-П «Урал-20КС» S=20,2 м2 154 0,95 <7=3,977—3,4- 10~2Q+3,3- 1O~6Q2+ 4-3,7-10"3ArQ (7.14)
СКПРУ-2 Красный-П «Урал-2ОКС» 5= 15,3 м2 58 0,97 <7 = 3,07V—1,7- 10r5Q2+ 1,7- l.O^Q (7.15)
СКПРУ-2 АБ «Урал-ЮКС» 229 0,93 9 = 2,237V-l„7-10-2Q—3-10-6-Q2 + + 2,7-1O“3AQ (7.16)
СКПРУ-3 — «Урал-20КС» S=15,2 и 17,9 м2 и 20,2 75 0,94 q=2, IN—2 10-5Q24-3 • 10~3AQ (7.17)
СКПРУ-3 — «Урал-ЮКС» S=10,2 м2 201. 0,96 <7= 1.87V+3,9- 1O-2Q-1,67- 1O-3Q2— -2,67- 10-WQ (7.18)
Примечания:? — производительность комбайновых комплексов, тыс. т/мес; Q — суммарный объем руды, добытой комплексом с начала
эксплуатации комбайна, тыс. т; /V — численность бригады, человек.
7.1.5. Анализ производительности труда
при ведении очистных работ
Основной объем руды на рудниках ПО «Уралкалий» и «Силь-
винит» добывается с применением комбайновых комплексов
«Урал-20КС», «Урал-ЮКС» и ПК-8М.
Производительность труда рабочих комбайновых бригад в
значительной мере зависит от горно-геологических условий за-
легания сильвинитовых пластов (мощность, складчатость и газо-
носность пласта, устойчивость пород кровли), технических пара-
метров комбайнов и их состояния, участкового и общеруднич-
ного транспорта и организационных факторов (численность и
квалификация бригад).
Правильная оценка значения отдельных влияющих факторов
и соответствующая реакция на их изменение позволяют более
эффективно использовать горную технику и обеспечивают дости-
жение более высоких технико-экономических показателей и, в
первую очередь, производительность труда.
С целью количественной оценки влияния отдельных факторов
на значения производительности труда выполнен многофактор-
ный регрессионный анализ статистических данных работы ком-
байновых бригад по рудникам объединений с установлением
зависимостей вида
<e=/(MQ), (7.5)
где q — производительность комбайнового комплекса, тыс. т/мес;
N — численность бригады; Q — общий объем добычи руды ком-
байном с начала эксплуатации, тыс. т.
Всего проанализировано 1548 квартальных показателей ра-
боты комбайновых бригад за период 1983—1988 гг. с разделе-
нием по рудникам, пластам, видам работ (подготовительные,
очистные) типам и типоразмерам комбайнов.
Регрессионные зависимости производительности комбайнов
от численности бригад и общих объемов добычи руды с начала
эксплуатации приведены в табл. 7.9.
Анализ многофакторых регрессионных зависимостей показы-
вает, что производительность комбайновых комплексов в зависи-
мости от общего объема отбитой ими руды (срока службы)
имеет тенденцию в начальный период эксплуатации (до 200—
400 тыс. т) к росту, а затем (при достижении объема отбойки
около 600—800 тыс. т) — к снижению (рис. 7.2 и 7.3).
На рудниках ПО «Уралкалий» (см. рис. 7.2) наиболее резкое
снижение производительности при наработке комбайном
800 тыс. т характерно для «Урал-ЮКС» (20 %). Комбайны типа
«Урал-20КС» снижают свою производительность на 20 % при
наработке объемов около 1,0—1,1 млн. т. Комбайны ПК-8М за-
нимают промежуточное значение и снижение их производитель-
ности на тех же 20 % происходит при наработке 900 тыс. т.
254
?лыс.т/мес
у,тыс.т/мес
Рис. 7.2. Зависимость производитель-
ности комбайновых комплексов (q)
от общего объема отбитой руды с
начала их эксплуатации на рудниках
ПО «Уралкалий» (Q):
1 — «Урал-20КС», S=17,9 м2; БКПРУ-1,
пл. Красный-П, Л1=8; 2 — «Урал-20КС>,
S—17,9 м2; БКПРУ-2, пл. Красный-П, Л1=8;
3 — ПК-8, БКПРУ-2, пл. АБ, М=8; 4 —
«Урал-ЮКС», БКПРУ-1, пл. Красный-П,
Л1=6
Рис. 7.3. Зависимости производитель-
ности комбайновых комплексов (q)
от общего объема отбитой руды с на-
чала их эксплуатации (Q) на рудни-
ках ПО «Сильвинит»
1-«Урал-20КС», S-15,3 м2, СКПРУ-2,
пл. Красный-П, Л1=8 чел.; 2 — «Урал-
20КС», S-15,3 м2, СКПРУ-2, пл. Крас-
ный-П, W—6 чел.; 3 — «Урал-ЮКС»,
СКПРУ-2, пл. АБ, N-6 чел.
На рудниках ПО «Сильвинит» характер зависимостей про-
изводительности комплексов от объемов отбитой ими руды
имеют аналогичную картину.
Максимальная производительность комплексов обеспечивает-
ся при объемах 200—600 тыс. т. После достижения 600 тыс. т
для всех комбайновых комплексов отмечается снижение их про-
изводительности, причем наиболее значительное снижение имеет
место при меньшей численности бригад (6 и менее человек).
Снижение производительности комплексов на 20 % происходит
при наработке комбайнами типа «Урал-20КС» объемов 800—
900 тыс. т. Комбайны «Урал-ЮКС», работающие на пласте АБ,
снижают свою производительность на 20 % при наработке объ-
емов около 900 тыс. т.
Значительное влияние на производительность комплексов
оказывает численность бригад, причем если производительность
комплексов во всех случаях растет, то однозначного ответа в
отношении производительности труда рабочих с изменением чис-
ленности бригад нет.
В ПО «Уралкалий» при применении комбайнов типа
«Урал-20КС» с увеличением численности бригад на руднике
БКПРУ-1 имеет место значительное увеличение производитель-
ности труда (рис. 7.4). В то же время на руднике БКПРУ-2 при
применении этого же типа комбайнов происходит значительное
снижение производительности труда. Увеличение численности
бригад, работающих на комбайновых комплексах «Урал-ЮКС»,
на руднике БКПРУ-1 вызывает снижение производительности
труда. Наоборот при применении комбайна ПК-8М производи-
тельность растет.
В ПО «Сильвинит» увеличение численности бригад во всех
случаях обеспечивает повышение производительности труда
(рис. 7.5).
Причины неоднозначного влияния численности бригад на про-
изводительность труда рабочих следует искать в первую оче-
255
Рис. 7.4. Зависимости производитель-
ности труда рабочих очистного забоя
(q) от численности комбайновых
бригад (А) на рудниках ПО «Урал-
калий»:
1— «Урал-20КС», S-17.3 м2, БКПРУ-1,
пл. Красный-П; 2 — «Урал-20КС», БКПРУ-2,
пл. Красный-П; 3 — ПК-8М, БКПРУ-2,
пл. АБ; 4 — «Урал-ЮКС», БКПРУ-1,
пл. Красный-П
о’.тыс.т/мес
Рис. 7.5. Зависимости производитель-
ности труда рабочих (q) от числен-
ности комбайновых бригад (N) на
рудниках ПО «Снльвнннт»:
1 — «Урал-20КС», S-20,2 м2, СКПРУ-2,
пл. Красный-П; 2—«Урал-20КС», S —
= 15,3 м2, СКПРУ-2, пл. Красный-П; 3 —
«Урал-ЮКС», СКПРУ-2, пл. АБ, N = 6 чел.
редь в организации труда и обеспечении должного технического
обслуживания и ремонта горной техники.
Вывод об оптимальной численности бригад и рациональном
сроке службы комбайновых комплексов (объеме добываемой
комбайном руды) может быть сделан только после соответ-
ствующей экономической оценки.
7.2. АНАЛИЗ СЕБЕСТОИМОСТИ ДОБЫЧИ
СИЛЬВИНИТОВОЙ РУДЫ
В системе стоимостных оценок, используемых в планировании
и управлении народным хозяйством, одно из ведущих мест зани-
мает показатель себестоимости продукции.
Значение этого показателя постоянно растет в связи с необ-
ходимостью рационального использования материальных, трудо-
вых и финансовых ресурсов, предупреждения и ликвидации не-
производительных потерь и расходов. По существу себестои-
мость продукции — важнейший показатель, обобщающий как с
количественной, так и с качественной точки зрения результаты
работы предприятий. Показатель себестоимости в сегодняшних
условиях хозрасчетных отношений приобретает еще большее
значение в связи с необходимостью более эффективного исполь-
зования материальных и трудовых ресурсов.
256 . j
7.2.1. Динамика уровня себестоимости добычи
сильвинитовой руды по калийным объединениям
и рудникам (1980—1988 гг.)
Фактическое значение себестоимости добычи сильвинитовой руды
по объединениям и рудникам за период 1980—1988 гг. приведе-
но в табл. 7.10.
В соответствии с понятием показателя себестоимости пред-
приятия стремятся к его снижению, т. е. к минимуму материаль-
ных затрат на производство продукции.
Из табл. 7.10 видно, что по рудникам прослеживается общая
тенденция к снижению себестоимости. Исключение составляет
БКЗ-4, находящийся в стадии освоения проектной мощности и
рудник СКРУ-1, на котором, начиная с 1985 г., происходит уве-
личение себестоимости добычи руды, что можно объяснить рез-
ким увеличением непроизводительных затрат (закладка), раз-
бросанностью фронта очистных работ и устаревшим оборудо-
ванием.
В целом себестоимость добычи 1 т руды колеблется по руд-
никам в пределах 2—3 руб., наиболее низкая себестоимость
руды на руднике СКПРУ-2 (1,96 руб.).
7.2.2. Анализ себестоимости добычи руды
при комбайновой выемке
Себестоимость добычи руды при применении комбайнов в зна-
чительной мере зависит наряду с горно-геологическими условия-
ми ведения очистных работ от технического состояния комплек-
сов, организации работ, режима работы предприятия и др.
Особый интерес для горняков представляет количественная
оценка влияния на себестоимость добычи руды, состояния гор-
ной техники и организация работ. Состояние техники в первую
Таблица 7.10
Себестоимость добычи 1 т руды на калийных рудниках
и в производственных объединениях (руб.), по годам
Предприятия 1980 1983 1985 1987 1988
ПО «Уралкалий» 2,61 2,50 2,43 3,08 2,99
БКПРУ-1 2,62 3,09 3,05 2,88 2,81
БКПРУ-2 2,31 2,06 2,08 2,22 2,18
БКПРУ-З 2,94 2,48 2,24 — —
БКЗ-4 — — — 6,11 4,74
ПО «Сильвинит» 2,90 2,75 2,82 2,40 2,44
СКПРУ-1, 5,17 4,07 3,95 4,32 4,78
СКПРУ-2 2,11 1,99 2,15 1,99 1,96
СКПРУ-3 5,61 3,19 2,07 2,12
ПО «Белорускалий» 2,13 2,36 2,73 2,77 и. д.
1 7 Зак. 157
257
Рис. 7.6. Зависимость себестоимости добычи
1 т руды комбайновым комплексом
«Урал-20КС» (С) от общего объема отби-
той руды с начала его эксплуатации (Q)
на руднике БКПРУ-2 ПО «Уралкалий» при
численности бригады N человек
Рис. 7.7. Зависимость себестоимости
добычи 1 т руды (С) по бригаде от
ее численности (Af) в ПО «Уралка-
лий»:
1 — «Урал-20КС»; 5=17,9 м2, БКПРУ-1;
2—ПК-8; БКПРУ-2; пл. АБ; 3 — «Урал-
20КС», БКПРУ-2, пл. Красный-I I; 4 —
ПК-8; БКПРУ-1
Рис. 7.8. Зависимость себестоимости
добычи 1 т руды комбайновым комп-
лексом «Урал-20КС» от общего объ-
ема отбитой руды с начала его экс-
плуатации на руднике СКПРУ-2 ПО
«Сильвинит» при численности брига-
ды N
очередь зависит от срока службы или объема добытой с ее ис-
пользованием горной массы, а организация работ — численности
комбайновых бригад.
Результаты расчетов себестоимости 1 т руды по забою, осно-
ванные на многофакторных регрессионных зависимостях произ-
водительности комплексов от основных влияющих факторов по
основным типоразмерам комбайнов, приведены по ПО «Урал-
калий» на рис. 7.6 и 7.7, а по ПО «Сильвинит» на рис. 7.8 и 7.9.
Из рис. 7.6 и 7.8 видно, что зависимости себестоимости от об-
щего объема добытой ими руды для полностью укомплектован-
ных бригад (7V = 8) практически не отличаются друг от друга.
Для этих бригад характерна минимальная себестоимость добычи
1 т руды. Рост себестоимости происходит при наработке комбай-
нами 800 тыс. т. При меньшей численности бригад прирост себе-
стоимости начинается при меньшей наработке и происходит бо-
лее интенсивно. Особенно это ярко выражено в ПО «Сильвинит»
(см рис. 7.8).
Увеличение численности бригад во всех случаях приводит к
резкому снижению себестоимости 1 т руды (рис. 7.7 и 7.9) даже
в тех случаях, когда с увеличением численности производитель-
ность труда рабочих снижается (см. рис. 7.4). Причем следует
отметить, что на себестоимость добычи руды наибольшее влия-
ние оказывает не срок службы комбайнов (в пределах возмож-
Рис. 7.9. Зависимость себестоимости добы-
чи 1 т руды по бригаде (С) от ее числен-
ности (N) в ПО «Сильвинит»:
1 — «Урал-ЮКС». СКПРУ-2, пласт АБ; 2 — «Урал-
20КС», СКПРУ-2, пласт Красный-П
С,Руб/Т
ной наработки 1,2 млн. т), а численность бригад. В этой связи,
как с позиции производительности труда, так и с позиции себе-
стоимости добычи руды предпочтение следует отдавать полно-
стью укомплектованным комбайновым бригадам.
73 МЕТОДИКА ПЛАНИРОВАНИЯ ТРУДОЕМКОСТИ
ДОБЫЧИ КАЛИЙНЫХ РУД*
7.3.1. Основные положения программно-целевого
планирования трудоемкости добычи руды
Самостоятельная плановая деятельность предприятий в новых
условиях хозяйствования связана с повышением их ответствен-
ности за качество планирования. В этих условиях традицион-
ные методы планирования трудовых показателей обычно оказы-
ваются малоэффективными. Поэтому для планирования пока-
зателей трудоемкости добычи калийных руд предложено приме-
нить программно-целевой метод.
Сущность программно-целевого метода (ПЦМ) заключается
в планировании деятельности всех участников процесса от ко-
нечной цели этого процесса. ПЦМ предполагает применение си-
стемного подхода в планировании, при котором цели плана увя-
зываются с ресурсами посредством программы, объединяющей
комплекс технико-экономических мероприятий, направленных на
достижение главной цели.
В общем виде целевую программу как продукт реализации
программно-целевого подхода можно представить как совокуп-
ность графа «цели-меропоиятия» и набора характеристик, свя-
занных с этой структурой, и записать символическое равенство
[13].
т={0/7. (7.19)
Здесь G{A, М, R}, //={а0, а, у, 0, q, t}, где л— целевая про-
грамма; G— граф «цели-мероприятия»; Н — набор характери-
стик; А — совокупность целей программы; М — совокупность ме-
* В составлении раздела принимал участие С. П. Демб.
Рис. 7.10. Граф трудоемкости добычи руды
роприятий программы; R — множество отношений между целя-
ми, целями и мероприятиями, мероприятиями; ао — набор кри-
териев достижений целей программы; а — набор показателей
степени достижения целей пограммы; у — совокупность систем-
ных приоритетов на графе G; 0 — совокупность локальных прио-
ритетов на графе G; q — совокупность ресурсов, затрачиваемых
на реализацию программных мероприятий; t — время выполне-
ния данной совокупности программных мероприятий.
Для реализации программно-целевого подхода составлен
граф трудоемкости добычи руды (рис. 7.10). В процессе форми-
рования графа учтены существующая организационная струк-
тура подразделений калийных рудников и схема производствен-
ного цикла добычи. При построении дерева целей выделены сле-
дующие виды трудоемкости (см. разд. 7.1):
1. Полная трудоемкость:
Т’полн^Т’пр + Т'у, (7.20>
где ТПр — производственная трудоемкость; Ту — трудоемкость
управления.
2. Производственная трудоемкость учитывает затраты труда
всех рабочих рудника
Т'пр — ^’техн +7’овс, (7.21)
где Ттехн — технологическая трудоемкость; Тобс — трудоемкость
обслуживания. Ттехн определяется затратами труда основных ра-
260
бочих, а Тобс затратами труда всех вспомогательных рабочих.
3. Трудоемкость производства основных работ при выполне-
нии основных процессов подготовки, доставки и размола 7\pop.
Практически этот показатель отражает трудозатраты основных
рабочих подразделений горно-подготовительных работ (ГПР),
внутрирудничного транспорта (ВРТ), подъема и размола.
4. Трудоемкость обслуживания основных процессов подгото-
вительных работ, доставки и размола вспомогательными рабо-
чими ТдрВР.
5. Трудоемкость выполнения обслуживающих работ соответ-
ствующими подразделениями (вентиляция, ламповая, геолого-
маркшейдерская служба, подземная электромеханическая ма-
стерская И Т. П. (Тор).
6. Забойная трудоемкость включает затраты труда рабочих
очистной бригады (Т3).
7. Трудоемкость прочих очистных работ Тгу°р. Она включает
затраты труда основных рабочих горного участка, занятых обес-
печением доставки руды на участке и ее выпуском (машинисты
конвейера, люковые).
8. Трудоемкость обслуживания очистных работ вспомога-
тельными рабочими горного участка Тгувр.
Показатели трудоемкости выполнения работ основными под-
разделениями Try (горные участки) и Тдр (подготовка ВТР,
подъем, размол) занимают в графе трудоемкости в силу сло-
жившейся классификации промежуточное место. Учитывая, что
указанные подразделения имеют собственные технико-экономи-
ческие показатели и определенную самостоятельность во внутри-
производственном хозрасчете, показатели Тгу и Топ также уча-
ствуют при реализации представленной ниже экономико-матема-
тической модели.
Конечный результат (цель) всего процесса — снижение про-
изводственной трудоемкости достигается планированием показа-
телей трудоемкости по производственным звеньям и складывает-
ся из конечных результатов различных уровней производствен-
ного цикла. Цели этих уровней в соответствии с требованиями
целевого подхода сформулированы в виде показателей, отра-
жающих результаты деятельности по реализации этих целей.
Согласование целезадающей и целереализующей частей про-
граммы планирования снижения трудоемкости добычи калийных
руд показано в виде графа «цели-мероприятия» (рис. 7.11). Ко-
личество и состав мероприятий, связанных с различными видами
трудоемкости, постоянно изменяется по мере их разработки и
реализации. Поэтому на рис. 7.11 мероприятия (поз. 4.1—4.38)
показаны на конкретный период времени в качестве примера, а
содержание некоторых из них приводится ниже.
Для каждой цели (мероприятия) определены локальные при-
оритеты р, которые характеризуют оценку по предпочтениям
лиц, принимающих решения (ЛПР), относительной важности
достижения данной цели (выполнения данного мероприятия)
261
Рис. 7.11. Граф «цели — мероприятия» программы планирования показателей
трудоемкости
с точки зрения ближайшей вышестоящей цели. Значения локаль-
ных приоритетов целей проставлены справа от линий, соединя-
ющих цели нижестоящего уровня с целями вышестоящего. На-
пример, с точки зрения достижения цели 2.1 цель 3.1 является
целью первостепенной важности (ранг 1), а цель 3.2 — целью
третьестепенной важности. Для мероприятий локальные приори-
теты проставлены в порядковой шкале слева от прямоугольни-
ков, обозначающих данные мероприятия.
Системные приоритеты у — это оценка, по предпочтениям
Л ПР, относительной важности достижения данной цели (выпол-
нения мероприятий) с точки зрения вклада этой цели (меро-
приятия) в достижение главной цели [4]. Значения системных
приоритетов имеет с1Иысл сравнивать для целей или мероприя-
тий одного уровня, а локальных приоритетов — только для объ-
ектов, непосредственно связанных с одним и тем же объектом
вышестоящего уровня. Величины системных приоритетов про-
ставлены в кружочках около правых нижних углов прямоуголь-
ников, изображающих цели и мероприятия программы.
При определении приоритетов вариантов программы необхо-
димо учитывать только системные приоритеты мероприятий, вхо-
дящих в выбранный для реализации набор мероприятий. Для
графа «цели-мероприятия» программы планирования трудоемко-
сти добычи калийных руд системные приоритеты мероприятий
совпадают с локальными (см. рис. 7.11).
Приоритетность варианта программы может быть определена
по следующей схеме [13]:
1) строится вектор {РД число компонентов каждого из ко-
торых равно числу различных рангов мероприятий S-ro вариан-
та программы, рассчитанных по их системным приоритетам;
2G2
2) подсчитывается количество мероприятий каждого ранга
(начиная с первого в порядке возрастания), вошедших в ва-
риант программы;
3) полученные векторы упорядочиваются по лексикографиче-
скому правилу и определяют ранги вариантов программы. На-
пример, три вектора {Pi = (3,2,2): Р2 — (3,3,7); Р3= (5,1,1)} упо-
рядочиваются следующим образом: Р3— первый ранг, Р2— вто-
рой ранг; Pi—третий ранг.
Достижение главной цели возможно различными вариантами
программы. Необходимо выбрать наиболее оптимальный вари-
ант в экономическом, техническом и организационном отноше-
нии, обеспечивающий наиболее эффективное использование фон-
да рабочего времени и всех производственных ресурсов.
Для выбора такого варианта разработана экономико-матема-
тическая модель формирования программы планирования сни-
жения трудоемкости добычи калийных руд. Степень достижения
поставленной цели характеризуется степенью выполнения зада-
ний по производительности труда (снижению трудоемкости), по-
этому критерием в модели служит минимум трудовых затрат иа
добываемую калийную руду.
В соответствии с этим экономико-математическая модель
имеет следующий вид:
S 3;,
Z = S^—^y->rnin, (7.22)
при ограничениях
= 1 (7.23)
Х>7={1, рассматривается j — уровень модели i-ro варианта про-
граммы, 0 в противном случае (7.24)
(7-25)
t~i j^j
%%СиХи<Ср, (7.26)
hi jeJ
^4iJXlJ<4p, (7.27)
где Z — целевая функция, отражающая трудоемкость добычи ка-
лийных руд, чел.-ч/1000 т; ij — соответственно множество вари-
антов программы и уровней модели; 3,/ — трудозатраты на /-ом
уровне модели по i-му варианту, чел.-час; Дц, Dp— соответствен-
но добыча руды на /-ом уровне модели по i-му варианту про-
граммы и объем добычи рудника в планируемом году, тыс. т;
Сц, Ср — соответственно себестоимость на /-ом уровне модели по
i-му варианту программы и себестоимость по руднику в плани-
руемом году, руб/т; Чц, Чр — соответственно численность рабо-
чих на /-ом уровне модели по i-му варианту программы и чис-
ленность рабочих по руднику в планируемом году.
263
Ограничения (7.22) и (7.23) предусматривают, что будут рас-
смотрены все имеющиеся варианты программы. Ограничения
(7.25) — (7.27) являются условиями формирования вариантов
программ. Исходными данными для расчетов по модели служат:
план развития горных работ на планируемый год; план орга-
низационно-технических мероприятий; технико-экономические
показатели работы рудников и его подразделений; ресурсные
возможности рудника; нормативная база.
Задача решается в следующей последовательности.
1. По плану развития горных работ на планируемый год
с учетом требований безопасности ведения работ (возможность
совместной отработки пластов, необходимость опережающего ве-
дения работ на вышележащих пластах), требований по объему
и качеству калийной руды составляется перечень всех панелей,
блоков, отработка которых возможна в планируемом году на
действующих горных участках. На каждом участке определяют-
ся объемы добычи, в том числе по пластам, варианты отработки
с учетом опыта ведения горных работ и состава действующего
оборудования. На основе разработанного базового варианта
плана развития горных работ по действующим нормам и норма-
тивам определяется нормативная производственная трудоем-
кость.
2. Корректируется план организационно-технических меро-
приятий на планируемый год, рассчитывается экономический
эффект от реализации возможных мероприятий. На основе экс-
пертной оценки определяются локальные и системные приорите-
ты мероприятий.
3. Формируются варианты программы снижения трудоемко-
сти добычи калийных руд, полагающих использование в составе
базового варианта того или иного набора мероприятий для раз-
личных уровней производственного цикла и различных структур-
ных подразделений рудника.
4. По каждому из выбранных вариантов рассчитывается про-
изводственная трудоемкость (7ПР). В процессе расчетов для их
контроля и повышения обоснованности планирования трудоем-
кости могут учитываться зависимости показателей трудоемкости
от горно-геологических условий и технико-экономических показа-
телей работы рудников и их подразделений. Зависимости уста-
навливаются на основе представительного статистического ма-
териала и корректируются каждые 3—5 лет.
На уровне забоя представляют интерес зависимости забойной
трудоемкости от мощности и складчатости пластов. На уровне
рудника в уравнении связи включаются показатели себестоимо-
сти, численности рабочих, использования планового фонда вре-
мени комбайновыми комплексами, доли добычи различными ва-
риантами выемки, текучести кадров и др.
5. По каждому варианту определяются показатели (или их
изменения по отношению к базовому варианту), входящие в
ограничительную часть программы. Выполняется проверка вари-
264
антов программы системой ограничений (7.25) — (7.26), по ре-
зультатам которой отбрасываются варианты, не удовлетворяю-
щие этой системе явно.
Окончательный выбор наиболее эффективного варианта про-
граммы осуществляется в результате многокритериальной опти-
мизации. Для выбора такого варианта определены следующие
показатели: ai — сокращение производственной трудоемкости,
чел.-ч/1000 т; а2 — эффект от реализации мероприятий, тыс. руб;
«з — сокращение численности рабочих, чел.; «4 — снижение себе-
стоимости, руб/т; as — приоритет варианта программы.
Расчетные значения критериев по вариантам сводятся в таб-
лицу, где производится их ранжировка (чем меньше величина
ранга, чем лучше вариант). Выбор наиболее оптимального ва-
рианта осуществляется по всему набору показателей в соответ-
ствии с их рангом. Если различия в значениях показателей по
вариантам окажутся незначительными или среди вариантов нет
явного «лидера», то оптимальным признается вариант по пред-
почтениям ЛПР.
7.3.2. Пример практического использования
программно-целевого метода планирования
трудоемкости добычи руды
Практическое использование целевой программы планирования
показателей трудоемкости по данной методике приводится на
примере рудника СКПРУ-2 ПО «Сильвинит». Информационной
базой для выполнения расчетов является план горных работ руд-
ника на 1989 г.
На руднике СКПРУ-2 очистной выемке подлежат пласты
Красный-П, АБ и В. Система разработки — камерная. Очистная
выемка по пласту Красный-П осуществляется комбайновыми
комплексами, а по пластам АБ и В — комбайновым и комбини-
рованными способами.
Очистные работы по пласту Красный-П. Предусматривается
использование комплекса в составе: комбайн «Урал-20КС»
(«Урал-ЮКС») бункер-перегружатель БП-ЗА, самоходный ва-
гон 5ВС-15М. Отработка камер производится на полную мощ-
ность с выемкой первого «коржа». Оставшиеся в кровле второй
и третий «коржи» и «козырьки» сильвинита подлежат крепле-
нию анкерной крепью.
Очистные работы по пласту АБ. Отработка пласта АБ преду-
смотрена машинным и комбинированным способами.
Машинный способ применяют на участках шахтного поля со
спокойным залеганием пласта. Отработка камер производится
на полную мощность с выемкой «коржа», состав комбайнового
комплекса как и на пласте Красный-П. Оставшиеся в кровле
«корж» и сильвинит обрушаются, а при невозможности обру-
шить производится крепление анкерной крепью.
265
На участках с интенсивной складчатостью пласта применяют
комбинированный способ, предусматривающий проходку разрез-
ных ходов по границам или по центру камеры комбайном
«Урал-20КС» или «Урал-ЮКС». Оставшиеся запасы руды с «кор-
жом» в камере вынимаются буровзрывным способом. В состав
комплекса оборудования для ведения буровзрывных работ в раз-
личных комбинациях входят: бурильная установка БУА-ЗС,
УБШ или РЕС-24, электросверло СЭР-19М, погрузочная маши-
на ПНБ-ЗД, самоходный вагон 5ВС-15М.
Очистные работы по пласту В ведутся аналогично очистным
работам по пласту АБ.
Машинная выемка пластов (селективная выемка) по сбли-
женным пластам АБ и В предусматривает подготовку панели по
пластам В и АБ. При селктивной выемке первоначально отра-
батываются запасы очистных камер по пласту В в нисходящем
порядке. Запасы пласта АБ также отрабатываются послойно с
оставлением вдоль оси камеры поддерживающего межпласто-
вую соль Б—В межходового целика шириной 1 м.
При комбинированном способе выемки предусматривается
проходка разрезных выработок комбайном «Урал-ЮКС» или
«Урал-20КС» по границам или по центру камеры пласта АБ.
Оставшиеся запасы руды и «корж» вынимаются буровзрывным
способом. После зачистки камеры по пласту АБ производится
обуривание по периметру камеры и обрушение каменной соли
Б—В. Отработка пласта В осуществляется мелкошпуровой бу-
ровзрывной отбойкой с кучи замагазинированной руды и в даль-
нейшем отгружается комплексом ПНБ-ЗД и 5ВС-15М.
Общий набор вариантов выемки сильвинитовых пластов по
горным участкам рудника с указанием плановых объемов добы-
чи и мощности планируемых к отработке пластов приведен в
табл. 7.11. Для других подразделений рудника в качестве основ-
ного показателя используется плановая численность рабочих,
установленная на основе норм выработки, норм времени и нор-
мативов обслуживания. По этим материалам выполнен расчет
нормативной трудоемкости для базового плана развития горных
работ (табл. 7.12).
Все расчеты в этой таблице выполнены на усредненный ме-
сяц. Кроме того, при расчете нормативной трудоемкости для
обеспечения сравнимости отдельно выделены подразделения гид-
розакладки и хозяйственных служб, в силу своей специфики не
включенные в анализ показателей трудоемкости. В табл. 7.13
дополнительно сделаны расчеты для определения нормативной
трудоемкости по видам.
Далее согласно разработанной методике необходимо офор-
мить возможные варианты программы планирования трудоемко-
сти, отличающиеся, прежде всего, набором реализуемых меро-
приятий.
В таблице 7.14 сформировано три варианта программы, меро-
приятия для которых выбраны из общего множества возможных
266
Таблица 7.11
Исходная информация по горных участкам рудника СКПРУ-2
к плану горных работ на 1989 г.
Номер горно- го участка, подразделение Панель, пласт, механизация Средняя мощность пласта, м Плановая добыча, тыс. т Средняя нор- ма, т/смену
1 ПСВП, В, «Урал-20КС» 4,92 270 313,2
ПСВП„ АВ, «Урал-ЮКС» 3,61 200 211,4
ПСВП, АВ, «Урал-ЮКС» 3,42 150 192,4
620
3 ШСВП, Красный-П, «Урал-20КС» 8,15 360 351,9
ШСВП, Красный-П, «Урал-20КС» 7,90 360 353,4
ШСВП, АБ, Урал-ЮКС» 4,37 200 276,3
ШСВП, ЛВ, самоходное оборудование 4,37 18Ю 311,5
ШСВП, АБ, «Урал-ЮКС» 3,90 50 192,2
ШСВП, В, самоходное 6,00 230 299,4
1380
оборудование
4 1ЮВП, АБ, самоходное оборудование 3,73 70 193,5
1ЮВП, В, самоходное оборудование 5,20 230 277,2
ПЮВП, Красный-П, Л6, «Урал-20КС» — 270 283,9
ПЮВП, АБ, «Урал-ЮКС» ПЮВП, В, «Урал-20КС» 4,38 200 241,0
5,06 270 280,5
1040
6 1СВП, Красный-П, АБ, «Урал-ЮКС» 5,6.3 270 360 249,9
1СВП, Красный-П, «Урал-20КС» 1СВП, АБ, «Урал-20КС» 3,52 388,2 327,0
270
1СВП, Л6, самоходное 3,98 50
950 311,5
оборудование 3,11
7 1ЮВП, Л В, «Урал-ЮКС» 200 247,7
ПЮВП, Л6, «Урал-ЮКС» 5,60 25 232,7
1ЮВП, АБ н В, само- ходное оборудование ПЮВП, АБ и В, само- 230 230 29Q.3 318,0
5,49 685
ходное оборудование
10 ШЮЗП, Красный-П, «Урал-20КС» ШЮЗП, АБ, «Урал-ЮКС» >80 200 360 396,0 266,9
4,19
5,79
ШЮЗП, Красный-П, «Урал-2ОКС» 368,7
3,72 200
ШЮЗП, АБ, «Урал-ЮКС» 267,2
ШЮЗП, ШЮЗП, АБ, 4,05 270 311,1
1 «Урал-20КС»
267
Продолжение табл. 7.11
Номер горно- го участка, подразделение Панель, пласт, механизация Средняя мощность пласта, м Плановая добыча, тыс. 1 Средняя нор- ма, т/смену
ГПУ «Во- ШСВП, пл. Красный-П, 200
СТОК» АБ, «Урал-2ОКС» 1УСВП, пл. АБ, Крас- 120
ГПУ «За- ный-П, «Урал-ЮКС» ШСВП, пл. Красиый-П, 240
пад» АБ, «Урал-20КС» ШСВП, пл. АБ, Крас- 120
ГКУ ный-П, «Урал-ЮКС» ПСЗП, Красный-П, 4,6 200
«Урал-2ОКС» ПСЗП, АБ, 3,3 160
«Урал-ЮКС» 1СЗП, пл. Красный-П, 4,1 238,2
Рудник «Урал-20КС» — 1278,2 7363,2 —
Таблица 7.12
Расчет нормативной трудоемкости (иа основе плановой
численности рабочих рудника)
Номер горного участка, подразде- ление Плановая численность Плановый фонд времени на одного ра- бочего в ме- сяц, ч Всего часов Трудоемкость, чел-ч/1000 т
1 24 152,5 3660 70,84
3 57 152,5 8692,5 75,59
4 64 152,5 9760 112,61
6 48 1(52,5 7320 92,46
7 54 152,5 8235 144,26
10 53 152,5 8082,5 68,79
ГПУ-1 27 152,5 4117,5 —
ГПУ-2 14 152,5 2135 —
ВРТ 65 152,5 9912,5 22,65
23 173,3 3986 —
Подъем 8 152,5 1220 14,70
45 173,3 7798,5 ——
Размол 50 173;,3 8665 14,12
ГМУ 28 152,5 4270 —
УСТид 86 152,5 13115,0 —
3 173,3 519,9 ——
пэмм 53 152,5 8082,5
БВР 33 152,5 5032,5 ——
ПУЭ(УВСиП) 39 152,5 5947,5 —
УАПП 18 152,5 2745 —
ГМС 13 152.5 1982,5 —-
Вентиляция 14 152,5 2135
Ламповая 15 173,3 2599,9 —
Итого 834 — 130014,0 Т„р=211,9
Гидрозакладка 53 152,5 8082,5 ——
Хозслужба 50 177,6 —
9 177,6 1598
Прачечная
112 — 18560,5
Всего по руднику 946 — 148574,5 Гпр=242,1
268
Таблица 7.13
Расчет базовой нормативной трудоемкости по видам
(Гтехн, Т'обс, Т'пр)
Процессы и подразделения Численность рабочих Нормативная численность
Добыча:
основные рабочие (ОР) 246 61,14
вспомогательные рабочие (ВР) ГПУ: 54 13,42
основные рабочие (ОР) 30 7,46
вспомогательные рабочие (ВР) ВРТ: 11 2,73
основные рабочие (ОР) 46 1,1,77
вспомогательные рабочие (ВР) Подъем: 42 10|,88
основные рабочие (ОР) 13 3,67
вспомогательные рабочие (ВР) Размол: 40 1,1,03
основные рабочие (ОР) 31 8,76
вспомогательные рабочие (ВР) 19 5,36
Обслуживающие процессы (ОП) 302 75,67
7техн=2(0Р) = 92,80
Товс=2 (ВР+ОП) = 119,09
Тпт> — Т техв"|“7'обс==211,89
Таблица 7.14
Формирование вариантов программы планирования трудоемкости
Варианты програм- мы Коды мероприятий
т3 ГоргУ rop«₽ Wy 7врдр т ор
I 4,1(1*) 4,19(1) 4,21 (2) 4,26(2) 4,38(1)
4,10(2) — — -— — —
4,И(1) — — — — —
II 4,3(3) — 4,23(3) 4,25(2) 4,28(1) 4,32(1)
4,12(3) — — —- —. —
4,15(2) — — — — —
III 4,4(1) 4,17(1) — 4,2«(1) 4,26(2) 4,33(1)
4,9(1) — 4,30(2) — —
4,16(1) —• — — — —
* С скобках указан системный приоритет мероприятий.
269
Таблица 7.15
Расчет изменений экономических показателей при использовании выбранных
мероприятий
Варианты программы, мероприятий Изменения показателей ± Ожидае- мый ГОДО- ВОЙ эф- фект, тыс. руб.
АД, тыс. т Д¥, чел. АС, руб./т —АГ, чел. ч/ЮОО т
I 4.1 —1 —0,040 —0,25 9,8
4.5 — —1 —0,002 -0,25 2,0
4.11 — —1 —0,003 —0,25 3,0
4.19 — —2 —0,0)03 —0,50 2,4
4.21 — —1 —0,001 —0,25 1,0
4.26 — —1 —0,002 —0,20 2,5
4.3,8 — —,1. —0,005 —0,25 9,9
Замена варианта + 40 — 2 +0,013 — 1,50 —
выемки По варианту + 40 —10 —0,013 —3,57 30,6
II 4.3 + 70 —0,012 -0,75 15,0
4.12 — — —0,006 —0,50 8,0
4.15 — — —0,001 —0,15 1,0
4.23 — —1 —0,003 —0,25 4,5
4.25 — —2 —0,004 -0,50 5,2
4.28 — —0,002 —0,10 2,6
4.32 —1 —0,002 —0,25 2,6
Замена варианта —70 — —0,013 +0,50
выемки По варианту 0 —4 —10,043 —2,00 38,9
III 4.4 —2 —0,004 —0,50 5,2 .
4.9 — — —0,025 — 1,25 20,0
4.16 — —2 —0,008 —0,50 4,0
4.17 — —1 —0,002 —0,25 2,6
4.28 — —0,002 —0,10 2,6
4.30 — +0,001 -0,10 2,6
4.26 — —1 —0„002 —0,20 2,5
4.33 — —1 —,0,003 + 0,013 —0,25 3,6
Замена варианта + 10 — —0,70 —
выемки По варианту + 10 —7 —0,027 —3,85 43,1
мероприятий (см. рис. 7.11) с учетом конкретных условий и экс-
пертной оценки специалистов рудника. Формулировка этих меро-
приятий приведена в табл. 7.15. Состав мероприятий, в основ-
ном, определен планом развития объединения «Сильвинит».
Для определения приоритетности программы построим век-
тор, три компоненты которого учитывают количество мероприя-
тий каждого из трех рангов в порядке возрастания. Ранги меро-
приятий, определенные по их системным приоритетам, простав-
лены слева от прямоугольников, обозначающих данные мероприя-
270
тия (см. рис. 7.11). Полученные векторы Pt= (4,3,0); Р2 — (2,3,3);
Р2 — (6,2,0) упорядочиваются по лексикографическому правилу
(т. е. сначала сравниваются первые компоненты векторов, если
они равны, то вторые и т. д.) в последовательности; Р2 — первый
ранг (высший приоритет); Р2— второй ранг; Pi —третий ранг.
Дополнительно варианты программы предусматривают за-
мену вариантов выемки на некоторых горных участках:
1. Замена второго варианта (пласт В, самоходное оборудова-
ние) на 4-ом горном участке на вариант с использованием ком-
байна «Урал-20КС».
2. Замена третьего варианта (пласт АБ, «Урал-20КС») на
вариант с использованием комбайна «Урал-ЮКС».
3. Замена второго варианта (пласт В, «Урал-ЮКС») на ва-
риант с использованием комбайна «Урал-20КС».
Мероприятия, включенные в предложенные варианты про-
граммы, оказывают определенное воздействие на технико-эко-
номические показатели (ТЭП) работы рудника. Поэтому для
расчета ТЭП по вариантам и проверки системы ограничений
модели определяются изменения показателей относительно ба-
зового варианта.
Формулировка мероприятий, направленных на снижение тру-
доемкости, и коды мероприятий приведены ниже;
Показатель Тз
Внедрить комплекс, включающий комбайн «Урал-ЮКСА», бункер-пере-
гружатель БП-14, самоходный вагон 5ВС-15М. для пластов мощностью
2,5—3,0 м .........................................................4.1
Внедрение погрузочно-транспортной машины ПД-8РВ при буровзрывной
выемке.............................................................4.3
Замена буровой части буровой каретки БУА-ЗС (автоматическое на-
ращивание штанг, обеспечение продувки).............................4.4
Внедрение технических оборщиков кровли АК-1.......................4.5
Использование обратного порядка обработки панелей.................4.9
Внедрение рекомендаций Уральского филиала ВНИИГа по совер-
шенствованию бригадной организации труда при комбайновой выемке 4.10
Совершенствование организации труда при механизированной буро-
взрывной выемке пластов А5+В сложной гипсометрии путем разра-
ботки параметров для оплаты в зависимости от сложной геологии . . 4.11
Совершенствование приемов и методов труда машиниста комбайна при
внедрении комбайновых комплексов («Урал-20КСА», «Урал-ЮКСА») 4.12
Организация и проведение школ по передаче передовых методов и
приемов труда в очистных бригадах.................................4.15
Внедрение бригадного хозрасчета с распределением заработка по КТУ,
ККТ...............................................................4.16
Показатель ТОрг?
Автоматизация работы питателей разгрузки конвейеров...............4.17
Передача обслуживания участковых конвейеров ремонтной службе
горного участка...................................................4.19
Показатель ГОрд₽
Автоматизация разгрузки—загрузки скипов...........................4.21
Совершенствование организации труда иа рабочих местах машиниста
конвейера отделения размола и участие ВРТ с внедрением промыш-
ленного телевидения ..............................................4.23
Показатель
271
Внедрение агрегата для крепления кровли анкерами (СК-25) .... 4.25
Внедрение передвижных подъемных устройств........................4.26
Внедрение прогрессивных способов соединения конвейерных лент . . 4.28
Использование средств малой механизации, монтажных лебедок . . 4.30
Показатель Твхл'‘
Мероприятия 4.26, 4.28
Показатель Т„о
Внедрение передвижных мастерских по ремонту оборудования (ПРМ) 4.33
Применение трейлеров для перевозки крупногабаритных грузов (ТКГ) 4.32
Внедрение комплексной механизации взрывных и погрузочных работ
при доставке ВМ..................................................4.38
Расчеты выполнены на основе исходной информации рудника
СКПРУ-2 ПО «Сильвинит» и методики определения годового
экономического эффекта.
Расчеты показали, что все варианты программы удовлетво-
ряют системе ограничений модели. С помощью целевой функции,
минимизирующей трудозатраты на добычу, выбран как наибо-
лее оптимальный третий вариант.
Окончательный выбор эффективного варианта осуществляет-
ся в результате многокритериальной оптимизации по следующим
показателям:
Oi — сокращение производственной трудоемкости добычи,
чел.-ч/1000 т; аг — эффект от реализации мероприятий, тыс. руб.;
а3 — сокращение численности рабочих, чел.; щ — снижение себе-
стоимости, руб/т; as — приоритет варианта программы.
Расчетные значения критериев для выбора окончательного
варианта приведены в табл. 7.16.
Ранжировка значений показателей в этой таблице простав-
лена в скобках (чем меньше величина ранга, тем лучше ва-
риант) . Нетрудно убедиться, что по всему набору показателей
лучшим следует считать третий вариант.
Таким образом, целевая программа планирования показате-
лей трудоемкости позволяет на основе многокритериального под-
хода выбрать оптимальный вариант снижения трудоемкости, что
способствует повышению эффективности использования затрат
живого труда в условиях интенсивных методов хозяйствования.
Таблица 7.16
Показатели вариантов программы планирования снижения трудоемкости
Варианты програм- мы Значения показателей вариантов программы
at аз а* Об
I - 3,57(2) 30,6(3) —10(1) —0,0)13(3) (2)
II —2,00(3) 38,9(2) -4 (3) —0,043(1) (3)
III -3,85(1) 43,1(1) -7 (2) —0,027(2) (1)
272
8. МЕТОДИЧЕСКИЕ ОСНОВЫ РЕШЕНИЯ
ГОРНОТЕХНИЧЕСКИХ ЗАДАЧ
8.1. МЕТОДИКА РАСЧЕТА ПРОИЗВОДИТЕЛЬНОСТИ
КОМБАЙНОВЫХ КОМПЛЕКСОВ
Методика составлена на основе результатов совместных работ
УФ ВНИИГ и Пермского политехнического института в области
исследования и совершенствования технологии комбайновой вы-
емки на калийных рудниках объединения «Уралкалий» и «Силь-
винит».
Методика учитывает особенности горно-геологических усло-
вий месторождений, уровень организации очистных и подготови-
тельных работ и ремонта комбайновых комплексов, потери от-
битой руды, содержит поправочные коэффициенты к минутной
производительности комбайнов, емкости и скорости движения
самоходных вагонов при разной складчатости отрабатываемого
пласта.
8.1.1. Расчет производительности комбайновых
комплексов, работающих по односторонней
схеме с отгоном *
Наиболее полными показателями производительности ком-
плекса являются его годовая Qr или среднемесячная QM произ-
водительности, учитывающие все плановые простои комплекса и
режимы работы.
П <?Г <?сут(Гк, г— ^р) ,g
Чм 12“ 12 ’ { '
где QcyT — суточная производительность комплекса, т/сутки;
Тк. г — календарный фонд времени в году, сут.; Tp=kpTH— за-
траты времени на капитальный и планово-предупредительный
ремонт за год, сут; Т№ — нормативные затраты времени на все
виды ремонтов за год, сут; kp— поправочный коэффициент, учи-
тывающий срок службы комбайна.
Производительность комплекса за сутки (т/сут):
QcyT==«pQ9, (8.2)
где пр — число рабочих смен в сутках; Q3 — среднемесячная экс-
плуатационная производительность комплекса, т/смену.
При однослойной выемке
Q = 1 По) (g g)
где LK — длина комбайнового хода (камеры), м; SK — площадь
поперечного сечения комбайнового хода, м2; у — объемный вес
* За основу принята «Методика расчета производительности комбайно*
вых комплексов на рудниках объединения «Уралкалий», Пермь, 1977 V.
18 Зак. 157 2 73
руды в массиве, т/м3; По — потери отбитой руды на почве выра-
ботки, т/м; Т — длительность процесса отработки комбайнового
хода, смен.
Т = Т3 + 7\ + Т0, (8.4)
где Т3 — длительность зарубки, смен; Тпр— длительность про-
ходки, смен; То — длительность отгона комплекса, смены.
70 = /.,>,
v — условная скорость отгона, м/смену.
При работе комбайна в комплексе с бункером-перегружате-
лем длительность проходки (смены) в общем случае
™ 71 + Т2 4- 73
7"Р =-----’ (8’5)
где Т\, Т2, Тз — оперативное время отработки (проходки) соот-
ветственно I, II и III участков камеры (рис. 8.1); tCM — длитель-
ность смены, мин.; р — сменный коэффициент использования
комплекса во времени при проходке.
При проходке каждого комбайнового хода можно выделить
три характерных участка (см. рис. 8.1).
На участке № 1 комбайн работает непрерывно с технической
производительностью (т/мин)
QIT = QK.
Длина участка (м) непрерывной работы комбайна
U = L\p-lp, (8.6)
где Л’кр — критическая длина доставки для этого участка (пер-
вая критическая), м
где v — эквивалентная скорость движения вагона, м/мин; qa —
начальный объем бункера (объем руды, который может разме-
ститься в бункере-перегружателе без перемещения его донным
конвейером). Для бункера БП-ЗА (БП-14) #„ = 6,63 т; QK — тех-
ническая производительность комбайна с учетом потерь отбитой
руды, т/мин.; tp — продолжительность разгрузки вагона на вы-
емочном штреке, включая время разгрузки tp. в и время манев-
ров и пауз вагона (/Пр), мин.
Оперативная продолжительность проходки (мин) этого уча-
стка
7; = (SkT-ПоН^ . (8
На участке № II комбайн работает с возрастающими оста-
новками во время загрузки вагона.
274
Рис. 8.1. Изменение производи-
тельности комбайнового комплек-
са по длине хода (камеры):
/в — длина вагона; /р — расстояние до-
ставки от устья камеры до пункта
разгрузки; £3 — длина зарубкн; Ц, Li,
L3—длина участков I, II, III, соответ-
ственно; £к — длина камеры; Q — про-
изводительность комплекса
Длина участка № II (м)
L" = L”Kp-L\p. (8.9)
Вторая критическая длина доставки, м
'.J' (8l0,
Производительность комплекса при любой длине доставки,
находящейся в пределах Дкр^Д/^Д’кр
QTni = —, (8.Н)
-ТТ— + ktp. п
VK
где q— грузоподъемность вагона, т;
/__/т
(8-12)
ь кр L кр
коэффициент, учитывающий несовмещенное с работой комбайна
время загрузки вагона
при li = DK$, /г = О, QTn ' = Qk;
при Л-0, -2----,
-+'-"
tp.n — длительность разгрузки бункера-перегружателя, мин.
Средняя производительность комплекса (т/мин) на участке
№ II
р. п
Q II ср ? ______________________?
Ч I ь t *7 I
QK + ср р'п QK 2
Оперативное время проходки участка II (мин)
т- (Sk у по) 7-,( / q , г» с / \
1 2 =---------q-------- ("ОД + *Р- п/
(8.13)
(8.14)
На участке № III длина доставки превышает вторую крити-
ческую (A>Lhkp). Здесь комбайн простаивает и в ожидании ва-
гона, и во время загрузки, причем, простои в ожидании вагона
при подвигании забоя возрастают.
Длина этого участка, м
L™ = LK-L3 + lp-I“Kp. (8.15)
18* 275
Таблица 8.1
Расчетные формулы для определения показателей
Расчетная схема границы участка /7 (примечание) Длина участка II
7 znp * Zp z«ps z<*3+*p “ZKp
4р
1 I (р, - ZKpS zp zkp> zk~Z3+ tp (Ti-0) Zfl'ZK"Z3’ZKp"Zp
Г^К|Г*1 Г’к'р J
L Ч , Z₽ -Г~ ZP ZKpS ZK~ Z3 + zp (Tt~0) ^-4P-ZP
^кр"* 4,
7 v г , ZP 1 г Z«P<ZP ZKp> ZK~Z3+ zp (Т^О-.ТгО)
"уГк|гН Г'к'р
Производительность комплекса на этом участке непрерывно
снижается и определяется по формуле (т/мин)
^ш' = -27------1-------• (8.16)
-=^- + Zp + Zp.n
Средняя производительность комплекса на участке III
(т/мин)
. (8.17)
-------------г *р т Гр, п
Оперативное время проходки участка III (мин)
Г,- +<t + <t n) (8.18)
В практике комбайновой выемки возможны различные соот-
ношения и значения /Р) Лк, А'кр и LnKp, вследствие чего меняют-
ся схемы и расчетные формулы определения показателей ком-
плекса при отработке участка № II. Эти случаи рассмотрены и
приведены в табл. 8.1.
При работе без бункера-перегружателя производительность
комплекса (т/мин) за весь период проходки определяется произ-
водительностью по доставке руды самоходным вагоном
Q< =
(8.19)
276
работы комбайнового комплекса
Формулы расчета коэффи- циента, учитывающего не- совмещенное с работой ком- байна время загрузки вагона Формулы расчета средней, производительности по участ- ку 11 комплекса т/мин; Формулы расчета операт, длительности отработки участка II17^, мин}
0+1 „ ^f — = 0,5 Л—1 |к+ШР.п X г'" ч 1ак ' М
ср 2 2(L»f-L^ ^Acp-Zp.n to/-nD (1 , , \ 'г~ ? \V*с₽
Ср 2 2(1^) -|-к+Аср^|Ш Тг Ч с₽ ₽7
kW 2(fp-L^LK-l.3 2 ' 2(L“-!.'f) 7+*срЛп ?2= ч Uk ср рп)
Средняя минутная производительность комплекса при про-
ходке
Q 7 По) (LK L3 ) (g 2Qj
т Т'пр
где А'з — длина участка зарубки, равная в данном случае длине
комбайна /к.
Длительность проходки хода (камеры)
у ____ (<>к 7 По) (Lk L3') f Lk + 2 Ip । q ) zo nt \
Упр--------------- ( v Iй-21)
Определение T, Q3, Qcyr и QT производится по формулам
(8.1—8.4).
8.1.2. Особенности расчета производительности
комбайновых комплексов при многослойной
выемке и расширении камер *
Порядок расчета производительности комбайновых комплексов
в этом случае аналогичен расчету при однослойной выемке. Рас-
чет ведут по каждому ходу с определением критической длины
доставки, оперативного времени отработки участков камерного
хода, длительности проходки каждого хода и отработки камеры
* За основу принята «Методика расчета производительности комбайно-
вых комплексов иа рудниках объединения «Уралкалий», Пермь, 1977 г.
277
в целом, среднесменной эксплуатационной производительности
комплекса, производительности его за сутки и за месяц.
Среднесменная эксплуатационная производительность ком-
плекса Q3 (т/смену) может быть определена по формуле
2 (8п-П0)£г
~п-------, (8.22)
2 Ti
1 = 1
где п — число комбайновых ходов; i — индекс параметров, соот-
ветствующих каждому ходу.
При послойной выемке или работе комбайна по расширению
камер сечение каждого хода S, меньше проектного сечения ра-
бочего органа комбайна SK за счет частичного «наложения» хо-
дов.
Поэтому производительность комбайна QK< (т/мин) по ниж-
ним или боковым ходам можно найти из выражения
(8.23)
где ks — поправочный коэффициент, учитывающий неполное ис-
пользование площади рабочего органа комбайна, который равен:
при проходке нижних ходов
k — S'"
s \т-П0 ’
при расширении камеры (при работе с горизонтальным «на-
ложением» сечений)
S, — площадь сечения забоя по нижнему (боковому) ходу.
8.1.3. Расчет производительности комбайновых
комплексов, работающих по безотгонной схеме
с магазинированием отбитой руды в выработке *
При работе по безотгонной схеме с магазинированием руды в вы-
работках проходка первого (каждого нечетного) хода в камере
осуществляется комбайном в комплексе с самоходным вагоном.
Проходка второго (каждого четного) хода в камере осуществля-
ется комбайном в комплексе с перегружателем, предназначен-
ным для складирования отбитой руды за комбайном. Комбайн
при этом работает непрерывно и независимо от средств участ-
кового транспорта.
Длительность проходки выработки Т (смен) комбайновым
комплексом с самоходным вагоном может быть определена из
выражения:
* За основу принята «Методика расчета производительности комбайно-
вых комплексов», «Технологические схемы механизации очистной выемки ка-
лийных пластов Верхнекамского месторождения», Пермь, 1979 г.
278
Г=7’3 + Лр + Лсп, (8.24)
где Твсп — длительность проведения вспомогательных технологи-
ческих операций на штреке (разворот, перегон комбайна, отклю-
чение и подключение перегружателя и т. д.).
Длительность проходки (смена) при работе с бункером-пере-
гружателем определяется:
^-4^- <8-25>
где Т\, Т2— оперативное время отработки (проходки) I и II
участков хода (камеры), соответственно (рис. 8.2).
На участке № I комбайн работает непрерывно с технической
производительностью (т/мин)
QTT = QK.
Длина участка № I L1 (м) непрерывной работы комбайна.
£* = £кр-/р, (8.26)
где £КР— критическая длина доставки, м.
^кр = IT —(8.27)
Оперативное время проходки 7\ (мин) этого участка нахо-
дится из выражения
7] = (5к 7 ~ По) 2,1 . (8.28)
Чгк
На участке № II комбайн простаивает в ожидании вагона и
в период загрузки. По мере подвигания забоя простои в ожида-
нии вагона непрерывно возрастают. Простои комбайна во время
загрузки вагона (разгрузки БП) составляют /р. п—13ач=0,751Р. п
на каждый цикл.
Длина участка № II £п (м):
£п = £к-/р-£кр + £3. (8.29)
Оперативное время проходки участка № II (мин) определя-
ется по формуле
Т2 = 7 ^2±2±£1 + /р + о,75/р.п). (8.30)
При работе без бункера-перегружателя 7пр определяется по
выражению (8.21).
Длительность проходки выработок (смены) с магазинирова-
нием руды может быть определена из выражения
7’м = 7" -4- Т
1 - 1 пр 1 1 всп*
Длительность проходки Тпрм (мин)
Т’м _ ^КМ Т По -
Пр Qk^cm к’
(8.31)
(8.32)
279
Рис. 8.2. Изменение производи-
тельности комбайнового комп-
лекса по длине хода (камеры}
(обозначения те же, что и на
рис. 8.1)
Расчет эксплуатационной производительности комплекса Q3
(т/смену) при условии отгрузки руды на время имеет вид
Q3=-(V+TMr£’. (8-33)
где 5м — площадь сечения хода, отрабатываемого комбайном с
магазинированием руды, м2.
Определение <2сут, QM производится по выражениям (8.1)
и (8.2).
8.1.4. Особенности расчета производительности
комплексов, включающих комбайны с барабанным
исполнительным органом
Технологические особенности применения проходческо-очистных
комбайнов на Верхнекамском месторождении, анализ изменения
их основных параметров и положительные результаты испыта-
ний комбайнов «Heliminer» и «ПКЦ» говорят о рациональности
использования комбайнов с барабанным исполнительным орга-
ном для выемки калийных руд. Перспективность таких комбай-
нов определяется их универсальностью, возможностью отработки
пластов различной мощности и складчатости и широкой обла-
стью эффективного применения. Отличия в работе комбайнов с
барабанным исполнительным органом от комбайнов сплошного
резания типа «Урал» заключаются в характере и содержании
рабочего цикла. Полный цикл отбойки комбайном включает: за-
рубку исполнительного органа (барабана) в верхней части вы-
работки с одновременной подачей комбайна на забой, отбойку
руды при опускании исполнительного органа, зачистку (вырав-
нивание почвы выработки), холостой подъем исполнительного
органа и подвод комбайна к забою. Другой особенностью таких
комбайнов может быть погрузочный орган, выполненный в виде
стола с нагребающими лапами и обладающий высокой погрузоч-
ной способностью. Наличие погрузочного стола вместо шнеко-
вого бермового органа обеспечивает комбайну высокую манев-
ренность и позволяет аккумулировать отбитую руду в призабой-
ном пространстве в период отсутствия самоходного вагона. Это
дает возможность исключить из состава комплекса с цикличны-
ми средствами доставки руды бункер-перегружатель.
280
Отработка камеры осуществляется в прямом и обратном на-
правлении с разворотом исполнительного органа на вентиляци-
онном штреке.
Длительность проходки выработок комбайновым комплексом
с самоходным вагоном (смен):
7'к=27'1пр + 27’раз-Т-27’11пр, (8-34)
где ЗТраз— Длительность проведения вспомогательных техноло-
гических операций по развороту исполнительного органа ком-
байна для обратного хода на вентиляционном штреке; STnp1
(STnp11)—длительность проходки прямых (обратных) ходов в
камере.
При работе со средствами цикличной доставки руды наибо-
лее рациональным является такой режим работы, когда объем
руды, отбитой комбайном за один цикл, кратен грузоподъемно-
сти самоходного вагона. Поэтому глубина зарубки (шаг подачи
комбайна на забой за один цикл) /3 (м) выбирается в зависи-
мости от мощности пласта (вынимаемого слоя) и принимается
из выражения
/3 = 4, (8.35)
где S— площадь поперечного сечения забоя, м2; Уц — объем
руды, отбитой комбайном за один цикл, м3;
Vn=k±-, (8.36)
k — коэффициент кратности объемов; q — грузоподъемность са-
моходного вагона, т; у — плотность руды в массиве, т/м3.
Максимальная глубина зарубки определяется конструкцией
и техническими возможностями комбайнов. Так, например, для
комбайна ПКЦ /Зтах=1 м. Минутная производительность ком-
байнов с барабанным исполнительным органом принимается по-
стоянной, ее значение определяется как средневзвешенная вели-
чина за цикл отбойки (весь период зарубки и отбойки) по фор-
муле
Иц I Фк3аР/зар + QkOT%t6
К ^зар + ^отб
где tnu — длительность цикла отбойки, мин; QKOT<5 (<2кзар) —про-
изводительность комбайна непосредственно по отбойке (заруб-
ке), т/мин.; /Отб (^зар)—длительность непосредственно отбойки
(зарубки), мин.
Условие непрерывной работы комбайна в комплексе с само-
ходным вагоном определяется из следующего соотношения их
циклов
ТК>ТВ, (8.38)
Л-ТГ-г Zx-x.+ Zb., (8.39)
Тв = -^- + 1р + 13. (8.40)
В у I Р I J
281
Участок № I непрерывной работы комбайна определяется
критической длиной доставки по формуле
‘ \ хК к /
где Тк, Тв — длительность цикла работы соответственно комбай-
на и вагона, мин.; tK.x — длительность холостого хода (подъ-
ема) исполнительного органа, мин.; /в— длительность выравни-
вания (зачистки) почвы выработки, мин. (при наличии бермового
погрузочного органа данная операция отсутствует); tp, t3 — дли-
тельность разгрузки (загрузки) самоходного вагона, мин.; £» —
переменная длина доставки руды от комбайна до пункта раз-
грузки, м; v — эквивалентная скорость движения самоходного
вагона, м/мин.
В случае, если объем отбитой руды, размещаемой в приза-
бойном пространстве (q3), меньше, чем (q—QKt3), то критиче-
ская длина доставки определяется из выражения
Длина участка непрерывной работы комбайна
Ll = LKp — lp. (8.43)
Оперативное время проходки участка I определяется длитель-
ностью полного цикла комбайна на этом участке и их количе-
ством и находится из выражения:
ТJ = (^-ПоН1 /_q Jx.x + ^в \ ,8 44ч
7 ( Qk ' k J v ’
На участке № II комбайн простаивает в ожидании самоход-
ного вагона.
Длина участка № II равна
= — Zp — Лкр. (8.45)
Оперативное время проходки участка № II определяется по
формуле
7? = (S7~.П—П (-j- + -G-х-^-в • + (8-46)
Длительность проходки первого (прямого) хода определяется
по формуле
7\p = ^_±bL. (8.47)
1 £см
Аналогично по формулам (8.41—8.47) определяется длитель-
ность проходки второго (обратного) хода.
Среднесменная эксплуатационная производительность ком-
плекса определяется из выражения
Qs =. (SkT-ПоНк . (8.48)
' к
282
(8.50)
(8.51)
Расчет производительности комплексов при послойной выем-
ке пластов в нисходящем порядке проводят в следующей после-
довательности.
Выемка нижних слоев мощностью меньшей, чем разница
между максимальной высотой подъема исполнительного органа
и диаметром барабана
— d6, (8.49)
производится без операции зарубки исполнительного органа в
каждом цикле отбойки. Однако подвигание комбайна на забой
осуществляется в режиме зарубки, но с максимальной скоростью
подачи.
Средневзвешенная минутная производительность комбайна
за цикл отбойки при этом
QQoтб/ ,
____ _______£отб _
к / , I / м. шах
готб 4 ‘3/Vn
где Vnmax — максимальная техническая скорость подачи комбай-
на на забой в режиме «зарубка», м/мин;
m ___ h — d„
0Тб ~ VOT6 Vотб
пг — мощность слоя, вынимаемого в режиме «отбойка», м; h —
высота выработки (подъема исполнительного органа), м; de—
диаметр исполнительного органа (барабана), м; и0Тб — скорость
отбойки (опускания барабана), м/мин.
При мощности вынимаемого нижнего слоя меньше диаметра
исполнительного органа комбайна
ni4d6 (8.52)
отбойку руды ведут в режиме «зарубка» — по аналогии с ком-
байнами сплошного резания, В этом случае критическая длина
доставки и оперативное время проходки камеры определяется по
формулам, аналогичным (8.41) — (8.47), но без учета параме-
тров, характеризующих длительность выполнения вспомогатель-
ных операций по зачистке почвы и холостому подъему
тельного органа.
исполни-
s. 1.5. Длительность проходки выработок
комбайновым комплексом со средствами
непрерывной доставки руды
Длительность проходки выработок (смен)
Гк = 27’пр + 2Л>аз + 27'всп,
где Твсп — длительность проведения вспомогательных
гических операций, связанных с обслуживанием самоходного из-
гибающегося конвейера, смены.
(8.53)
техноло-
283
(8.54)
Длительность проходки (мин)
у- __ (8к 7 'Пр)
np Q к Р ^см
где QK — минутная поризводительность комбайнов.
Для комбайнов сплошного резания фк = Фтехн, а для комбай-
нов с барабанным исполнительным органом (QK) определяется,
как средневзвешенная величина за полный цикл по формуле
Q Уц' - 0к3аР*зар + Qkot4>t6 (8.55)
К ^зар 4" 4>тб 4" ^х.х 4“
Среднесменная эксплуатационная производительность ком-
плекса
f) _ SK т LK ,
ХЭ “ 'р Л'ПР’
(8.56)
где #пр — поправочный коэффициент к производительности, учи-
тывающий длину и число конвейеров в комплексе: йпр=1,0 —
один конвейер длиной 200 м; Лпр = 0,92 — один конвейер длиной
100 м; Апр = 0,8 — два конвейера в комплексе; Anp = 0,67— три
конвейера в комплексе.
Определение Осут, Qm, Qr производится в соответствии с дей-
ствующей методикой.
8.1.6. Расчет производительности
погрузочно-транспортных машин *
В любой календарный отрезок времени (месяц, год) производи-
тельность погрузочно-транспортной машины может быть рассчи-
тана по формуле:
Q-(TK-Tp)nnpQ9, (8.57)
где Тк — календарный фонд рабочего времени, сутки; Тр — нор-
матив времени на все виды ремонта за данный период, сутки;
пр — число рабочих смен в сутки; Q3— среднесменная эксплуа-
тационная производительность машины, т/смену.
Эксплуатационная производительность машины
<2э =-----2Т^--------’ (8.58)
G 4----— 4- 4- ^р
v '
где q — фактическая емкость ковша, т; tCM — продолжительность
смены, мин.; р — сменный коэффициент использования машины
на основных операциях; 13 — длительность загрузки, мин; v—
эквивалентная скорость движения, м/мин; Ц — расстояние до-
ставки, м; /м — длительность проведения маневров на штреке,
мин.; tp — длительность разгрузки, мин.
* За основу принята «Методика расчета производительности комбайно-
вых комплексов на рудниках объединения «Уралкалий», Пермь, 1977 г.
284
8.1.7. Исходные данные для расчета
производительности комбайновых комплексов
и самоходного оборудования в условиях
Верхнекамских рудников*
Значения технической производительности комбайнов приведены
в табл. 8.2 и 8.3. В зависимости от угла наклона выработки они
корректируются по формуле
Qa = &aQK, ТМИН, (8.59)
где ka — поправочный коэффициент, учитывающий угол накло-
на выработки (табл. 8.4).
Фактические параметры комбайна ПКЦ
Площадь поперечного сечения выработки 8К, м2 ..........12,4—14,8;
14,8—20,8;
Техническая производительность (средневзвешенная за цикл)
Qk, т/мин.............................................. 5,0
Продолжительность полного цикла отбойки /ц, мин (при
/3 = 0,65 м)........................................... 4,32
Продолжительность зарубки /заР, мин.................... 1,05
Продолжительность отбойки /0Тб, мин.................... 2,87
Продолжительность холостого хода (подъема) исполнитель-
ного органа tx. х, мин ................................ 0,4
Продолжительность выравнивания (зачистки) почвы выработ-
ки для комбайнов с погрузочным столом /в, мин.......... 0,3
Производительность комбайна при зарубке Q3ap, т/мин . . . 4,25
Производительность комбайна при отбойке Q0T6, т/мин . . . 6,0
Объем руды, размещаемый в призабойном пространстве для
комбайнов с погрузочным столом qa, т................... 6,5
Скорость опускания исполнительного органа при отбойке ГОп,
м/мин..................................................... 1,05
Диаметр барабана do, м . ...................... 1„0
Продолжительность вспомогательных операций по развороту
исполнительного органа Тразв, смен..................... 0,3
Грузоподъемность самоходных вагонов корректируется в за-
висимости от угла наклона выработки по формуле
<7а = ^<7, (8.60)
где kq—поправочный коэффициент к грузоподъемности вагона,
учитывающий влияние угла наклона выработки (табл. 8.5).
Поправка скорости и на угол наклона трассы находится из
выражения
1/в = ^. (8.61)
k„ ... .................. 1,22 0,97 0,81 0,72
Угол, градус............. 0 ±5 ±10 ±15
Технические показатели по самоходному оборудованию при-
ведены в табл. 8.6.
* В составлении раздела принимали участие Леонович М. Ф. и Жел-
нин Ю. А.
285
Таблица 8.2
Технические параметры проходческо-очистных комплексов
с комбайнами типа ПК-8 и «Урал»
Показатели ПК-8М Урал-ЮКС Урал-20КС Урал-ЮА Урал-20А
Площадь попереч- ного сечения вы- работки SK, м2 8,9 7,8; 8,9; 9,8; 1Q.2 13,4; 15,3; 17,9; 20,2 7,8; 8,9; 9,8; 10,2 13,4; 15,3; 17,9; 20,2
Техническая про- изводительность комбайнов Qk, т/м ин 3,5 з,5(4,0)* 4,5 (5,0)* 5,0 6,0
Длина комплекса (min) в составе: БП-14 и ВС-15Э 21,5 23,7 23,4 23,7 23,4
БПС-22 и ВС-25Э — — 26,7 — 26,7
* В скобках приведена техническая производительность комбайнов «Урал-ЮКСА»
и «УраЛ-20КСА».
Таблица 8.3
Исходные данные для расчета (по комбайнам)
Показатели ПК-8М Урал-ЮКС (Урал-ЮКСА) Урал-20КС (Урал-20КСА)
Простои на ремонт, сут нормативные Тн фактические Тф Длина зарубки La, м * Длительность зарубки Т3, смен ** Условная скорость отгона v0, м/смену Потерн отбитой руды По, т/м Фактический коэффициент машинно- го времени комплекса 0 *** 40 68 15 0,9—1,8 2,00 0,47 0,48/01,52 20 1,2—2,0 140 0,31 0,45/0,47 45 68 20 1,2—2,0 115 0,52 0,48/0,5
* При работе комплекса без бункера-перегружателя длину зарубки следует при-
нимать равной длине комбайна (Д3=/к).
** Минимальное значение Т3 следует принимать при зарубке комбайна перпенди-
кулярно к оси транспортного штрека. При зарубке иа иижний ход Т3 уменьшается
в 2 раза. При работе без БП Т3 следует корректировать пропорционально изменению
£3.
*** В числителе указан коэффициент машинного времени при проходке одиночных
ходов, в знаменателе — при работе с «наложением», в скобках — при работе с мага-
зииированием и с применением забойных самоходных конвейеров.
286
Таблица 8.4
Значения ka
Угол, градус ПК-8М «Урал-20КСА» «Урал-ЮКСА»
падение ап восстание ав В в
0 —5 —10 —15 + 5 + 10 + 15 1, 1,09 0,99 0,72 )8 0,95 0,66 0,24 1 1,08 1,00 0,84 07 0,99 0,92 0,60
Таблица 8.5
Значения kq
ап, градус >4 ав, градус
0 1,01 0 1,01
—5 0,97 + 5 1,02
— 10 0,88 + 10 1,03
—15 0,77 + 15 1,05
Таблица 8.6
Исходные данные для расчета (по самоходному оборудованию)
Показатели 5ВС-15М ВС-25Э • ST-8 Забой- ный» конвейер «Клип-1»
Производительность Q, т/мин — 7(12)
Грузоподъемность q, т Скорость движения в выработках S=20 м2 (10 м2), м/мин 12,5 25 7,65 —
до 25 м (vt) 88(70) — 72,8 —
более 25 м (и2) 140(130) —, 150 —
эквивалентная (кэ) Длительность загрузки /р.п, мин — 100 — —
из БП-14 1,0 — —— —
из БПС-22 Длительность разгрузки мин — 1,4 — —
на ленточный конвейер 1,8 —. — —
на скребковый конвейер 1,35 —., — —
на скребковый заглубленный кон- вейер 1,1 —1 0,2 —
в рудоспускную скважину диамет- ром 390 мм, оборудованную при- емной воронкой 1,0 1,4
287
Продолжение та б л. 8.16
Показатели 5ВС-15М ВС-25Э* ST-8 Забой- ный* конвейер „Клип-Р
Продолжительность маневров и пауз при разгрузке ?пР, мин на ленточный конвейер на скребковый или скважину 0,55 0,3 — 0,84
Длительность вспомогательных опера- ций по обслуживанию забойных кон- вейеров Твен, смен 0,07
Параметры оборудования приняты по
технической характеристике.
Таблица 8.7
Значения kp при различном оборудовании
Продолжительность эксплуатации комбайна, лет ПК-8 «Урал-20КС» («Урал-ЮКС»)
1 0,94 0,87
2 0,97 0,93
3 1,0 1,0
4 1,03 1,07
5 1,06 1,14
При определении длительности ремонтов следует учитывать
срок службы комбайнов
Tp = kpTa, (8.62)
где kp — поправочный коэффициент к средней длительности ре-
монтов в зависимости от срока службы комбайнов (табл. 8.7).
8.1.8. Примеры расчета производительности
комбайновых комплексов
Пример 1. Определить технологические и эксплуатационные по-
казатели комплекса, включающего комбайн «Урал-20КС» (S =
= 15,3 м2), бункер-перегружатель БП-14, самоходный вагон
5ВС-15М и работающего по односторонней схеме на пласте
Красный-П мощностью /п = 5,8 м в условиях рудника БКПРУ-1.
Угол падения пласта а=+5°. Выемка пласта осуществляется на
полную мощность в два слоя.
Разгрузка вагона осуществляется на конвейер СП-80К, рас-
полагаемый у устья камеры, т. е. /Р=0. Календарный фонд вре-
мени в году Гк. г=305 сут., 7^=68 сут.
288
Исходные данные для расчета
Плотность руды у, т/м3........................
Длина камеры, LK, м...........................
Длина зарубки L3, м . . . •...................
Длительность зарубки Т3, смен.................
Условная скорость отгона комплекса v0, м/смеиу
Длительность отвода оборудования комплекса из
камеры T0 = LK/v0, смен.......................
Техническая производительность комбайна QK,
т/мин.........................................
Поправочный коэффициент на угол наклона вы-
работки ka....................................
Поправочный коэффициент на использование пло-
щади рабочего органа комбайна ke:
по верхнему ходу...........................
по нижнему ходу............................
Минутная производительность комбайна при ра-
боте:
по верхнему ходу QB = QK^afeSB=4,5X0,99X
Х1,0, т/мин................................
по нижнему ходу <?н = <2к£а£«н = 4,5Х0,99х
Х0,93, т/мин...............................
Грузоподъемность вагона q, т..................
Поправочный коэффициент на угол наклона вы-
работки kq....................................
Грузоподъемность вагона с учетом поправочного
коэффициента
qa =k,.q= 1,02-12,5.........................
Скорость движения вагона, м/мии...............
Поправочный коэффициент на угол наклона вы-
работки kv ....................................
Скорость движения вагона с учетом угла накло-
на выработки
Ув1=А„У1 = 0,97-88, м/мин...................
= 140, м/мии.................
Длительность разгрузки вагона на конвейер
СП-80К /рв, мин ..............................
Длительность разгрузки бункер-перегружателя в
вагон
Л1Р = /зв. мин...........................
Длительность маневров и пауз при загрузке ва-
гона и его разгрузке /Пр, мин.................
Наполнение бункера-перегружателя без продер-
гивания донного конвейера qH, т...............
Коэффициент использования комплекса во вре-
мени при проходке:
верхнего хода.................................
нижнего хода................................
2,07
200
20 (см. табл. 8.2)
1,2 (см. табл. 8.2)
115 (см. табл. 8.2)
1,74
4,5 (см. табл. 8.2)
0,99 (см. табл. 9.3)
1 (формула 8.23)
0,93
4,46
4,14
12,5 (см. табл. 8.4)
1,02 (см. табл. 8.6)
12,7
88 (140) (см. табл. 8.4)
0,97 (см. табл. 8.7)
85
136
1,35 (см. табл. 8.4)
10 (см. табл. 8.4)
0,3 (см. табл. 8.4)
6,63
0,84 (см. табл. 8.2)
0,50 (см. табл. 8.2)
Определение показателей работы комплекса
1. Критические расстояния доставки (формулы 8.7 и 8.10)
определяются с учетом двухслойной выемки пласта, т. е. для
верхнего и нижнего ходов:
а) первое критическое расстояние при непрерывной работе
комбайна
49 Зак. 157 2 89
ио верхнему ходу
г1в 1 / ?н j 4. \ 85,0 [ 6,63 , п
к₽~ 2 \ QB ₽в п₽/----------~ \ 4,46 1,ои—и,оу —
= — 6,9 м;
по нижнему ходу
т 1Н_ ^ol ( qa \ 85,0 ( 6,63 1 qk n o']
СкР— 2 \ QH грв — гпру---2 \*4Д4 1,00 и’°/ —
— — 2,1 м;
б) второе критическое расстояние доставки
по верхнему ходу
1крв = ------7 - □ = (4S-- 1,35 - 0,з) = 81,0 м;
по нижнему ходу
и,рн=-^(^-^в-^ПР)=45-(-щ-- 1’35 -0’3)=96’0 м-
2. Длина участков I, II и III (формулы 8.6 и 8.15, табл. 8.1,
расчетная схема III) с учетом двухслойной выемки пласта
LBI = Li;-/p = 0 м; Л«1 = Л^-/р = 0 м;
£вп = ^крв-/р = 81 — 0 = 81 м;
L*n = Ькр - /р = 96 - 0 = 96 м;
£вш = LK - L3 + Zp — Up8 == 200 — 20 + 0 — 81 = 99 м;
£ип1 = LK - L3 + Zp — 7."" = 200 — 20 + 10 — 96 = 84 м.
Оперативное время отработки участков камеры (форму-
ла 8.18, табл. 8.1, расчетная схема III)
77 = 0; 77 = 0;
„ в (SK 7 По) Z,BJJ / ?а I АВ 4 \
Т2в =-------------- -Н- + Я cpfpn I,
Ча \ Vb /
/7о=0,52 — табл. 8.2
,в zp + 4pB-24p _ 0+ 81-2 (-6,9) _п
2(£”рв-“ 2 [81-(-6,9)]
_в (15,3-2,07 — 0,52) 81 / 12,7 . п . n\ „7Q ,
Г9В = -----тп-я----— == лс + 0,54-1,0 = 673 мин.
2 12,7 1 4,46 1 ’ /
72н = „gnj + /р п), мин.
7а V Vh /
ьн /p+£"pH-2£ip _ 0 + 96-2(-2,1) п С1
Лср" 2(£”н-£'«) 2 [96 — ( — 2,1)]
290
Т,‘- 13№,Л07 96 7-^-+ 0,51.1,0)-775 мин.
т, (SkY-По) £вш ( 2 £“рв + £ВШ \
ТЗ = ---------£ к V*2 + Р+ Р-П)
(15,3-2,07 — 0,52) 99 / 2,81 + 99 , , еК
----------12J 136
т н _ ShI£hiii f 2 £крН + £Нпг [ , । t
3 ~ 7, к ^2 + ₽+ ₽'
= 13,85-2,07-84 / 2-.96-8£+ 1>65+1 М = 887 мин
+1,01 = 1109 мин.
3. Длительность проходки камеры (формула 8.5)
т — тъ Л-та г'в + ?2В + ТзВ I Г1"+ ?2И + ГзН
‘ пр ~ пр + пр pg /см -Г |0Н ZcM
₽в = 0,48; ри = 0,50 (табл. 8.2);
т _ 0 + 673 + 1Ю9 , 0 + 775 + 887 _ Q Q/l ,
7 пр— >0,48-420 "г 0,50-420 ’ “*
+ 7,91 = 16,75 смены.
Средняя минутная производительность комплекса при про-
ходке с учетом двухслойной выемки
($к I — Пр) (+ +) 4~ + 7 (+ +)
7апр + 7нПр
(15,3-2.07 —0,52) (200 —20) + 13,85-2,07(200 —20) ,
= 3---------------- 1782 + 1662------------*----------- = 3’1 Т/МИН‘
Коэффициент использования комбайна в комплексе
и,-------_ —______________iLl________ о 72
I1 0,5 (QB + QH) 0,5(4,46 + 4,14)
Длительность процесса отработки камеры (формула 8.4)
Т= 77 + 77 + 7’ов+77' + 7'пр= 1,2 + 0,6+1,74 +
+ 1,74+ 16,75 = 22,03 смены.
Среднесменная эксплуатационная производительность ком-
плекса (формула 8.22)
__ (Sr 7 По) + 4“ -$н 7 (^-к 0,5 L3) _
ч9— 7
(15,3-2,07- 0,52) 200 + 13,85-2,07-(200-0,5-20) ,
= -------------->-------------------------->- = 5о0 т/смену.
Суточная производительность комплекса (формула 8.2)
Qcyt = fipQa — 3 • 530 = 1590 т/сут.
19*
291
Среднемесячная производительность комплекса (формула 8.1)
=3|,4 тыс. т.
Пример 2. Определить технологические и эксплуатационные
показатели комплекса, работающего по схеме с магазинирова-
нием руды в условиях, указанных в примере 1.
1. Время проходки верхнего хода.
Критическое расстояние доставки (8.27)
L-p-4U - 1 °)-8 "
Длина участка непрерывной работы комбайна
U= Лкр —/р = 8,0 — 0 = 8 м.
Длина участка II определяется по формуле (8.29)
L11 = Лк + /р-Лкр- Л3 = 200-0-8 — 20== 172 м.
Оперативное время проходки участков хода (8.28) — (8.30):
т в - (SK7-no)£i _ (15,3-2,07-0,52)-8 _ ,
1 I qZ 4.46 ’
тв____ ($кТ По) ATI / 2 Ctp + L । о 751 =
/2 - va2 +*р + и,/огр.п^
(15,3.2.07-0^2).172 /2-8+172. + j >65 + 0)75. ) М = 1595 мин„
I оо /
12,7
Т г1в +
п₽ Рв См
56 + 1595
0,48-420
8,2 смен.
Продолжительность проходки хода
Г = Т;р + Т* + 7’всп = 8,2 + 1,2 + 0,3 = 9,7 смен.
2. Продолжительность проходки второго хода с магазиниро-
ванием руды (8.32)
ТЫ __ (Sh Т Пр) 7-К
П1> Qh Ph Cm
(13.8-2,07 — 0,52) 200
4,14-0,7.420
= 4,60 смен,
7м_ т'мпр 7^ = 4,60 0,3 = 4,90 смен.
3. Общая продолжительность отработки камеры
Т = 7’в + 7'м = 8,7 + 4,90 = 14,6 смен.
4. Среднесменная эксплуатационная производительность
комбайна
т) (SK ; - Пр) £к + SH т (£к L3)
Ws — jr —
— С5’3’2,07 — 0,52) 200 + 13,85-2,07-(200 —20) 780 ,
J45 т/смен.
292
5. Среднемесячная производительность комбайна
п Оэ«р (Укт—Т'р) 780-3 (305 — 68) о
QM =--------12------=--------^12------— = 46,2 тыс. т/мес
Пример 3. Определить эксплуатационные показатели маши-
ны ST-8, работающей на отгрузке замагазинированой руды в вы-
работках, пройденных комбайном «Урал-20КС» (из примера 2).
1. Среднесменная эксплуатационная производительность ма-
шины (8.58)
См 3 ?
Qs =
420-0,6-7,65 ,
-- 600 т,смен.
р 0,47 + ———. + 0,84 + 0,3
150
2. Необходимое число смен работы машины для отгрузки
из камеры
руды
(S„t — По) (LK — L3) _ (13,85-2,07 + 0.52) (200 - 20)
Q3 600 ~
= 8,75 смен.
3. Необходимое число машин для отгрузки руды за одним
комбайном
п 8,75 п
т = =т- — 1е = 0,534 шт.
1 16,39
С учетом возможности повышения производительности маши-
ны и обеспечения ее необходимым резервом по фронту работ
принимаем одну машину для работы в комплексе с двумя ком-
байнами.
8.2. МЕТОДИКИ РАСЧЕТА ПАРАМЕТРОВ И ОПРЕДЕЛЕНИЯ
РАЦИОНАЛЬНЫХ СХЕМ РАСПОЛОЖЕНИЯ ШПУРОВ
И СКВАЖИН ПРИ ВЕДЕНИИ БУРОВЗРЫВНЫХ РАБОТ
НА КАЛИЙНЫХ РУДНИКАХ*
Настоящая методика разработана для расчета величины линии
наименьшего сопротивления (ЛНС) и величины заряда ВВ с
установлением рациональных коэффициентов сближения шпуров
и интервалов замедления, обеспечивающих достижение заданных
величин коэффициентов использования шпуров (КИШ) и степе-
ни дробления породы при ведении взрывных работ в соляных
породах Верхнекамского месторождения калийных солей.
Основные положения настоящей методики могут быть исполь-
зованы при расчете параметров буровзрывной отбойки и для
других соляных месторождений при условии определения для
них предельной длины заряда, обеспечивающей стабилизацию
зоны разрушения, величины скорости эталонного удара разру-
шения породы и плотности отбиваемого массива.
В составлении раздела принимал участие Мальцев В. М.
293
В данной методике критерием разрушения породы является
удельный импульс плоского эталонного удара, при котором про-
исходит разрушение кубического образца соляной породы (или
цилиндрического с высотой, равной диаметру, и плоскими торце-
выми поверхостями) со степенью дробления (iy), равной 1,6, что
ориентировочно соответствует расколу образца на четыре рав-
ные части. Эталонный удар производится сбрасыванием шаро-
вого груза на образец с установленной на его верхней плоскости
жесткой пластинкой. Вес сбрасываемого груза должен быть ра-
вен весу образца. В этом случае величина эталонного импульса
равна произведению плотности породы на скорость удара. Ско-
рость удара рассчитывается по высоте падения груза. Величина
эталонного импульса характеризует динамическую прочность
породы. Его использование при взрывном разрушении право-
мерно из-за сильного затухания массовой скорости породы при
взрыве.
8.2.1. Расчет параметров буровзрывных работ
при параллельном расположении шпуров
Формула для расчета величины ЛНС шпуровых зарядов при
взрывании на неограниченную обнаженнную поверхность имеет
вид *
U7O = J--|/ , (8.63)
° Zb у т 7] Jt '
где /в— степень дробления породы взрывом.
Для сильвинита оптимальная величина iB = 5,35; для карнал-
лита 1в = 7,33;
а — коэффициент, учитывающий способ инициирования заря-
дов ВВ.
При прямом инициировании а = 0,64; при обратном а = 0,9;
Q— масса ВВ, размещаемая в 1 м скважины (шпура), кг.
Для аммонита в патронах диаметром 32 мм Q = 0,9 кг, для
патронов диаметром 36 мм Q=l,2 кг;
D — скорость детонации ВВ, м/с.
Для аммонита № 6 ЖВ £> = 4000 м/с, АП-5ЖВ £> = 3700 м/с,
Т-19 D = 3600 м/с, ПЖВ-20 £>=3500 м/с;
/п — предельный эффективный коэффициент удлинения за-
ряда.
Для галита /п = 80; сильвинита /п = 94; карналлита /„=121;
т — коэффициент сближения шпуров
* Под неограниченной обнаженной поверхностью понимается параллель-
ная шпуровым зарядам поверхность обнажения породного массива с разме-
ром обнажения (в плоскости, перпендикулярной оси шпуров), превышающим
величину ЛНС более чем в 3 раза.
294
При мелкошпуровой отбойке следует принимать т— 1,1—1,4,
Для одиночных зарядов /п=1,45—1,65. Смежные заряды пере-
стают эффективно взаимодействовать и работают как обособ-
ленные одиночные заряды; для галита при т^1,45; сильвинита
т^. 1,5; карналлита т^1,6;
а — расстояние между шпурами в ряду, м; W — линия наи-
меньшего сопротивления (ЛНС), м; т] — К.И.Ш. При прямых
врубах и взрывании на обнаженную поверхность следует прини-
мать т] = 0,954-0,97; />— удельный нормируемый импульс дробле-
ния; для галита /> = 8060; сильвинита /> = 7136; карналлита // =
= 3720; галитовых отходов в солеотвалах />= 1560.
При прямом инициировании зарядов (а = 0,64) с учетом опти-
мальной величины степени дробления породы взрывом (iB) и
предельного эффективного коэффициента удлинения заряда (/„)
выражение (8.63) для расчета величины ЛНС при взрывании
на неограниченную обнаженную поверхность приобретает вид:
для сильвинита
Го = 0,01521/
для галита
Wo = 0,01391/ ,
для карналлита
№«--=0,019 1/ QD
V mri
(8.64)
(8.65)
(8.66)
При взрывании на обнаженную снизу поверхность величина
ЛНС увеличивается в 1,15—1,2 раза.
При взрывании шпуров на ограниченную обнаженную поверх,
ность (врубовая полость, скважина) шириной ЛНС уменьша-
ется в соответствии с уменьшением размера поверхности по экс-
поненциальной зависимости
ГВ = М7О(1 --e'AFo), (8.67)
где №в — величина ЛНС при взрывании на ограниченную об-
наженную поверхность (врубовая полость, скважина), м; е —
основание натурального логарифма (е = 2,72); dB — поперечный
размер (диаметр) обнаженной поверхности, м.
Для облегчения расчетов величины ЛНС в табл. 8.8 при-
ведены значения (1—e_<//Wi ).
Непременным условием надежного действия взрыва является
соблюдение следующих требований:
длина заряда ВВ в шпуре не менее, чем в 1,5 раза должна
превышать величину ЛНС;
295
Таблица 8.8
Значения (1— e_di'wo)
d/Wo 1— 0,15 0,140 0,16 0,148 0,17 0,156 0,18 0,164 0,19 0,172
d/W0 0,30 0,35 0,40 0,45 0,50
1— e-d/W„ 0,259 0,295 0,330 0,363 0,3<93
d/Wo 0,80 0,85 0,90 0,95 1,0
l—e-d/wa 0,550 0,573 0,593 0,612 0,631
d/Wo 1„6 1,7 1,8 1,9 2,0
l._e-d/V% 0,800 0,817 0,833 0,850 0,865
d/W0 3,5 4,0 4,5 5,0 5,5
0,970 0,892 0,989 0,993 0.9Q5
Продолжение табл 8.8
d/Wo 0,20 0,22 0,24 0,26 0,244
l—C-d/W0 0,182 0,197 0,213 0,227 0,28
d/Wo 0,55 0,60 0,65 0,70 0,75
0,423 0,450 0,478 0,500 0,527
d/Wo 1,1 1,2 1,3 1,4 1,5
^c-d/w„ 0,667 0,697 0,730 0,750 0.777
d/Wo 2,2 2,4 2,6 2,8 3,0
l—e~d/W0 0,890 0,909 0,926 0,939 0,950
d/W0 6,0 7,0 8,0 9,0 10,0
X—e-a/w,, 0,997 0,999 1,0 1,0 1,0 ,
при мелкошпуровой отбойке коэффициент сближения шпуров
(т), взрываемых в одной группе, должен находиться в преде-
лах 0,7—3,0, при оптимальных значениях 1,1—1,4;
расстояние между шпурами не должно быть меньше критиче-
ского по запрессованию. Для аммонита 6 ЖВ при диаметре
шпуров 42 мм минимальное расстояние между шпурами равно
0,25 м;
величина незаряженной части шпура (/н. з) должна удовле-
творять следующим условиям: не превышать 1,5—2,0 величины
ЛНС и не превышать 0,5—0,7 длины шпура, а именно:
для сильвинита и каменной соли
/н з< 1,5U7 и/н 3<0,5/ш, (8.68)
для карналлита
ZH.3<2U7 и ZH 3<0,7/UI. (8.69)
8.2.2. Пример расчета параметров буровзрывных
работ при параллельном расположении шпуров
Определить расстояние между шпурами в забое горизонтальной
выработки и рассчитать величины зарядов, если задано следую-
щее: горная порода — сильвинит, диаметр шпуров — 40 мм, диа-
296
метр врубовой скважины — 0,45 м, диаметр патронов ВВ —
32 мм, длина шпуров — 5,5 м, ВВ — аммонит 6 ЖВ, средства
бурения шпуров —бурильная установка, оснащенная устрой-
ством для параллельного перемещения стрелы, средний диаметр
куска отбитой породы — 0,15 м.
Определение ЛНС шпуровых зарядов проводим следую-
щим образом:
а) при взрывании одиночного заряда на неограниченную об-
наженную поверхность (см. 8.64)
U7o = 0,152 1/ 0,152 1/4tS“==0’76 м’
° ’ у т т] ’ V 1,5-0,95 ’
б) при взрывании шпуровых зарядов № 1—4 (рис. 8.3) на
скважину диаметром 0,45 м (см. 8.64)
W} = UZ0 (1 — e~diw°) = 0,76(1 — е-0’45/0’70) = 0,76 (1 -е-°-5Я).
Из таблицы значений (1—e~d/ w") находим величину, которая
равна 0,445, тогда
0,76-0,045 = 0,34 м.
При ориентировании стрелы манипулятора относительно
скважины возможно отклонение шпура в его донной части от
проектной точки на 0,1 м. Для обеспечения надежного действия
взрыва первых шпуров принимаем величину их ЛНС равной
UZj_4 = 0,34 — 0,10 = 0,24 м,
в) для шпуровых зарядов № 5—8 расчет величины ЛНС
ведут исходя из размеров свободной полости d = 0,65 (см.
рис. 8.3)
UZ5 8 = 0,76 (1 — е^0’в5/0>'в) = 0,76-0,573 = 0,44 м.
При бурении шпуров кареткой, оснащенной устройством для
параллельного перемещения стрелы без корректировки направ-
ления, обеспечивается достаточно высокая точность параллель-
ности шпуров. Поэтому для вспомогательных и отбойных шпу-
ров поправку на их отклонение от заданного направления мож-
но в расчет не вводить:
г) для шпуров № 9—12, взрываемых на полость размером
0,82 м,
UZ9_12 = 0,76 (1 — e_fl>82/0’7e) = 0,50 м;
д) для шпуров № 13—16
У7131в = 0,76(1 - е~1,53/0’70) = 0,66 м;
е) шпуры № 18 и 21 взрываются на обнаженную поверхность
шириной 2,16 м. Величина ЛНС составляет
У718_21 = 0,76 (1 — е-2,1в/0’7в) = 0,72 м;
297
Рис. 8.3. Схема расположения шпуров в забое:
а — схема забоя; б — конструкция вруба
ж) шпуры № 17, 19, 20 и 22 предполагается взрывать одно-
временно с № 18 и 21. Величину Л НС для этих шпуров при-
нимаем такой же. Определим коэффициент сближения зарядов
m = QUZ = 1,00/0,72 = 1,39.
Величина коэффициента сближения щ=1,39 соответствует
оптимальному интервалу значений 1,1—1,4;
з) для шпуров № 23—28 и № 29—34 по аналогии с № 17—22
величина ЛНС принимается равной 0,72 м;
и) для оконтуривающих кровлю выработки шпуров величина
ЛНС определяется размером проводимой выработки и равна
0,8 м. Определим для них величину tn. В соответствии с (8.64)
и при наличии снизу обнаженной поверхности, позволяющей уве-
личить ЛНС в 1,1 —1,2 раза, имеем
0,8-1.15-0,0152/J^™-,
откуда
1,152.0,01522-0.9-4000 , QA
т =--------- nr -;го5-= МО-
0,95-0,82
Расстояние между шпурами в ряду равно
а = 1,8-0,80= 1,44 м.
Следовательно, общее число шпуров в ряду должно быть
1 . L . . 6,33 .
/г=1+_=1+__==5,4.
Принимается 6 шпуров.
Рассчитанная схема расположения шпуров обеспечивает раз-
рушение соляного массива до размера среднего куска, равного
0,15 м.
Расчет величины зарядов шпуров (скважин) производится
с соблюдением условий эффективного действия взрыва (8.68) и
(8.69):
298
1) Определение величины заряда для шпуров № 1—4 первой
серии взрывания. Величина ЛНС для первой серии взрывания
составляет 0,25 м.
По условию (8.68)
/н.3< 1,5-0,25 = 0,375 м.
По условию (8.69)
/и з< 0,5-5,5 = 2,75 м.
Принимаем /н. з = 0,375 м.
Величина заряда составит:
Qi t = У Цш — ^н.з) — 0,9 (5,5 — 0,375) = 4,6 кг.
Округляя в большую сторону до целого, принимаем 19' па-
тронов ВВ по 0,25 кг общей массой 4,75 кг;
2) Определение величины заряда для шпуров № 5—8 второй
серии взрывания
/н3< 1,5-0,44 = 0,66 м,
Q5_8 = 0,9 (5,5-0,66) = 4,36 кг.
Принимаем 18 патронов ВВ общей массой 4,50 кг.
3) По аналогии определяем величину зарядов для остальных
шпуров
Qa-i2 = 4,50 кг; Qi3-I6 = 4,25 кг; У)7_22 = 4 кг;
Q23-28== 4 кг; Q29-34 = 4 кг; Уза-40 — 4 кг.
8.2.3. Расчет веерного комплекта скважии
Особенностью веерной отбойки является переменная величина
коэффициента сближения зарядов по сечению камеры и, как
следствие, неравномерное размещение ВВ по массиву. При про-
ектировании паспортов буровзрывных работ и их практическом
исполнении необходимо строго следить за соблюдением основ-
ных положений и закономерностей буровзрывной отбойки. Несо-
блюдение этих положений может привести к труднопоправимым
последствиям (отказам, прострелам или запрессованию зарядов,
повышенному выходу негабарита и отрыву плит значительных
размеров без дробления). В отличие от расчета отбойки с пря-
мыми врубами при расчете вееров значительная роль отводится
их точному (в масштабе) графическому построению.
Построение веера. На листе миллиметровки в масштабе
1 : 100 вычерчивают фактическое сечение камеры с соответствую-
щим числом и расположением разрезных штреков (рис. 8.4). На
оси бурового штрека откладывают высоту центра веера h (для
буровых кареток СВБ-42-20/80 (УБШ) и БК-2М. Центр веера
расположен на высоте 1700 м. Центр веера соединяют прямой
линией с одним из углов камеры, получая скважину № 1. Из
конца скважины № 1 перпендикулярно ей откладывают в обе
299
Рис. 8.4. Пример построения
схемы расположения сква-
жин в камере при размеще-
нии разрезной выработки в
нижней части пласта
стороны величину a = 2W (W — Л НС). Через концы отрезка
«а» и центр веера проводят прямые линии, которые соответ-
ствуют направлениям скважины № 2 и последней скважины вее-
ра. Отрезки прямых линий, заключенных между контуром ка-
меры и стенкой разрезного штрека, будут равны проекции длины
скважин на вертикальную плоскость. Из конца скважины № 2
перпендикулярно ей откладывают отрезок «а», конец которого
соединяют с центром веера, и получают скважину № 3. Выпол-
няя аналогичные построения, получают схему расположения
веерных скважин (шпуров) с корректировкой расстояния между
концами скважин, расположенных в кровле, в пределах а=(2ч-
4-2,5) W. Указанные построения выполняют до оси камеры, на
второй половине сечения камеры скважины располагают симме-
трично первой.
Величину Л НС (IF) следует принимать:
IV'=0,85 м — при доставке руды ленточными конвейерами
(Лк = 0,93);
IF=0,92 м — при доставке руды самоходными вагонами
(Лк =1,0);
IF =1,0 м — при доставке руды скреперной лебедкой (Лк =
= 1,09);
или рассчитывать по выражению:
Ц7 = 0,015/Ск|//-^_, (8.70)
где Q— плотность заряжания, кг/м. Для патронированного ам-
монита № 6 ЖВ Q = 0,8 кг/м; D — скорость детонации применяе-
мого ВВ; т — коэффициент сближения зарядов. Для вееров
т=1,0; ц — к. и.ш.; Кк — коэффициент кусковатости, учитываю-
300
щий отклонение степени дробления от принятой при среднем
размере куска 0,15 м.
Определение длины скважин (шпуров) I (м) в веере произ-
водится по формуле:
где /ПР — длина проекции скважины (шпура) на вертикальную
плоскость, измеренная на схеме расположения скважин (шпу-
ров), м; а —угол наклона скважин к оси бурового штрека, гра-
дус; а = 45°-?-60°.
Расчет массы заряда ВВ на каждую скважину осуществляет-
ся по выражению
Q3 = /3Q, (8-72)
где l3 = l-i-ln — длина заряда ВВ в скважине, м; / — длина сква-
жины, м; /н — длина недозаряда, м; Q— плотность заряжания
скважин ВВ.
Величину недозаряда скважин /н (при длине проводников
2—2,5 м) определяют по выражению
ZH<1,5U7. (8.73)
При длине проводников электродетонаторов более 3 м при-
нимаются следующие величины недозаряжания скважин:
первая — 1Н—1,0 м; вторая и третья — /н = 2,5 м; четвертая —
/н—1,0 м; пятая и шестая — /н = 2,5 м и т. д.
При механизированном заряжании скважин россыпными ВВ
величину заряда определяют по формуле
Рз = -^(/-/н-4)7з, (8.74)
где d — диаметр шпура, мм; I — длина скважины, м; /н — длина
недозаряда, м; /п — длина патрона-боевика, равная 0,25 м; у3 —
плотность заряжания, равная 1 г/см3.
Число одновременно взрываемых вееров (4—8) зависит от
мощности пласта, числа комбайновых ходов в сечении камеры и
других факторов. Расход ВВ и шпурометров на один взрыв опре-
деляют из выражения:
Qb = A^Q‘3+ Qk + Qb, (8-75)
z-l
где N — число одновременно взрываемых вееров; SQ3 — количе-
ство ВВ в веерных скважинах кг; QK — расход ВВ на взрывание
коржей, кг; Q„ — расход ВВ на взрывание подправок, кг.
4. Расстояние между веерами А (м) по оси бурового штрека
определяют по формуле (8.76) или табл. 8.9
А =. (8.76)
sin a v '
301
Таблица 8.9
Расстояние между веерами при величине ЛНС (IF)
и угла наклона вееров к оси штрека (а)
ЛНС (W), м Расстояние между веерами при углах наклона их к оси штрека (а), градус
45 50 55 60
0,85 1,2 1,1 1,05 1,0
0,9 1,25 1,2 1.,Ю 1,05
1,0 1,4 1,3 1,2 1,15
5. Определение выхода руды на веерный взрыв производит-
ся по выражению:
1/ = (S-2.SK)XA4 (8.77)
где S — площадь поперечного сечения камеры (S = aKmB), м2;
ак — ширина камеры, м; тв— вынимаемая мощность пласта, м;
2SK — суммарная площадь сечения комбайновых ходов в каме-
ре, м2; N — число одновременно взрываемых вееров; у — объем-
ная масса руды, равная 2,07—0,08 т/м3.
6. Расход ВМ и шпурометров на 1 т отбитой руды:
<7 = -%*-• (8.78)
8.2.4. Пример расчета параметров буровзрывных
работ при веерном расположении взрывных скважин
Определить схему расположения взрывных скважин и величину
зарядов ВВ, если задано следующее:
Мощность пласта т, м.........................7,5
Тип комбайна . ..............................ПК-8
Расположение выработки по сечению камеры . . В центре камеры
Диаметр скважии, мм..........................42
Ширина камеры, м.............................16
Тип бурильной установки......................БК-2
Тнп ВВ.......................................Хммонит № 6 ЖВ
1. По формуле (8.70) определяется величина Л.Н.С. для
/<к=1.
W =0,96 1/ = 0,96 V. = 0,92 м.
у m^Da ’ г 1,0-0,97-4000 ’
2. Осуществляется построение схемы расположения веерных
скважин в масштабе 1 : 100 (рис. 8.5).
3. Определяют длину скважин и величину заряда на 1 веер.
Для этого с рис. 8.5 снимают размеры /Пр каждой скважины и
заносят в табл. 8.10. Определяется истинная длина скважин по
302
Рис. 8.5. Пример построения
схемы расположения скважин
в камере при размещении раз-
резной выработки в средней
части пласта
табл. 8.9, приняв угол откоса забоя а=60°, результаты заносят-
ся в табл. 8.10.
По выражению (8.72) определяется величина зарядов по
скважинам, принимая величину недозаряда
/„< 1,5 1Г = 1,5-0,9= 1,35 м,
и величину Q = 8 кг.
Для скважины № 1 и 16
Ql ie=(Z-/H)Q = (8,l -1,35)0,8 = 5,4 кг.
Для последующих скважин расчет ведут аналогично. Резуль-
таты приведены в табл. 8.10.
Расход ВВ при взрывании 6 вееров
2Q = 76,6X6 = 459,6 кг.
Дополнительно для отбойки заколов в кровле («коржи») и
дробления негабарита предусматривается 19 кг ВВ; а для до-
полнительного оконтуривания стенок камер шпуровыми заряда-
ми (150 м шпуров) —70 кг (по данным практики).
Общий расход ВВ на один цикл составит*
459,6+ 19+ 70 = 548,6 кг.
4. Находится расстояние между веерами по оси буровой вы-
работки
А = W/sin а = 0,9/0,866 = 1,05 м.
5. Определяется выход руды за цикл
И= (a^-SJ Л/гт = (16-7,5-8,9) 1,05-6-2,07= 1449 т.
6. Рассчитываются удельные расходы ВМ и объемы бурения
на 1 т руды:
ВВ: 548,6/1449 = 0,379 кг/т;
* При ведении взрывных работ под городской застройкой и в зоне влия-
ния работ иа городские здания и сооружения максимальное количество од-
новременно взрываемого ВВ не должно превышать 600 кг.
303
Таблица 8.10
Результаты расчета параметров буровзрывных работ
Номер скважин (шпуров) гпр’ м 1, м ън, м L3, м Q3, кг
1 7,0 8,1 1,35 6,75 5,4
2 6,6 7,6 1,35 6,62 5,2
3 6,5 7,5 1,35 6,15 5.0
4 6.6 7,6 1,35 6,25 5,0
5 7,3 8,4 1,35 7,05 5,6
6 4,7 5,4 1,35 4,05 3,2
7 3,1 3,6 1,35 2,25 1,8
8 2,3 2,6 1,35 1,75 1,4
9 2,3 2,6 1,35 1,75 1Л
10 3,1 3,6 1,35 2,25 1,8
Ы 4,7 5,4 1,35 4,05 3,2
12 7,3 3,4 1,35 7,05 5,6
13 6,6 7,6 1,35 6,25 5,0
14 6,5 7,5 1,35 6,15 5,0
15 6,6 7,6 1,35 6,25 5,0
16 7,0 8,1 1.35 6,75 5,4
17 4,1 4,7 1,35 3,35 2,8
18 2,9 3,3 1,35 1,95 1,6
19 2,3 2,6 1,35 1.65 1,4
20 2,3 2,6 1,35 1.65 1,4
21 2,9 3,3 1,35 1,95 1,6
22 на веер: 4,1 4,7 1,35 3,35 2,8
22 на 6 вееров: — 122,8 — — 76,6
6X22=132 .— 736,8 — 459,6
коржи, негабари- ты 90Х1 м по 0,2 кг — 90 — — 19
подправки 50X3 м по М кг — 150 —• — 70
Всего: 272 — 976,8 — — 543,6
СВ: 272/1449 = 0,188 шт/т;
объем бурения: 976,8/1449 = 0,674 м/т.
8.3. РАСЧЕТ И ОРГАНИЗАЦИЯ ПРОВЕТРИВАНИЯ
ВЫРАБОТОК КАЛИЙНЫХ РУДНИКОВ
Расчет объемов воздуха для проветривания забоев, камер слу-
жебного назначения и всего рудника производится согласно
«Инструкции...» [9].
8.3.1. Определение депрессии рудников и выбор
вентиляторов главного проветривания
Существуют два способа расчета вентиляционной сети рудни-
ков. Первый — расчет сети на ЭВМ с помощью специально со-
304
зданного для этой цели пакета программ, которые учитывают
влияние местных сопротивлений, сопротивлений регулирующих
устройств и естественной тяги, возникающей в стволах и выра-
ботках.
Второй способ более простой и дает возможность рассчи-
тать систему вентиляции без применения ЭВМ, но он весьма при-
близителен. Согласно этому методу в вентиляционной схеме руд-
ника выбирается одно направление, по которому, начиная от
устья воздухоподающего ствола, проходится путь в направлении
движения воздуха до всаса вентилятора главного проветрива-
ния. В выбранном направлении не должно быть встречного дви-
жения воздушной струи. Выбирается, как правило, наиболее
протяженное направление, в котором для каждой выработки
определяется потеря депрессии по формуле:
/z = /?Q2, (8.79)
где h — потеря депрессии в выработке, даПа; Q — расчетно-необ-
ходимый объем воздуха, протекающего в выработке, м3/с; Р—
сопротивление выработки, включающее сопротивление трения и
местное, даПа-с2/м6.
Сопротивление трения
^тр = «-§"’ (8-80)
или
/?тр = 0,0098 ГЛ ;52’5, (8.81)
где а — коэффициент аэродинамического сопротивления вырабо-
ток, принимаемый из табл. 8.11; Р — периметр выработки, м;
L — длина выработки, м; S — площадь поперечного сечения вы-
работки, м2; Т — коэффициент, учитывающий степень шерохова-
тости поверхностей, способ проходки и назначение выработок;
для выработок, пройденных комбайнами и предназначенных для
использования в качестве транспортных или вентиляционных
7 = 0,196; для выработок, пройденных буровзрывным способом и
используемых в качестве транспортных или вентиляционных,
7 = 0,48; для конвейерных выработок, пройденных комбайнами,
7 = 0,539; для вентиляционных стволов 7 = 3,28; для скиповых
или грузо-людских стволов 7 = 3,93.
Местные сопротивления рассчитываются по формулам, при-
веденным в работе [21]. Наиболее часто встречающиеся мест-
ные сопротивления — это сопротивления внезапного сужения
или расширения, определяемые по формуле:
= <8-82)
где р — плотность воздуха, берется равной 1,2 кг/м3; S — пло-
щадь поперечного сечения выработки, м2; g — коэффициент мест-
20 Зак. 157 3 05
Таблица 8.11
Коэффициенты аэродинамического сопротивления
Способ проходки выработки и ее назначение Вид транспорта, оборудование Площадь по- перечного се- чения выра- ботки 5, м2 а-104
Комбайновый (ШБМ), транспортная Электровозный, светиль- ники, кабели 6,9 5,1
Комбайновый (ШБМ), вентиляционная Отсутствуют 7,4 4,86
Комбайновый (ПК-8), вентиляционная Отсутствуют 8,4 5,0
Комбайновый (ШБМ и «Караганда-7/15»), транспортная Электровозные кабели, светильники 16,6 4,48
То же То же, но засорена по- родой Конвейер КРУ-350, кабе- ли, светильники 16,4 4,98
Комбайновый («Караган- да-7/15»), транспортная 23,9 12,1
Комбайновый («Урал-20КС»), транс- портная Самоходный, кабели, све- тильники 19,2 3,5
Комбайновый (ШБМ и «Карагапда-7/15»), транспортная Конвейер КРУ-350, кабе- ли, светильники 17,5 13.2
Буровзрывной, вентиля- ционный Отсутствует, засорена по почве 13,8 20,4
Буровзрывной, вентиля- ционная Отсутствует, чистая 16,1 10,7
Буровзрывной, транс- портная Электровозный (двухпу- тевая), кабели, светиль- ники 13,0 н,з
Комбайновый (ПК-8 или «Урал-10КС»), вентиля- ционная Отсутствуют, засорена по почве 6,5 6,45
Комбайновый «Караган- да-7/15»), вентиляцион- ная Отсутствуют, чистая 19,2 6,9
Комбайновый («Джой»), транспортная Самоходный, чистая 11,4 16,2
Комбайновый (ПК-8) в два хода, транспортная Самоходный, чистая 12,0 7,44
Комбайновый («Урал-2ОКС»), вентиля- ционная Отсутствует, чистая 19,4 3,14
Ствол клетевой Ходовое отделение, креп- ление—тюбинги 38,4 81,8
Ствол, закрепленный бе- тоном, вентиляционный Расстояние между рас- стрелами 4168 мм 38,4 33,0
То же То же 50,2 38,0
Ствол, закрепленный тю- бингами, вентиляцион- ный То же 38,4 39,0
То же То же 50,2 48,0
Ходовой гезенк Площадки, лестницы 94,0
.306
ного сопротивления, равный для выработок, пройденных буро-
взрывным способом:
прн внезапном расширении
5 = 3,128 - 6,081 К + 2,964№,
при внезапном сужении
5 = 0,885- 0,795 К- 0,1915 /<2,
ЛГ = 5/5К,
SK — площадь сечения выработки, имеющей наибольшее значе-
ние (к примеру, камеры).
С учетом приведенных коэффициентов формула (8.82) при-
обретает вид:
при внезапном расширении
/?мр = (0,1877 - 0,3648 0,1778 —-g-j-±- , (8.83)
при внезапном сужении
/?мс = [о,0531 -0,0477 X0,0115-^-^—-, (8.84)
где Si — площадь поперечного сечения горловины камеры, через
которую воздух удаляется из камеры, м2; S2 — площадь попереч-
ного сечения устья камеры, через которое воздух поступает в
камеру, м2.
Формулы для расчета местного сопротивления тройников
(слияние или разделение потоков в сопряжениях выработок,
имеющих Т-образную форму), приведены в табл. 8.12.
После подсчета сопротивлений по формулам (8.80), (8.81),
(8.83) и (8.84) определяется общее сопротивление выработки
7? = 7?Тр X 7<м.
Общая депрессия выбранного направления определятся сум-
мированием потерь депрессии в каждой выработке, входящей в
направление
А = А] X /г2 X • • • X (8.85)
где п — число выработок в направлении, включая стволы и ка-
налы вентиляторов главного проветривания.
Общая депрессия рудника, которую должен развить венти-
лятор главного проветривания
/гв = 1.15 hn,
где 1,15 — коэффициент, определяющий неучтенные потери де-
прессии в местных сопротивлениях, равный 1,15.
Расчет депрессии по выбранному направлению целесообразно
вести в виде табл. 8.13.
Вентиляторы главного проветривания выбирают по их на-
порным характеристикам. При этом необходимо руководство-
ваться следующими рекомендациями:
20*
307
Таблица 8.12
Расчетные формулы для определения местного сопротивления тройников
/?м, = о
/?„2 = 0,0412
ЯМз = 0,0471
/Ц = 0,0471
% = 0,0471
% = 0
4
л
“У.
о _ / J______2, ft
/?М1 0,0412^2 + ^2.52
Ч= °
% = 0,0471
ЯИ1 = 0,0412
Ч=о
% = 0.0471
л +_д_\
V? трГ/
ЯИ1 = 0,0471
/?М2= 0,0471
%=0
ЯМ1 = °
Ям = 0,0412
м2
/?Мз'= 0,0471
'J 2 У* \
/1 ^1’^2 У2’^1 /
Л __2^ I
Л2 ^1^2’ Уз Уз/
Л
Л
Л
Л
при /гв^150 даПа следует принимать осевые вентиляторы,
при hB= 150-4-300 даПа — осевые и центробежные, при hB>
>300 даПа — центробежные.
Расчетные величины QB (подача ГВУ) и hB (депрессия ГВУ)
определяют точку режима работы вентиляторной установки.
Зона промышленного использования вентиляторных установок —
308
Таблица 8.13
Подсчет депрессии рудника по направлению
Показатели Тип крепи а или Т Р, м L, м 8, м2 Q, м3/с h, даПа о, м/с
Ствол клетевой Бетон 0,011 20,4 320 33,2 340 224,4 10,2
для подъема гру- зов Всего по направ- или 3,93 304,5 -
леиию (Л„) Депрессия ГВУ — — — — — — 350,2 —
это семейство кривых характеристик. Если точка расчетного ре-
жима работы входит в зону промышленного использования вен-
тиляторной установки, это означает, что данный вентилятор обес-
печит рудник расчетными объемами воздуха. Вентиляторная
установка выбирается таким образом, чтобы обеспечивался не-
который запас (около 20 %) как при подаче, так и по депрессии.
8.3.2. Проветривание тупиковых выработок
Существуют три способа проветривания тупиковых выработок
с помощью вентиляторов и вентиляционных труб: нагнетатель-
ный, всасывающий и комбинированный.
Нагнетательный способ (рис. 8.6,а), являющийся наиболее
широко применяемым, обеспечивает наиболее интенсивное пере-
мешивание воздуха в призабойном пространстве. Недостатком
данного способа является то, что загрязненный воздух движется
от забоя по всей длине выработки.
Всасывающий способ (рис. 8.6,6) имеет ограниченное при-
менение, так как может быть использован только в тех выра-
ботках, которые проходят по негазовым пластам. Его преимуще-
ство состоит в том, что газы после взрывных работ удаляются
из забоя по трубам, выработка постоянно заполнена свежим
воздухом. Однако действие всасывающей струи незначительное,
а в забое могут образоваться застойные зоны, что увеличивает
время проветривания.
Значительно расширяется область применения всасывающего
проветривания при оснащении вентиляционной установки резерв-
ным (вспомогательным) вентилятором с отводом и тройниковым
переключателем (рис. 8.6, в), обеспечивающим возможность про-
ветривания выработки как во всасывающем (основном), так и
нагнетательном (вспомогательном) режимах. Особенностью про-
ветривания является то, что всасывающий и нагнетательный ре-
жимы проветривания осуществляются с помощью одного общего
гибкого магистрального трубопровода. Это достигается за счет
применения специального тройникового переключателя, обеспе-
309
a
Рнсс. 8.6. Способы проветривания тупиковых выработок:
а — нагнетательный; б — всасывающий; в — всасывающе-нагнетательный (I — нагнета-
тельный режим; II — всасывающий режим), г — комбинированный; ] — основной венти-
лятор; 2 — резервный вентилятор; 3 — гибкий трубопровод; 4 — жесткий трубопровод;
5 — вспомогательный вентилятор; 6 —комбайн; 7 — тройниковый переключатель
чивающего автоматическое переключение воздуховодов при из-
менении режимов проветривания.
Подробное описание данной системы приведено в работе [15].
Комбинированный способ обеспечивает деятельное проветри-
вание забоя свободной струей и удаление загрязненного возду-
ха по трубопроводу. Данный способ требует установки двух вен-
тиляторов.
Для уменьшения загромождаемое™ выработки трубопрово-
дами нагнетательный вентилятор устанавливают непосредствен-
но в выработке недалеко от забоя и отделяют его перемычкой
(рис. 8.6, г). Перемычку можно и не ставить, если производи-
тельность всасывающего вентилятора больше производительно-
сти нагнетательного вентилятора, что довольно трудно осуще-
ствить при значительной длине выработки. Чаще всего комбини-
рованный способ применяют при скоростной проходке вырабо-
ток.
Объем воздуха Q3a6, который необходимо подать в забой для
его проветривания, определяют согласно «Инструкции...» [9].
Для проветривания выработок применяют трубы: матерча-
тые марки М и МУ, металлические, реже фанерные и из синте-
тических тканей.
Металлические трубы прочны, позволяют работать при любом
способе проветривания, однако они громоздки, что вынуждает
пользоваться короткими звеньями, а это влечет к увеличению
числа стыков и утечек воздуха.
ЗЮ
Матерчатые, из прорезиненной ткани трубы в 15 раз легче
металлических, что позволяет при сборке пользоваться длинными
звеньями (20 м). Это снижает число стыков, ускоряет процесс
сборки трубопровода.
Режим работы вентилятора складывается из двух показате-
лей — производительности и развиваемого давления (депрессии).
Производительность (подачу) вентилятора определяют по фор-
муле:
QB=M2sa6, (8-86)
где фзаб — расчетный объем воздуха, м3/ч; яут— коэффициент
утечек в трубопроводе, который принимается по табл. 8.14 или
рассчитывается для металлических трубопроводов по формуле
^ут 3 ^сб^тр "j/" R -j- IJ >
dTP— диаметр трубопровода, м; жСб— коэффициент, учитываю-
щий качество сборки трубопровода и равный 0,001—0,005; I —
длина трубопровода, м; 1ЗВ — длина одного звена трубопрово-
да, м; 7? — сопротивление трубопровода, определяемое по фор-
муле
^5тр
где а — коэффициент аэродинамического сопротивления трубо-
провода. Этот коэффициент принимается в зависимости от диа-
метра трубопровода;
Дтр, м................ 0,4 0,5 0,6 0,7 0,8 0,9 1,0
а 104 ................ 3,6 3,5 3,5 3,0 2,9 2,8 2,5
Депрессию вентилятора при металлических или других жест-
ких трубопроводах определяют по формуле:
AB = 0,98/?-g-+2/zM, (8.88)
где 6 — угол поворота, градус.
Для каждого поворота трубопровода потеря напора вычисля-
ется по формуле
Лм = 4,32-10~6 82 f 2в±ЗзабЛ (8.89)
гщ* 5 — угол поворота, градус.
Напор вентилятора при матерчатых (гибких) трубопроводах
определяют по формуле
Ав = 0,98/?4^-’ (8.9°)
«уТ
где kyT — коэффициент утечек в трубопроводе, принимаемый по
табл. 8.14; R — сопротивление гибкого трубопровода, берется из
табл. 8.15.
311
Таблица 8.14
Коэффициенты утечек для труб типа М
Длина трубопровода, м ^ут Длина трубопровода, м £ут
100 1,07 700 1,4
200 1,14 1000 1,54
300 1,19 1500 2,09
500 1„30 2000 2,63
Таблица 8.15
Сопротивление гибких трубопроводов
Расчетная длина трубо- провода, м Диаметр трубопровода, м
0,3 0,4 0,5 0,6 1,0
50 60 16 5 2 0,4
100 1,20 30 10 4 0,8
150 — 43 14 5,5 1.1
200 — 56 1.8 7,0 1,5
250 __ 69 22 8,5 2,0
300 81 26 10,0 2,4
400 102 33 13,0 3,1
500 — 123 40 15,5 4,0
В табл. 8.15 за расчетную длину трубопровода принимают
величину
+ У 4кв,
I
где /экв = 20 йтр, при повороте на 90°; /Экв=10</тР, при повороте
на 45°; i — число поворотов; I — длина трубопровода, м.
Вентиляторы выбирают согласно расчетному режиму работы,
определяемому координатами QB и hB.
Различают одиночную работу вентилятора и работу вентиля-
торов, установленных каскадом или рассредоточенно по ставу
трубопровода.
Одиночная работа — это когда один вентилятор обеспечивает
подачу в забой требуемого количества воздуха как в начальном
периоде проходки, так и в конце, т. е. когда выработка пройде-
на до проектной длины. При выборе вентилятора расчетный ре-
жим работы определяют для двух положений — начального и
конечного периодов проходки. Расчетные режимы наносят на
характеристики вентиляторов, из которых выбирают наимень-
ший, но перекрывающий своей характеристикой оба режима.
К примеру, на рис. 8.7 даны четыре характеристики вентилято-
312
Рис. 8.7. Выбор вентилятора по расчетным
.режимам работы:
(А и В); (С и D), (IV+IV) — суммарная харак-
теристика двух вентиляторов IV; (IV+IV+IV) —
суммарная характеристика трех вентиляторов IV
ров и два режима: точка А — в начальный период проходки,
точка В — в конечный. Выбирают второй вентилятор, так как его
характеристика перекрывает оба режима (Л и В), т. е. обеспе-
чивает проветривание выработки во все периоды.
Для определения фактической производительности вентиля-
тора для обоих периодов строят характеристики трубопроводов
Ti и Т2, по пересечениям которых с характеристикой выбранно-
го вентилятора находят фактическое значение QB и QB" (см.
рис. 8.7).
Характеристику трубопровода строят следующим образом:
задают значения QB (1, 2, 3... или 10, 20, 30...) и по формулам
(8.88) или (8.90) подсчитывают соответствующие величины hB:
Qb, м3/с......................... 10 20 30................... QBn Qbb+i
hs, даПа......................... hB ha2 ha2.................. han Лвп+i
Точки с координатами QBt, h.Bi переносят на графики (см.
рис. 8.7) и соединяют их плавной кривой (кривые 7Ь Т2 и 73).
Работа вентиляторов в каскаде — это когда несколько венти-
ляторов соединяют последовательно друг за другом. Такая
установка вентиляторов бывает необходима тогда, когда одна
из двух точек расчетных режимов работы (например, точка D
на рис. 8.7) расположена так, что ни один из четырех представ-
ленных на рис. 8.7 вентиляторов не обеспечивает требуемый на-
пор. В этом случае суммарную характеристику последовательно
установленных вентиляторов орпеделяют сложением напорных
характеристик отдельных вентиляторов. Так, на рис. 8.7 два и
три последовательно соединенных вентилятора четвертого типа
дают верхние суммарные характеристики (IV+IV) и (IV+IV+
+ IV). Последняя перекрывает точку.
313
Чтобы определить фактическую производительность трех по-
следовательно работающих вентиляторов, необходимо построить
характеристику трубопровода Тз (см. рис. 8.7), на котором они
установлены. Точка пересечения харктеристики Т3 с суммарной
характеристикой вентиляторов даст фактический режим их ра-
боты.
Вентиляторы, работая каскадом, могут создать большие на-
поры, которые не всегда выдерживают трубы. К примеру, ма-
терчатые трубы типа М диаметром 0,6 м выдерживают давле-
ние до 590 даПа, диаметром 0,5 м — не более 740 даПа. В' этом
случае вентиляторы рассредоточивают по длине трубопровода.
Порядок расчета рассредоточения следующий.
1. Выбирают, как правило, один тип вентилятора. Произво-
дительность первого должна равняться расчетной по формуле
(8.86), т. е. Qbi = Qb. По величине QB i и характеристике выбран-
ного вентилятора (см. рис. 8.7) находят его напор (депрессию).
2. Расстояние между первым и вторым вентиляторами рас-
считывают по формуле
1 _ 0,5/Qbi 'у/' 6.5 /Qb 1 ________lhB ]______ .q q. .
<Эв1-<?заб — V Qb! - Сзаб ~ Г (QB1 - Q3a6) QB1 0,98 ’ 1 ?
где r — удельное сопротивление трубопровода;
r — Rjl. (8.92)
3. Второй вентилятор устанавливают в том месте трубопро-
вода, где действующий напор первого составляет не менее 20 %,
т. е. расстояние между первым и вторым вентиляторами должно
быть не более 0,8/ь Тогда фактическая производительность вто-
рого вентилятора
Qb2= Qbi - (Qbi - Qsae)-^- , (8.93)
а напор согласно характеристике выбранного вентилятора йв2
(см. рис. 8.7). Полный напор в месте установки второго венти-
лятора составит Й2 = йв 2+0,2 йв, а длина трубопровода, на ко-
торой он будет затрачен, определится по формуле:
I __ 0.5 /Qb2__^Qg2 \2____________________^в2________ /О 041
2~ Qbi- Рзаб |/ Qai-QaaeJ Г (QB, - Q3a6) Qb2 0,98 ’
4. Дальнейший расчет повторяется, как в пунктах 1.2 и 1.3
до тех пор, пока не будет удовлетворяться условие:
0,8 I, + 0,8 /2 + 0,8 13 + . . . + 0,8 + /„>/. (8.95)
Установка вентиляторов при нагнетательном способе прове-
тривания должна быть осуществлена при соблюдении следую-
щих условий.
1. Расстояние от всаса вентилятора до исходящей струи из
выработки (см. рис. 8.6, а) должно быть не менее 10 м. Данное
правило распространяется также на случаи установки несколь-
314
ких вентиляторов каскадом или рассредоточение, тогда это рас-
стояние измеряется от всаса первого вентилятора.
2. При установке вентиляторов каскадом расстояние между
ними рекомендуется принимать равным 5d. При невозможности
выдержать такие расстояния между вентиляторами устанавли-
вают звенья жестких труб с спрямляющими устройствами для
выравнивания потока воздуха.
3. Вентилятор для проветривания ствола при его проходке
устанавливают на расстоянии не менее 15 м от него.
4. Отставание вентиляционных труб от забоя должно быть
не более:
15 м при проходке ствола (во время погрузки породы грей-
фером это расстояние может быть увеличено до 20 м);
10 м при проходке горизонтальных выработок в рудниках,
8 м при проходке горизонтальных выработок в газовых уголь-
ных шахтах и 12 м — в негазовых;
6 м — при проходке восстающих выработок.
5. Количество воздуха, которое должно подаваться по выра-
ботке к всасу вентилятора, определяют по формуле:
Q>1,43QB1.
Производительность вентилятора не должны превышать 70 %
количества воздуха, подаваемого к его всасу за счет общешахт-
ной депрессии.
Иногда, в силу необходимости, вентилятор, нагнетающий воз-
дух по трубам в забой, устанавливают на вентиляционной сква-
жине. В этом случае вентилятор преодолевает одновременно со-
противление трубопровода (R) и сопротивление скважины
(^?скв) .
Сопротивление скважины складывается из следующих состав-
ляющих:
1) сопротивление внезапного сужения при входе воздуха из
выработки в скважину (рис. 8.8)
7?мскв = 0,081 ПС-^Н-, (8.96)
U СКВ
где |с — коэффициент местного сопротивления внезапного суже-
ния воздушного потока, который согласно [21] равен 0,5; рв —
плотность воздуха, которая может быть принята равной 1,2 кг/м3;
dcKB — диаметр вентиляционной скважины, м.
2) сопротивление трения скважины
Ятскв = 6,36аскв-^-, (8.97)
а СКВ
где аскв — коэффициент аэродинамического сопротивления тре-
ния, который колеблется в пределах от 0,0004 до 0,0006; LCKB-—
длина скважины, м.
315
2 3 Ц &
Рис. 8.8. Установка вентилятора на
вентиляционной скважине:
1 — скважина; 2 — переходник; 3 — венти-
лятор; 4 — трубопровод; 5 — полевая вы-
работка; 6 — пластовая выработка
3) сопротивление переходника 2 на рис. 8.8
Rn = 0,081 , (8.98)
где gn — коэффициент местного сопротивления поворота переход-
ника |п=0,85 при радиусе скругления переходника 0,125 dn; =
= 0,70 при радиусе скругления 0,5 da, da — диаметр переходни-
ка, м.
Таким образом,
Яс«в = ЯМскв + /?Тскв + /?п. (8.99)
Тогда формулы (8.88) и (8.90) для подсчета депрессии (даПа)
вентилятора запишутся следующим образом:
Ав = 0,98 (/? + 7?скв)
«уТ
Лв = 0,98 (R+RCKB)^-.
Гсут
Производительность вентилятора рассчитывают по формуле
(8.86). Методика выбора вентилятора остается прежней, а ме-
сто его установки определяется расположением скважины в вы-
работке.
При расчете вентиляторов, установленных рассредоточенно
вдоль трубопровода, имеются некоторые особенности:
производительность вентилятора, установленного на скважи-
не, определяют по формуле (8.86), т. е. QB i = QB, по величине
QB1 и характеристике вентилятора (см. рис. 8.7) находят его
депрессию hB j;
расстояние между первым и вторым вентиляторами рассчи-
тывают по формуле:
I — 0,5 lQa;___"I Г 0.5 1_______/ (*в I ^ckbQI 2b 1)
Qb 1 ’ Qaa6 г QB J Qaa6 Г (Qb I Qaa6) QbI 0,98
где r — удельное сопротивление трубопровода,
r = Rll',
316
далее расчет вентиляторов ведут как в предыдущем разделе,,
т. е. по формулам (8.93), (8.94), (8.95) и т. д.
Характеристики вентиляторов приведены в Приложении.
8.3.3. Порядок расчета количества воздуха,
необходимого для проветривания
горных выработок
Расчет количества воздуха, необходимого для проветривания
отдельных выработок, участков и калийных рудников, в целом
должен выполняться раз в полгода для положения горных работ
в следующем полугодии, при котором возникает наибольшая
потребность в свежем воздухе. Расчет производят по действую-
щей инструкции [9]. При изменении по сравнению с принятыми
в расчете геологических и горнотехнических условий (газообиль-
ности, количества одновременно взрываемого ВВ, мощности ДВС
и т. д) расчеты по отдельным объектам и, при необходимости,
по руднику должны производиться повторно.
Для новых выработок, участков и рудников расчет должен
производиться при разработке проектов или паспортов для усло-
вий, требующих наибольшее количество свежего воздуха.
Выполнение расчетов количества воздуха на действующих
рудниках возлагается на участок вентиляции подземных горных
выработок.
Основными исходными материалами для расчетов количества
воздуха являются: план развития горных работ (планы добычи
по участкам, планы закладки по участкам, паспорта рабочих ка-
мер и подготовительных выработок и т. д.), данные о газонос-
ности пластов и газообильности выработок; количество одновре-
менно взрываемого ВВ; сведения о количестве, мощности и ме-
стонахождении оборудования с двигателями внутреннего сгора-
ния; сведения о камерах служебного назначения.
Расчет количества воздуха производят по газам от взрывных
работ, по взрывоопасным газам, по выхлопным газам ДВС, по
сероводороду, по пыли и проверяется по минимально допустимой
скорости движения воздуха. К дальнейшему учету принимают
наибольший результат.
В случае, если действие какого-либо фактора отсутствует, то
расчет по этому фактору не производят.
Порядок расчета соответствует позабойной методике с после-
довательным расчетом количества воздуха для отдельных выра-
боток, участков, рудника в целом.
Расчет количества воздуха для отдельных выработок произ-
водят в зависимости от характера горных работ (подготовитель-
ные, очистные, закладочные), технологии отбойки руды (буро-
взрывная, комбайновая), типа выработки (сквозная, тупиковая,
камерообразная, штрекообразная) и способа проветривания.
Выбор вентилятора местного проветривания и определение
его производительности производят в соответствии с общеприня-
317
тым порядком (см. 8.3.2) по требуемому для проветривания ко-
личеству воздуха, потере депрессии в трубопроводе (скважине)
и индивидуальной аэродинамической характеристике вентиля-
тора.
Для тупиковых выработок протяженностью до 300 м расчет
производят сразу для максимальной длины выработки. Для вы-
работок большой протяженности целесообразно производить рас-
чет на отдельные периоды для промежуточных значений длины,
включая максимальную длину.
Количество воздуха, необходимого для проветривания участ-
ка с учетом утечек, определяют суммированием потребностей
всех подлежащих проветриванию неизолированных горных вы-
работок.
Количество воздуха, необходимое для проветривания рудника
с учетом утечек воздуха, определяют суммированием потребно-
стей всех добычных и горноподготовительных участков, обособ-
ленно проветриваемых подготовительных выработок за преде-
лами участков, а также выработок и участков, на которых ведут
закладочные работы, камер служебного назначения и других
объектов негорнодобывающего характера, например, спелеоте-
рапевтических комплексов.
При этом с учетом исторической традиции выполняют прове-
рочный расчет с помощью общешахтного метода по взрывоопас-
ным газам. Тогда подаваемое в рудник количество воздуха
должно быть не меньше, чем определенное суммированием, ис-
ходя из расчета 1,4 м3/мин на 1 м3 среднесуточной горной мас-
сы, добываемой из опасных по газу сильвинитовых пластов,
2,1 м3/мин — из карналлитовых пластов и количества воздуха,
необходимого для проветривания выработок в негазовых пла-
стах.
После того как количество воздуха, необходимое для прове-
тривания рудника, найдено, определяют производительность
главной вентиляторной установки с учетом возможных утечек
воздуха.
Расчет количества воздуха для проветривания очистных и
(или) подготовительных выработок производят в зависимости
от технологии отбойки руды (буровзрывная, комбайновая), типа
выработки (сквозная, тупиковая, камера, штрек), способа про-
ветривания (нагнетательный с подачей на всас ВМП воздуха
с выемочного штрека, нагнетательный с подачей на всас ВМП
воздуха по скважине с нижележащего горизонта). Следует от-
метить, что действующая «Инструкция. ..» [9] не предусматри-
вает использования и расчета всасывающего либо комбиниро-
ванного способа проветривания.
Рассмотрим сначала буровзрывную выемку. Характерным
для нее с точки зрения проветривания является практическая
мгновенность выделения газов от ВВ и загазирования так на-
зываемой зоны отброса газов. Одновременно из свежеобнажен-
ной поверхности массива и отбитой руды происходит газовыде-
.318
ление природных газов, а распространение ударной волны вызы-
вает взметывание пыли. В дальнейшем загазованный и запылен-
ный воздух удаляется под действием свежей струи, а изменение
концентрации со временем быстро принимает регулярный экс-
поненциальный характер, что дает основание количество возду-
ха, необходимое для проветривания сквозных очистных и подго-
товительных выработок при буровзрывном способе отбойки руды,
по каждому из факторов «газы от взрывных работ», «взрыво-
опасные газы», «пыль» определять по единой универсальной
формуле
Qk=-T (8-100)
где t—расчетное время проветривания, мин; V — проветривае-
мый объем, м3; Ct — требуемая расчетная концентрация соответ-
ствующих газов, % (пыли, мг/м3); Со — ожидаемая начальная
концентрация соответствующих газов, % (пыли, мг/м3); kn — ко-
эффициент, учитывающий способ подачи воздуха в выработку
(за счет общешахтной депрессии или с помощью ВМП); ky —
коэффициент, учитывающий утечки воздуха в трубопроводе (при
использовании последнего); k0 — коэффициент, учитывающий
характер выноса примеси из разных забоев; 1г2— коэффициент,
учитывающий тип выработки (сквозная или тупиковая).
Расчетное время проветривания t для подготовительных вы-
работок принимается равным 30 мин, а для очистных выработок
(камер) определяется проектом отработки панелей (блоков) с
учетом общей схемы проветривания и организации работ на руд-
нике. При этом содержание газов от взрывных работ перед до-
пуском рабочих в забой в пересчете на условную окись угле-
рода не должно превышать 0,008 % при времени проветривания
30 мин, и 0,0017 % при времени проветривания более 30 мин.
Требуемая расчетная концентрация Ct принимается равной
для газов от взрывных работ (условной окиси углерода) —
0,008 %; взрывоопасных газов (условного метана) — 1 % по ЕПБ
или 0,5 % согласно предъявляемым требованиям *. В ряде слу-
чаев требуемая расчетная концентрация совпадает с предельно
допустимой концентрацией: окиси углерода — 0,0017%; серово-
дорода— 0,00071 %; соляной пыли— 10 мг/м3.
Проветриваемый объем для сквозных выработок рассчиты-
вают по формуле
У = 5(0,8 А + 20), (8.101)
где 5 — площадь свободного сечения выработки в зоне отброса
газов, м2; А— количество одновременно взрываемого ВВ, кг.
* Специальные мероприятия по безопасному ведению горных работ на
Верхнекамском калийном месторождении в условиях газового режима. Утв.
зам. министра ПМУ Р. С. Пермяковым 29.04.83 г.
319
Проветриваемый объем для тупиковых выработок принимают
равным объему выработки.
Ожидаемая начальная концентрация газов (%) от взрывных
работ (условная окись углерода) рассчитывается по формуле
С0 = £Д/1Л (8.102)
Ожидаемая начальная концентрация (%) взрывоопасных га-
зов (условный метан) рассчитывается по формуле
Со= 100^н£?Л1/1/, (8.103)
где М — объем взрываемой горной массы за один проходческий
цикл, м3; q — газоносность пласта по условному метану, м3/м3
(табл. 8.20); /ен— коэффициент неравномерности газоносности
(табл. 8.20); kq— коэффициент дегазации отбитой горной массы
(9-0,6).
Ожидаемая начальная концентрация пыли (мг/м3) рассчиты-
вается по формуле
С0 = М/5, (8.104)
где k3 — коэффициент начального пылеобразования, равный 36,6
для сквозных выработок и 78 — для тупиковых.
На действующих рудниках значения q, k„, kq, k3 могут быть
уточнены по данным фактических замеров.
Если найденная ожидаемая начальная концентрация Со не
превышает требуемую расчетную концентрацию С, то дальней-
ший расчет по соответствующему фактору производить не сле-
дует.
Коэффициент /гп, учитывающий способ подачи воздуха в вы-
работку, принимается для тупиковых выработок, проветривае-
мых с помощью ВМП и трубопровода без скважины— 1,43, а че-
рез скважину с нижележащего горизонта— 1,0.
Известно, что для исключения рециркуляции воздуха, ВМП
устанавливается (согласно ЕПБ), на свежей струе воздуха на
расстоянии не менее 10 м от исходящей струи, а его производи-
тельность не должна превышать 70 % количества воздуха, пода-
ваемого к его всасу за счет общешахтной депрессии. Тогда
£п=1,43. При проветривании тупиковых выработок по пласту В
Верхнекамских рудников широко применяется способ подачи
воздуха в забой с помощью трубопровода и ВМП, установлен-
ного на скважине. Такое проветривание свежим воздухом с ни-
жележащего горизонта повышает безопасность ведения горных
работ, полностью исключает явления рециркуляции, а, следова-
тельно, необходимость в 30 % запасе воздуха исчезает. Поэтому
£п=1 при проветривании через скважину с нижележащего гори-
зонта.
Коэффициент kv, учитывающий утечки воздуха в трубопрово-
де, принимают для гибких трубопроводов типа М равным:
Длина трубопровода, м . . 50 100 150 200 250 300 400
fey . . .............. 1,04 1,07 1,11 1,14 1,16 1,19 1,25
320
Таблица 8.20
Газоносность q и коэффициент неравномерности газоносности
по условному метану взрывоопасных газов
Показатели КС Крас- ный-!!! Крас- ный-П Крас- ный-1 А-Б Б-В ве
Газоносность q, м3/м3 0,05 0,12 0,15 0,20 0,20 0,20 0,20 1,70
Коэффициент не- равномерности газоносности kB 1,50 1,65 1,62 1,65 1,56 1,86 1,86 1,80
Таблица 8.21
Значения коэффициента ki для тупиковых выработок
Значения коэффициента при длине выработки, м
Вынимаемая мощность, м 50 100 120 140 160 180 200
Ширина выработки 7—8 м
3—4 1..15 0,80 0,70 0,65 0,60 0,55 0,50
5-6 1,,45 1,05 1,00 0,90 0,80 0,75 0,70
8—9 1,55 1,15 1,05 1,00 0,90 0,85 0,80
10—Н 1,60 1,20 1,10 1,05 0,95 0,90 0,85
Ширина выработки 13—16м
3 1,30 0,90 0,80 0,70 0,65 0,60 0,55
3,5 1,35 0,95 0,85 0,75 0,70 0,65 0,60
4 1,40 1,00 0,90 0,80 0,75 0,70 0,65
4,5 1,45 1,05 0,90 0,85 0,80 0,75 0,70
Коэффициент ko, учитывающий осаждение пыли, принимается
для сквозных выработок равным 0,7, а для тупиковых вырабо-
ток— 0,5. При расчете по взрывоопасным газам и газам от
взрывных работ ko принимается равным 1. На действующих руд-
никах значение ko также может быть уточнено по фактическим
данным замеров пылевой обстановки.
Коэффициент ki принимается равным для сквозных камер
при мелкошпуровой отбойке руды — 2,8; при веерной отбойке —
3,3. Для тупиковых выработок значения коэффициента ki при-
нимают согласно табл. 8.21.
Коэффициент й2, учитывающий тип выработки, принимается
равным нулю для сквозных выработок, а для тупиковых выра-
боток согласно табл. 8.22.
Поскольку для проветривания рабочей зоны при других опе-
рациях буровзрывного цикла (бурение шпуров, заряжание, обор-
ка и крепление кровли, скреперование отбитой руды) требуется
21 Зак. 157 321
Таблица 8.22
Значения коэффициента кг для тупиковых выработок
Вынимаемая мощность, м Значения коэффициента прн длине выработки, и
50 100 120 140 160 180 200
3-4 0,140 Ширин 0,190 а выработ/ 0,205 си 7—8м 0,215 0,220 0,225 0,230
5-6 0,110 0,160 0,170 0,180 0,190 0,200 0,205
S—9 0,095 0,145 0,1'60 0,170 0,180 0,190 0,195
10—1.1 0,090 0,140 0,150 0,165 0,175 0,180 0,185
3 0,130 Ширина 0,180 выработки 0,190 13—16 м 0,200 0,210 0,215 0,220
3,5 0,120 0,170 0,180 0,195 0,200 0,210 0,215
4 0,115 0,165 0,175 0,185 0,195 0,205 0,210
4,5 0,110 0,160 0,170 0,180 0,190 0,200 0,205
значительно меньшее количество свежего воздуха, чем для про-
ветривания после буровзрывной отбойки руды, то расчет для них
не производится. При этом подразумевается постоянная подача
в выработку на всех стадиях буровзрывного цикла максимально
необходимого количества воздуха.
Если же погрузка и транспортирование руды ведут ПДМ с
ДВС, то необходим расчет по выхлопным газам ДВС. Количе-
ство воздуха Qk (м3/мин) необходимое для проветривания от-
дельной выработки по фактору «выхлопные газы ДВС» опреде-
ляется по формуле
Q'K = 3,676 kmN, (8.105)
где N— суммарная номинальная мощность одновременно рабо-
тающих в выработке машин с ДВС, кВт; /год— коэффициент од-
новременности работы машин с ДВС в отдельной выработке.
При работе одной машины йод=1; при работе двух машин кол=
= 0,9; при работе трех и более машин АОД=0,85.
Расчет количества воздуха, необходимого для проветривания
выработок при комбайновом способе отбойки руды, производят
исходя из статического разжижения непрерывно выделяю-
щихся вредностей.
Количество воздуха (м3/мин), необходимое для проветрива-
ния выработок при комбайновом способе отбойки руды по каж-
дому из факторов «взрывоопасные газы», «сероводород» опре-
деляют по формуле
10°MyG^ (8 106)
(_х
где kn — коэффициент, учитывающий способ подачи воздуха в
выработку; ky— коэффициент, учитывающий утечки воздуха в;
322
трубопроводе; С — требуемая расчетная концентрация соответ-
ствующих газов, %; G — ожидаемый дебит газовыделения,
м3/мин.
Ожидаемый дебит газовыделения G (м3/мин) по соответ-
ствующим газам рассчитывается в зависимости от имеющихся
данных либо по формуле
G = qJ, (8.107)
где q— относительная газообильность по соответствующим га-
зам, м3/т; J — производительность комбайна, т/мин; либо по фор-
муле
O = knkaqJ/y, (8.108)
где q — газоносность пласта по соответствующим газам, м3/м3:
/гн— коэффициент неравномерности газоносности по соответ-
ствующим газам; Ад — коэффициент дегазации отбитой горной
массы (при отсутствии фактических данных принимается рав-
ным 1); у — плотность руды, т/м3; J — производительность ком-
байна, т/мин.
Количество воздуха, необходимое для проветривания выра-
ботки при комбайновом способе отбойки руды, должно быть не
менее, чем определенное по минимально допустимой скорости
по формуле
QK = 9 6nSK, (8.109)
где SK — площадь сечения одного комбайнового хода, м2.
Количество воздуха для проветривания добычного или горно-
подготовительного участка находится суммированием количества
воздуха, необходимых для проветривания всех очистных камер
и подготовительных выработок участка.
В зависимости от конкретных условий расчет может произво-
диться поэтапно для отдельных рабочих блоков и панелей уча-
стка.
Количество воздуха, необходимое для проветривания добыч-
ного или горноподготовительного участка, определяют по фор-
муле
Qy = MQ„+Qb + QJ, (8.110)
где Qn— количество воздуха, необходимое для проветривания
всех действующих и временно остановленных очистных и подго-
товительных выработок участка, в которых не предусмотрена
работа машин с ДВС и использование веерной отбойки руды,
м3/мин; QB — количество воздуха, необходимое для проветрива-
ния всех действующих очистных выработок, в которых не преду-
смотрена работа машин с ДВС, но используется веерная отбой-
ка руды, м3/мин; Qm — количество воздуха, необходимое для
проветривания всех действующих очистных и подготовительных
выработок участка, в которых предусмотрена работа машин с
ДВС, м3/мин; k3 — коэффициент запаса, учитывающий участко-
21 * 323
Таблица 8.23
Значения коэффициента ka
Способ подготовки Порядок отработки паиели Коэффициент запаса
Полевой Прямой 1,25
Обратный 1»15
Пластовый Прямой 1,60
Обратный 1,20
вне (панельные и блоковые) утечки воздуха. Для проектируе-
мых рудников величина k3 принимается по табл. 8.23.
При прямоточной схеме проветривания панели и обратном
порядке отработки коэффициент запаса принимают 1.
Коэффициент запаса, учитывающий блоковые утечки воздуха,
принимают равным 0,9 от соответствующего панельного коэффи-
циента запаса.
Для действующих рудников значение k3 находится по факти-
ческим утечкам воздуха.
Количество воздуха, необходимое для проветривания всех
действующих и временно остановленных очистных и подготови-
тельных выработок участка, в которых не предусмотрена работа
машин с ДВС и использование веерной отбойки руды, опреде-
ляют по формуле
Qn== 2 Qk, (8-1Н)
й=1
где QK — количество воздуха, необходимое для проветривания
выработки, м3/мин; п — число выработок участка, в которых не
предусмотрена работа машин с ДВС и использование веерной
отбойки руды.
Количество воздуха, необходимое для проветривания всех
действующих очистных выработок участка, в которых не преду-
смотрена работа машин с ДВС, но используется веерная отбой-
ка руды, определяется по формуле
^=41’^* + Н-4- 295- (8.112)
К—1 \ ' к=1
где QK* — количество воздуха, необходимое для проветривания
выработки после взрывных работ, м3/мин; SK— площадь сечения
разрезного комбайнового хода, м2; В — число выработок участ-
ка, в которых ежесменно ведут работы по взрыванию вееров;
b — число выработок участка, в которых не предусмотрена ра-
бота машин с ДВС, но применяется веерная отбойка руды.
Количество воздуха, необходимое для проветривания всех
действующих очистных и подготовительных выработок участка,
324
в которых предусмотрена работа машин с ДВС, определяют по
формуле
м т ! м \ т
= 2 QA (8.ИЗ)
к~-1 \ / к — 1
где QK' — количество воздуха, необходимое для проветривания
выработки по фактору «выхлопные газы ДВС», м3/мин; QK" —
количество воздуха, необходимое для проветривания выработки
без учета фактора «выхлопные газы ДВС», м3/мин; М — число
выработок участка, в которых одновременно работают машины
с ДВС; т — число выработок участка, в которых предусмотрена
работа машин с ДВС.
Формулы (8.112) и (8.113) учитывают реально сложившуюся
на калийных рудниках практику посменного регулирования воз-
душных потоков с помощью вентиляторов-эжекторов, изолирую-
щих и направляющих перемычек. Поэтому организация распре-
деления воздуха, поступающего на участок, в соответствии с рас-
четом возлагается на главного инженера рудника. Для перерас-
пределения воздуха в сквозных очистных выработках могут ис-
пользоваться вентиляционные сооружения и вентиляторы мест-
ного проветривания, работающие без перемычек. Установка по-
следних производится в соответствии с паспортом проветрива-
ния участка.
При этом количество воздуха, проходящее по транспортным
выработкам, в которых предусмотрено периодическое использо-
вание машин с ДВС, должно быть достаточным для разжиже-
ния выхлопных газов ДВС.
При определении потребного количества воздуха допускается
исключение из расчета потребности в воздухе для разбавления
выхлопных газов буровых машин с ходовым дизельным приво-
дом, используемых в комплексе с другими самоходными дизель-
ными машинами, а также машин вспомогательного назначения
при работе их в выработках со сквозной струей воздуха не бо-
лее 10 мин в течение 2 ч.
Расчет количества воздуха, необходимого для проветривания
выработки и участков, где ведут закладочные работы, произ-
водится по статическому разжижению выделяющихся из дефор-
мирующегося массива горючих газов и по минимально допу-
стимой скорости на трассе закладки. При использовании само-
ходного оборудования с ДВС, а оно становится повсеместным,
необходим расчет по выхлопным газам ДВС. Количество воз-
духа для их разжижения, как показывает практика расчетов, и
является определяющим.
Расчет количества воздуха для проветривания камер служеб-
ного назначения производится следующим образом.
Количество воздуха, необходимое для обособленного прове-
тривания камер служебного назначения рудника, определяется
суммированием потребностей в свежем воздухе складов ВМ и
ГСМ, гаража, подземных механических мастерских.
325
Количество воздуха Q (м3/мин), необходимое для проветри-
вания гаража, складов ВМ и ГСМ, определяется, исходя из че-
тырехкратного часового обмена по формуле
Q=K15, (8.114)
где V — объем всех выработок соответствующей камеры слу-
жебного назначения, м3.
Количество воздуха, необходимое для проветривания подзем-
ных механических мастерских, определяется суммированием по-
требностей по электросварочным и газосварочным работам, по
кузнечным работам и по станкам с абразивным инструментом.
Количество воздуха по электросварочным работам определя-
ется по формуле .
<2=(бз7э + «?пэ)/60, (8.115)
где бэ — расход электродов, кг/ч; q3 — норма расхода воздуха
на 1 кг электродов, м3/кг; п — число постов электросварки; qn3—
норма расхода воздуха на 1 пост электросварки, м3/ч. Прини-
мается <?пэ = 2000.
В зависимости от типов электродов норма расхода воздуха
составляет:
Газозащитные типа ЛМА-2 .................................. 2800 м3/кг
Рутиловые и рутилкарбонатные типа
АНО-1 .................................................. 1800 м3/кг
АНО-3 .................................................. 2833 м3/кг
АНО-4 .................................................. 1966 м3/кг
ОЗС-З................................................... 2560 м3/кг
ОЗС-6 .................................................. 3450 м3/кг
Фтористо-кальциевые типа УОНИ-13/45 ...................... 2800 м3/кг
Руднокислые и ильменитовые типа ЦМ-7 ... 5700 м3/кг
Количество воздуха Q (м3/мин) по газосварочным работам
определяется по формуле
Q=(Gr?r + «?nr)/60, (8.116)
где Gr — расход ацетилена, м3/ч; qr — норма расхода воздуха на
1 м3 ацетилена, м3/м3. Принимается <уг = 2500; п — число постов
газосварки; qnr— норма расхода на 1 пост газосварки, м3/ч. При-
нимается ^пг=1700.
Количество воздуха по кузнечным работам определяется по
формуле
Q = 42SB«, (8.117)
где SB — площадь сечения вытяжного зонта над горном, м2; п —
число вытяжных зонтов.
Количество воздуха по станкам с абразивным инструментом
определяется по формуле
Q = q,Dn/60, (8.118)
где qa — норма расхода воздуха на 1 мм диаметра абразивного
круга, м3/ч. Принимается ^а = 2,0; D — диаметр абразивного кру-
га, мм; п — число заточных станков.
326
Таблица 8.24
Значения коэффициента запаса fe3
Схема проветривания Способ подготовки Порядок отработки шахтного поля Значения коэффици- ента k3
Центральная Полевой Прямой Обратный 1,30 1,15
Пластовый Прямой Обратный 1,35 1,15
Фланговая Полевой Прямой Обратный 1,20 1,05
Пластовый Прямой Обратный 1,25 1,15
Количество воздуха для проветривания калийного рудника
Qpya = ^3 (Qy + Qn + Qa + Qc)> (8.119)
где Qy — суммарное количество воздуха, необходимое для прове-
тривания всех добычных участков, м3/мин; Qn— суммарное ко-
личество воздуха, необходимое для обособленного проветрива-
ния всех подготовительных выработок и участков, м3/мин; Q3—
суммарное количество воздуха, необходимое для обособленного
проветривания выработок и участков, где ведутся закладочные
работы, м3/мин; Qc — суммарное количество воздуха, необходи-
мое для проветривания камер служебного назначения, м3/мин;
k3— коэффициент запаса, учитывающий неравномерность рас-
пределения воздуха и подземные общерудничные утечки возду-
ха. Значения k3 принимаются согласно табл. 8.24.
Для рудников Верхнекамского месторождения количество
воздуха, необходимое для проветривания рудника, должно быть
не меньше, чем определенное по формуле
Q'pyA=(8-12°)
г*' Тс 7к
где Рс— среднесуточная добыча руды из опасных по газу силь-
винитовых пластов, т; Рк — среднесуточная добыча руды из кар-
наллитовых пластов, т; ус— удельный вес сильвинитовой руды,
т/м3; ук— удельный вес карналлитовой руды, т/м3; QHeT— коли-
чество воздуха, необходимое для обособленного проветривания
очистных и подготовительных выработок, не опасных по газу
пластов, м3/мин.
Производительность главной вентиляторной установки (ГВУ)
с учетом внешних утечек воздуха
<2гву = *зСруд, (8-121)
где k3 — коэффициент запаса, учитывающий внешние утечки воз-
духа.
327
Значения коэффициента запаса k3 для проектируемых руд-
ников при типе стволов с ГВУ:
Клетевой ствол, используемый для спуска и подъема людей и грузов 1,25
Клетевой ствол, не используемый для спуска и подъема людей и грузов 1,05
Скипо-клетевой ствол....................................1,25
Скиповой ствол без клетевого подъема ..... ............1,20
Коэффициент запаса, учитывающий утечки воздуха (блоко-
вые, панельные, подземные, общерудничные, внешние), на дей-
ствующих рудниках определяется по фактическим утечкам воз-
духа.
При выборе новых вентиляторов резерв производительности
ГВУ должен составлять не менее 20 % от дебита, рассчитанного
по формуле (8.121).
8.3.4. Борьба с утечками (подсосами) воздуха
в поверхностном комплексе вентиляционного ствола*
Для борьбы с утечками воздуха в поверхностных комплексах,
включающих надшахтное здание, вентиляционные каналы и вен-
тиляторы главного проветривания (ВГП), применяются следую-
щие методы:
герметизация вентиляционных устройств (шлюзовые двери,
ляды переключения, ВГП);
покрытие стен надшахтного здания и вентиляционных кана-
лов гуммированными растворами;
автоматическое сохранение проектного уровня руды в бун-
кере;
установка глухого полка в устье ствола и засыпка сверху
слоем глины;
выполнение воздушного клапана в виде крышки, закрываю-
щей отверстие для прохода клети через приемную площадку.
Вышеизложенные мероприятия способствуют увеличению
аэродинамического сопротивления поверхности изоляторов, опре-
деляемого по формуле:
Я = (8.122)
где R — аэродинамическое сопротивление шахты, Н с2/м8;
Qn—расход воздуха через шахту и подсосы (утечки) с поверх-
ности, М3/с.
Известны и применяются на практике и энергозатратные ме-
тоды, в том числе:
применение воздушной завесы, создаваемой в стволе выше
входа в вентиляционный канал с помощью эжектирующих
устройств;
создание нулевой зоны в районе устья ствола путем установ-
ки противодействующего вентилятора в надшахтном здании;
* В разработке раздела принимал участие В. В. Минин.
328
бесканальная установка ВГП в специальных камерах над-
шахтного здания;
подземная установка ВГП, исключающая поверхностные
подсосы.
Применение вышеизложенных методов не всегда возможно
в реальных условиях и требует выполнения значительного объ-
ема строительных и монтажных работ и дополнительных энер-
гетических затрат. Подобный эффект может быть достигнут пу-
тем создания воздушной завесы в устье ствола, поступающим из
шахты воздухом. С этой целью осуществляется разделение по-
тока воздуха в стволе по два посредством установки в стволе
продольной перегородки, что позволяет за счет использования
энергии скоростного напора воздушного потока создать подпор
в надшахтном здании и сократить проникновение воздуха через
устье ствола в вентиляционный канал.
Принципиальная схема разделения потоков воздуха с полями
скоростей приведена на рис. 8.9. Установка элементов перего-
родки производится на конструкциях армировки ствола и стан-
ка копра и выполняется во всех типах вентиляционных стволов.
Схемы расположения перегородок в стволах приведены на
рис. 8.10.
8.4. ИНЖЕНЕРНЫЕ МЕТОДЫ РАСЧЕТА ПАРАМЕТРОВ
СИСТЕМЫ РАЗРАБОТКИ*
Основными параметрами системы разработки являются разме-
ры камер и междукамерных целиков, мощность междупластовых
Рис. 8.9. Принципиальная схема способа сокращения утечек воздуха в по-
верхностном комплексе вентиляционного ствола путем разделения потоков:
а — всасывающий режим; б — нагнетательный (реверсивный) режим; 1 — ствол; 2 — пе-
регородка; 3 — надшахтное здание; 4 — вентиляционный канал
* В экспериментальных работах по разделу принимали участие О. В. Ка-
закевич и В. Е. Рябов.
329
Рис. 8.10. Схема расположения перегородок в шахтных стволах:
а —в клетевом; б —в скиповом; в, г — в скипо-клетевом; 1 — ствол; 2 — перегородка;
3 — надшахтное здание; 4 — вентиляционный канал
потолочин. В зависимости от назначения, горно-геологических,
гидрогеологических и горнотехнических условий применяются
«жесткие» и «податливые» параметры системы разработки.
К «жестким» относятся такие параметры системы, при которых
поддерживающие целики не деформируются, или деформируют-
ся без потери несущей способности и появления стадии прогрес-
сирующей ползучести. «Податливые» рассчитывают по деформа-
ции с учетом их критических значений, после достижения кото-
рых целики переходят в стадию прогрессирующей ползучести и
перестают выполнять свои функции.
8.4.1. Расчет параметров жесткого целика
При определении параметров жестких целиков рассчитывают та-
кую их ширину, при которой обеспечивается необходимый срок
330
службы без потери ими несущей способности. Принят следую-
щий порядок расчетов:
1. Определяется нагрузка Q на целик;
2. Определяется несущая способность целика Р с учетом дли-
тельности его нагружения;
3. Определяется абсцисса точки пересечения графиков Q и
Р, соответствующая искомой ширине целика;
4. Определяется степень нагружения целика «С» для найден-
ной его ширины.
В качестве расчетной нагрузки, приходящейся на междука-
мерные целики, принимается максимальная нагрузка, приходя-
щаяся на целики, расположенные в центре выработанного про-
странства. Она определяется по формулам:
для ленточных целиков
Q = t//-^±A- , (8.123)
для столбчатых целиков
(a + b> (l'~a'> , (8.124)
6(?, z *гс /кР 22 *Н/и
где у — удельный, вес покрывающих горных пород (принимается
равным у = 212_жН/м3); Н — расстояние от земной поверхности
до кровли фелйка7~мТа, b — ширина камеры и целика, м; I', а' —
длина целика и ширина просека, м.
Расчетное значение нагрузки Q, приходящейся на целики,
определяют для нескольких значений ширины целиков.
Несущую способность междукамерных целиков определяют
по формуле
р=,''сж^К3К<кА^-С, (8.125)
МЯо.
где Осж" — средневзвешенный предел прочности пород, слагаю-
щих целик, на сжатие, Па; К\— коэффициент, учитывающий
влияние размеров образцов, на которых определялась прочность
рудосодержащих пород (принимается по графикам, приведен-
ным в [20]); Ki— коэффициент, учитывающий разницу в жест-
кости пород, контактирующих с целиком, и матриц пресса [20].
В случае, когда прочностные характеристики пород, слагающих
целики, принимают по табличным данным, отношение KJKi при-
нимают равным единице; К3— коэффициент, учитывающий влия-
ние глинистых прослойков на прочность целика (рис.8.11); Ki —
коэффициент, учитывающий влияние отношения ширины целика
к его высоте и контактные условия (рис. 8.12); Къ — коэффи-
циент, учитывающий влияние продольной компоненты напряже-
ний, действующих в целике [20]. Для ленточных целиков Къ =
= 1,25; Ай —часть ширины целика, потерявшая несущую способ-
ность под влиянием буровзрывных работ (при комбайновом спо-
собе отбойки А6 = 0, при веерном взрывании А6 = 2 м); С — сте-
331
.Рис. 8.11. Зависимость коэффициента несущей способности целиков (k3) от
отношения их высоты к суммарной мощности глинистых прослойков (т/тпр)
Рис. 8.12. Зависимости коэффициента формы целиков (kt) от отношении их
ширины к высоте (b/т) при различных значениях угла внутреннего трения
пород (р):
а — прн &7&=0,5; б — прн k'lk—O
пень нагружения целиков, обеспечивающая необходимый срок
службы (для жестких целиков С=0,3 без учета обрушения по-
род кровли и С—0,4 с учетом обрушения пород кровли и связан-
ным с этим увеличением высоты целика).
Средневзвешенное значение прочности определяется по фор-
муле:
,, glS ^1 + /И2 + + S тп /£ 126)
а сж т ’ \ /
где Qi, • • , От — пределы прочности отдельных разновидно-
стей соленосных пород, слагающих целики, на одноосное сжа-
тие, Па (принимаются по табл. 8.25); тх, т2, ..тп — мощно-
сти отдельных разновидностей соленосных пород, слагающих це-
лик, м; т — высота целика, м.
332
Таблица 8.25
Средние значения прочностных свойств пород
Верхнекамского месторождения
Породы асж. На МПа, р, градус
Каменная соль 21,5 32
Сильвинит пластов Красный-Ш, Красный-II, Красный-1 23,0 35
Сильвинит пластов АБ и В 19,0 27
Карналлит И„5 34
Для определения коэффициента Ki находят средневзвешенное
значение угла внутреннего трения по формуле:
Pi 2 «1 + Ра S + ... + ?пУ,тп
(8.127)
где pi, рг, ..рп — углы внутреннего трения пород, слагающих
целик, градус (принимают по табл. 8.25); т.\, т2, . .., тп — мощ-
ности слоев соленосных пород, слагающих целик, м; т — высо-
та целика, м.
Расчетное значение несущей способности целиков определяют
для нескольких значений ширины целиков. По полученным ре-
зультатам изменения нагрузки Q и несущей способности цели-
ков!^ в зависимости от ширины целиков строят графики, точка
пересечения которых дает искомое значение ширины целика.
Определяется фактическая степень нагружения междукамер-
ных целиков для найденного значения ширины целика по выра-
жению
Q = т 7/ (а + b)/ Г <
Л2
(8.128)
Для жестких целиков допустимая степень нагружения без
учета обрушения пород кровли составляет [С] ^0,3, с учетом
обрушения пород кровли [С]<:0,4.
8.4.2. Расчет параметров податливого целика
Расчет заключается в определении срока службы, в течение ко-
торого целик может выполнять свою функцию при заданных
размерах, или в определении размеров целика.
Определение срока службы целика сводится к следующим
операциям:
333
Рис. 8.13. Графики функций:
а —для £наг=/(/вп/7/ctg-ф) (£наг — коэффициент нагружения целиков; /вп — расстояние
целнка до ближайшей границы выработанного пространства; Н — глубина разработки;
ф₽55°—угол полных сдвижений); б — для 80Т“Мс) (еот — скорость относительной де-
формации целиков; с — степень нагружения целиков); в — для &кр=!з(Ь/т) — критиче-
ская деформация целиков; Ь и m — соответственно ширина н высота целнка; 1 — силь-
винит Красный-П; 2 —карналлит; 3 — галит, сильвинит АБ; 4— пласт Красный-П; 5 —
галит; сильвинит АБ; 6—карналлит
Рис. 8.14. Характер нарастания
МКЦ (в) во времени t
деформаций
определяют степень нагружения целика по мере удаления от
него фронта очистных работ по формуле
/"• Q^nar
р— >
где Л'паг — определяют по графику на рис. 8.13, а-,
для каждой степени нагружения по графику на рис. 8.13,6
находят скорости деформирования целиков;
рассчитывают динамику нарастания деформаций во вре-
мени и строят график (рис. 8.14);
по графику (рис. 8.13, в) находят величину критических де-
формаций и откладывают на построенном графике.
Абсцисса точки пересечения кривой нарастания деформаций
и прямой, соответствующей критическому значению деформаций,
даст искомый срок службы целика.
334
Для определения необходимой ширины податливого целика
определяется срок его службы при нескольких значениях его ши-
рины. Строят график зависимости срока службы целика от его
ширины, затем из графика находится необходимое значение ши-
рины целика, соответствующее требуемому сроку службы.
8.4.3. Расчет пролетов очистных выработок
При определении размеров камер исходят из следующих поло-
жений:
1. В камерах с заданной шириной определяется срок сохра-
нения устойчивости пород кровли (потолочины).
2. Определяется ширина пролета очистных камер, при кото-
рой обеспечивается необходимый срок службы пород кровли
(потолочины) без применения или с применением специальных
мероприятий, направленных на увеличение срока их устойчиво-
сти. Для выбора оптимального пролета очистных камер рассчи-
тывается срок службы пород кровли (потолочины) для несколь-
ких значений ширины камер. Строится график зависимости из-
менения срока устойчивости рассматриваемых слоев кровли (по-
толочины) в зависимости от ширины камер. Затем, для необхо-
димого срока службы находится требуемая ширина камер.
Потеря устойчивости пород кровли происходит в основном
из-за действия сил бокового распора. Порядок расчета времени
устойчивости слоев пород, слагающих кровлю, от действия сил
бокового распора следующий.
Определяется высота зоны, в пределах которой проявляются
деформации, вызванные действием сил бокового распора по фор-
муле
h' = 0,5 a tg 55° = 0,7 а, (8.129)
где а — ширина камеры, м.
В пределах высоты h' выделяют слои с различными прочно-
стными и деформационными свойствами, способные к расслое-
нию, и строят эпюру изменения прочности слоев на одноосное
сжатие.
Находят ординаты середин каждого монолитного слоя и для
них строят эпюру распределения компоненты напряжений ох,
определяемой для точек, удаленных от целика на расстояние
и — b и У = 0, по формуле
= (8.130)
где л — коэффициент бокового распора (для Верхнекамского ме-
сторождения % = 0,45); а —ширина камеры, м; b — ширина меж-
дукамерного целика, м; Н — глубина разработки, м; у — объем-
ный вес вышележащих покрывающих пород, кН/м3.
335
6
Рис. 8.15. Графики функ-
ций:
а — для [8f]“f(i-|-)([8fl) — Отно-
сительный предельный прогиб
слоев, %; а — ширина обнаже-
ния слоя, м; h — мощность слоя,
м; б —для e=f(c) (8 —скорость
относительного прогиба слоев,
%/сут.; с — степень нагружения
слоев)
Находят значения бокового распора по формуле
^xi
(8.131)
где Лб — коэффициент, учитывающий направление приложения
нагрузки по отношению к напластованию (/С6 = 0,75); К? — коэф-
фициент, учитывающий влияние способа отработки полезного
ископаемого (при комбайновом Кт= 1; при мелкошпуровом К7 =
= 0,9; при веерном 7<7 = 0,8).
По графику, приведенному на рис. 8.15, определяют соответ-
ствующие значения скоростей ползучести при продольном сжа-
тии.
Определяют скорость относительного прогиба рассматривае-
мого слоя по формуле
S (*z. М
= , (8.132)
где ht — мощность i-ro слоя; ег- — скорость ползучести при сжа-
тии i-ro слоя; а, — расчетная ширина обнажений i-ro слоя, для
которого определяется прогиб
a^a-l/j^. (8.133)
1
По графику, приведенному на рис. 8.15, находят значение
предельного относительного прогиба рассчитываемого слоя
[efL.
Определяют срок сохранения устойчивости рассчитываемого
i-ro слоя по формуле
i;-l п
t _-------:---22-------, (8.134)
7г
где — срок сохранения устойчивости предыдущего слоя, сут;
a,-i — расчетная ширина обнажения предыдущего слоя, распо-
ложенного ближе к камере, чем рассчитываемый i-й, м.
Описанные операции производят, начиная с примыкающего
к камере слоя и кончая слоем, расположенным на удалении от
камеры, равном h'.
336
Для рудников СКПРУ-1, СКПРУ-2, СКПРУ-З, БКПРУ-1
Верхнекамского месторождения характерно постадийное обру-
шение пород, залегающих в кровле горных выработок, т. е. в оп-
ределенную стадию происходит одновременное обрушение не-
скольких породных слоев, составляющих кровлю. Обрушение
реализуется по мощным (1—5 см) глинистым прослоям, распо-
ложенным в кровле пласта на различном расстоянии, и распро-
страняется до высоты, равной h'.
Расчет устойчивости кровли при постадийном обрушении вы-
полняют по аналогии с послойным, только при расчетах опреде-
ляют суммарную мощность породных слоев, одновременно обру-
шающихся в данную стадию.
8.5. ОСНОВЫ РАСЧЕТА ВЕЛИЧИН СДВИЖЕНИЯ
И ДЕФОРМАЦИЙ ЗЕМНОЙ ПОВЕРХНОСТИ
В результате выемки калийных пластов нарушается естествен-
ное равновесие массива. Горные породы приходят в сдвижение.
Прогиб на земной поверхности наблюдается в условиях место-
рождения при создании широкого выработанного пространства,
составляющего 0,15Н. С увеличением площади выемки на зем-
ной поверхности образуется мульда сдвижения с определенными
размерами, формой и величинами деформаций.
8.5.1. Исходные параметры процесса сдвижения
Исходными параметрами для расчета сдвижений, деформаций
земной поверхности и толщи горных пород являются: граничные
углы; угол максимального оседания; углы полных сдвижений;
величина максимального оседания; величина максимального го-
ризонтального сдвижения.
Угловые параметры, определяющие границы влияния горных
работ, принимают равными следующим величинам:
Граничный угол 60 ............................................. 50°
Угол полных сдвижений i|‘.......................................55°
Угол максимальных оседаний 0....................................90°
Конечное оседание земной поверхности (т)о) принимают в за-
висимости от параметров системы разработки:
без закладки выработанного пространства
п
2 s
-,)-94г-- <8-135)
где S, — площади сечений очистных камер, м2; п — число отра-
батываемых пластов; а — ширина камер, м; b — ширина цели-
ков, м;
22 Зак. 157 337
с закладкой выработанного пространства
V == °’9 t1 - Л (! - Я)], (8.136)
где А — коэффициент заполнения камер закладочным материа-
лом; В — коэффициент усадки закладочного материала, прини-
маемый для гидравлической закладки при Н^200 м равным
0,16; при Я>200 м — 0,18; при механической закладке при
=^200 м В = 0,21, при Я>200 м В=0,24.
Определение величины максимального горизонтального сдви-
жения go, мм:
£о = ать (8.137)
где а — переходной коэффициент, который определен эмпириче-
ски и составляет 0,2—0,26.
В образуемой на земной поверхности и сдвигаемой толще
мульде сдвижения выделяют постоянные, временные и движу-
щиеся краевые части и зоны полной подработки. Распределение
сдвижений, деформаций в краевых частях мульд сдвижения но-
сит различный характер и определяется многими факторами, за-
висящими от горно-геологических и горно-технических условий
разработки.
Для расчета сдвижений и деформаций принята методика ти-
повых кривых. Краевая часть мульды A = /7(ctg бо + ctg ф) выра-
жается в относительных единицах. Зависимой переменной явля-
ется отношение S(Z) =т]х/т]'п, аргументом — Z=x)L, vjifi х— одна
десятая часть длины краевой части мульды
Ожидаемые величины сдвижений и деформаций в краевой
части мульды сдвижений определяют по формулам:
оседание земной поверхности в точках главных сечений муль-
ды сдвижения
^=^>5 (£);
наклоны и кривизна в главных сечениях мульды сдвижения
^=-g-S'(Z); (8.138)
A'x = -g-S"(Z); (8.139)
горизонтальные сдвижения и деформации
g7io-S"(Z) , (8.140)
или
^ = 7;0Z(Z), (8.141)
ел = ^Г(2), (8.142)
где S(Z), S'(Z), S"(Z), F(Z), F'(Z) —безразмерные коэффици-
енты типового распределения сдвижений и деформаций. В зави-
338
3
Рис. 8.16. Зависимости микродеформаций
земной поверхности в зонах полной подра-
ботки (в7-10~3 — горизонтальные сдвиже-
ния; t-10”3 — наклон мульды сдвижения;
К-10 4 — кривизна мульды сдвижения, м-1)
от достигнутых оседаний ц
симости от горнотехнических условий выемки, определяющих
степень нагружения целиков, наличия закладки и полноты ее за-
полнения в камерах, их значения приведены в табл. 8.26.
Деформации земной поверхности в зонах полной подработки
(микродеформации) проявляются в пределах всей подработан-
ной территории и определяются в функции от ожидаемых теку-
щих или конечных оседаний (рис. 8.16).
8.5.2. Условия безопасной подработки
водозащитной толщи
1. Условия безопасной подработки водозащитной толщи (ВЗТ)
определяются суммарной мощностью соляных слоев ВЗТ, в ко-
торых не возникают трещины разрыва, обусловленные деформи-
рованием толщи пород в краевых частях мульд сдвижения.
2. Критерием безопасной подработки ВЗТ является условие,
при котором суммарная мощность отдельных пластов (слоев)
каменной соли (в которых при деформировании толщи не воз-
никает трещины разрыва) больше или равна их допустимой сум-
марной мощности
(8.143)
где тс — суммарная мощность слоев каменной соли ВЗТ, в ко-
торых не возникает трещины разрыва;
тс = ^ mt,
i- 1
где \т] —допустимая суммарная мощность слоев каменной соли
ВЗТ; п — число слоев ВЗТ.
Мощность и число слоев каменной соли ВЗТ определяется
по геологическому разрезу, построенному по данным бурения
скважин. Выделение отдельных слоев каменной соли произво-
дится при мощности слоев глины, мергеля или карналлита, раз-
деляющих эти слои, более 10 см.
Мощности отдельных слоев каменной соли, включаемых в со-
став ВЗТ, должны удовлетворять условию т^1.
3. В качестве допустимой суммарной мощности соляных сло-
ев ВЗТ принимается:
340
а) на участках шахтного поля, в пределах которых отсут-
ствуют аномальные зоны в водозащитной толще, значение [т] =
= 10 м;
б) на участках шахтного поля, в пределах которых выде-
ляются особенности в строении и свойствах водозащитной тол-
щи, требующие применения дополнительных мер охраны, зна-
чение [т] =20 м.
4. Критерием выделения отдельных слоев каменной соли, в
которых при деформировании толщи не возникает трещины, яв-
ляется условие
где [тс/] — значение мощности отдельных слоев каменной соли,
при которых в этих слоях не возникают трещины разрыва.
5. Мощность любого соляного слоя (пласта), входящего в
состав ВЗТ, в котором при заданных параметрах ведения очист-
ных работ при деформировании ВЗТ не возникает трещины раз-
рыва, определяется по формуле
2 [есу] (0,9/7 + 0,65Ас/)2
[гПс]\ — S' (Z)max7]
2 [ес/1 (0,9 Н + 0,65 Лсу)2 144)
= 8" (Z)max/пв,<»>,( 1 — 4;-f- АВ,) ’
где [ёс/] — значение предельных растягивающих деформаций
слоев каменной соли (при отсутствии экспериментальных дан-
ных принимается 0,002); hc j — расстояние от i-ro слоя каменной
соли до кровли верхнего отрабатываемого пласта, м; Н — глуби-
на ведения горных работ, м; тВг — выемочная мощность i-ro от-
рабатываемого пласта, м; со,- — коэффициент извлечения руды
при отработке i-ro пласта; Л,В, — степень заполнения камер за-
кладкой и коэффициент усадки закладки на i-ом пласте, значе-
ния определяются по данным работы [20]; S"(Z) гаах— макси-
мальное безразмерное значение второй производной от оседания,
выбирается из табл. 8.27, в зависимости от значений параметров
С, Л и г), отражающих условия деформирования В<ЗТ.
Таблица 8.27
Условия определения коэффициента S"(Z)max
Параметры Значения параметров при S"(Z)max
7 30 50
Степень нагружения цели- ков Коэффициент заполнения ка- мер закладкой Ожидаемая максимальная скорость оседания, мм/мес. Cs£0,4 Л ^0,75 ц<5 0,4^С<0,7 0^4^0,75 ц<50 С>0,7 Ос; Л <0,7 ц>100
341
У'ММ/иес
Рис. 8.17. Изменение макси-
мальных значений второй
производной распределения
оседаний (S"(Z)max) от
скорости оседания земной
поверхности т]
При известной максимальной скорости оседания земной по-
верхности, соответствующей предусмотренным к применению па-
раметрам ведения очистных работ, значение S"(Z)max опреде-
ляется по графику (рис. 8.17).
6. Возможная высота зоны трещинообразования и обруше-
ния пород кровли выработок определяется по формуле
k
-Aj + AjBj). (8.145)
/~i
Величина h" определяет расстояние от кровли верхнего отра-
батываемого пласта до верхней границы зоны трещинообразова-
ния и обрушения пород кровли.
7. Выбор параметров камерной системы разработки и оценка
выполнения условия I безопасной подработки ВЗТ осуществля-
ется в следующем порядке:
а) при принятых параметрах системы разработки, характе-
ризуемых значениями и, тв, А, В, определяется возможная вы-
сота зоны трещинообразования h" (8.145), мощность ВЗТ, в пре-
делах которой размещены слои каменной соли по формуле
ДА = /;в - /г",
где hB — мощность ВЗТ; принимается в соответствии с требова-
ниями «Указаний...» [20];
б) в соответствии с геологической колонкой ВЗТ для рас-
сматриваемого участка мощности каждого слоя каменной соли
(щс /) и расстояния до этих слоев (Лс /) заносятся в таблицу сле-
дующей формы:
Форма 1
Обозначение пластов (слоев) каменной соли, входящих в состав ВЗТ tncj, м лс? м Предельные мощно- сти слоев каменной соли [тс м Мощности слоев каменной соли без образования трещин м
без мер охраны с мерами охраны без мер охраны с мерами охраны
1 2 3 4 5 6 7
342
в) по формуле (8.144) для известных параметров процесса
сдвижения земной поверхности, характеризуемых значениями
S"(Z)max, Л> Н, определяют предельные мощности слоев камен-
ной соли Ис.;) без образования трещины при их деформирова-
нии и определяют суммарную мощность слоев каменной соли
тс. Суммарная мощность слоев каменной соли ВЗТ тс должна
удовлетворять условию I;
г) при несоблюдении условия 1 изменяют параметры ведения
горных работ, характеризуемых значениями со, тв, А, В до ве-
личин, при которых условие начинает соблюдаться и принимают
в качестве приемлемых. Это условие достигается созданием сту-
пенчатой зоны смягчения;
д) ширина зоны смягчения или ее ступени /0 определяются
[А]
в зависимости от величины отношения согласно работы
[20];
е) при необходимости создания второй ступени зоны смягче-
ния, параметры разработки (та, со, А, В) определяются из со-
блюдения условия I. Мощность соляного слоя ВЗТ, в котором
не возникает трещины при деформировании для второй ступени,
определяется по формуле
f ,___________2[гсу] (0,9/У + 0,65 Лсу)2
IMcy] S^Hniax (12«i “i (> ~ Л +( '
ч (1 — Л + ДД,)])}
Индексы I и II обозначают ступени зоны смягчения.
8. Параметры отработки калийных пластов, характеризуемые
межосевым расстоянием (а + b), определяют исходя из допусти-
мого извлечения [со] по условию I безопасной подработки ВЗТ
по формуле
« + 6 = (8.147)
' дав(ш] ’ ' '
где SSx — суммарная площадь сечения комбайновых ходов в ка-
мере; тв — вынимаемая мощность.
Параметры камер и междукамерных целиков должны соот-
ветствовать необходимой степени нагружения междукамерных
целиков, обеспечивающих безопасность ведения горных работ
течение требуемых сроков.
8.6. ОСНОВЫ РАСЧЕТА ПРОИЗВОДИТЕЛЬНОСТИ
ЗАКЛАДОЧНОГО ОБОРУДОВАНИЯ И ПОЛНОТЫ
ЗАПОЛНЕНИЯ ВЫРАБОТАННОГО ПРОСТРАНСТВА
8.6.1. Расчет производительности закладки
с использованием скреперных лебедок
При скреперной закладке в одновременной работе с одним кон-
вейером могут находиться несколько лебедок. Загрузку скрепе-
ров регулируют плужковыми сбрасывателями в зависимости от
343
длины транспортирования по камере. При этом способе загрузки
производительность скреперов QT (м3/мин) определяют по изве-
стной формуле для средств прерывного транспорта
Q - 4V* у
2L + tnep
(8.148)
где q — вместимость ковша, м3; ук — скорость каната, м/мин; L —
длина транспортирования, м; /пер — время переключения, мин.
На малых длинах транспортирования скреперы имеют боль-
шую производительность, но она, как правило, не реализуется
из-за ограниченной производительности конвейера. По этой при-
чине на начальном участке камеры скрепер имеет постоянную
производительность QH, равную
Qu QK
где QK — реализуемая производительность конвейера, м3/мин;
пл — число одновременно работающих скреперов.
Длина участка, на котором производительность скреперов по-
стоянна, равна
L==_J&__2^L. (8.149)
Получение отрицательного значения L\, означает, что произ-
водительность скреперов не ограничена производительностью
конвейера.
Средняя по камере производительность лебедки при £к равна
Qc₽ = Кп — , (8.150)
где Кн— коэффициент неравномерности загрузки лебедок, в сред-
нем равный 0,85—0,95; LK — длина камеры, м.
Среднесменная производительность QCM (т/смену)
QcM = ^cMQcp7'cM, (8.151)
где Кем — коэффициент использования сменного времени; ТСм —
продолжительность смены, мин.
Коэффициент Кем определяют на основании хронометражных
наблюдений по формуле
/Ссм = 1--—+~.±ZnL , (8.152)
' см
где Тпз, £вс, Тпр — длительности соответственно подготовительно-
заключительных и вспомогательных операций и простоев, мин.
Ориентировочное значение Кем можно принять 0,65.
При определении затрат времени на производство закладоч-
ных работ заданного объема следует учитывать, что в процессе
закладки солеотходы уплотняются скреперным ковшом. Плот-
ность закладочного массива в 1,08—1,11 раза больше плотности
344
солеотходов в скреперном ковше. С учетом уплотнения время
закладки камеры составляет
у' (1.03, 1.И) £|(5кЛ^з (g 153)
3 Qcm
где SK — средняя площадь поперечного сечения закладываемой
камеры, м2; К3— расчетный коэффициент заполнения камеры.
Исходя из сменной, минутная производительность Qcp. 3
(т/мин) :
Qcp.3= <8’154)
г 7 СмАнЛсМ
где Qcm. з — заданная сменная производительность участка, т.
По формуле (8.150) при £1 = 5 м определяют возможную ми-
нутную производительность Qcp.
Приближенное число лебедок
«3 = Qcp.3/QcP- (8.155)
Полученное значение пл округляют до целого числа.
Уточненное значение длины участка
1'1==у/ГЬх^~^^ VK/nepj—£2К. (8.156)
Необходимая пропускная способность конвейерной трассы
Q'K (т/мин)
О' =___________________ (8.157)
2 (£'! + 0,5 УЛер) k ’
Пример 1. Определить среднесменную производительность
скреперной лебедки «Калий-4» и время закладки камеры соле-
отходами.
Исходные данные-, длина камеры £к = 200 м, сечение камеры
SK = 80 м2, коэффициент заполнения К3 = 0,75, емкость ковша
q—1,5 м3, скорость каната УК=Ю8 м/мин, время переключения
с холостого хода на рабочий и обратно — 0,2 мин, количество
одновременно работающих лебедок пл — 3, максимальная за-
грузка конвейера — 2,5 м3/мин, длительность смены — 420 мин,
коэффициент использования сменного времени Кем = 0,65.
Решение.
1) Определяем длину участка камеры с постоянной произво-
дительностью по формуле (8.149)
, дУкПл znepV\ 1,5-108-3 0,2-108 й7
“ 2QK 2 — 2-2,5 2 —8/м-
345
2) По формуле (8.150) находим среднюю по камере произво-
дительность
^'К^ к
Qcp /,2К 2.2J AK/nepVк
n о 200-1,5-108 л з- , „
0,9 2002 4-872 + 200-0,2-108 0,563 м /Мин.
3) Сменная производительность одной лебедки по (8.151)
равна
Qcm = /<cMQcp Гсм = 0,65 - 0,563 - 420 = 153 м3 4.
4) Необходимое число смен для закладки камеры по (8.153)
„ 1,1LkSkK, 1,1-200-80-0,75 о„ о
7\ =-----/ --------г-гт;—:— = 86,3 смены.
VCM
Пример 2. Определить необходимое число лебедок и пропуск-
ную способность конвейера Q'K для производства закладочных
работ объемом 310 м3/смену.
Исходные данные те же, что и в примере 1.
Решение. Среднюю минутную производительность участка
находим по формуле (8.154)
^ср- 3 = ТсмКнКс№ = 420-0,9-0,65 = 1 ’26 м3/миН-
Возможная производительность одной лебедки равна по
(8.150)
q ____ is ______к______________ q q______200-1,5-108____ ___
Чср —Лн £2К + £2] + £кгперук — 2002 + 52 + 200-0,2-108 ~
==0,66 М3/МИН.
Необходимое число лебедок равно по (8.155)
_ <?ср.з _ 1,26 __ 9
л— Qcp 0,66 —
Принимаем две лебедки.
Уточненное значение длины участка L\ по (8.156) равно
I ' __ .. / J ( ЧУкГСд _ 1/7 \ _ J 2 _
1 I/ \ Qcp 3 V К^ПСР| к
= ]/ 200 Г--5: ff8-2 - 108• 0,2 V 2002 = 84 м.
|/ \ 02о j
Для достижения заданной среднесменной производительно-
сти необходимая пропускная способность конвейерной трассы
составляет (8.157)
zp __ __ 1,5-108-2 it 3/
4 к — 2 (£'t + 0,5 VAep) ~ 2 (84 + 0,5-108-0,2) = 1 ’' М 'МиН
346
8.6.2. Расчет производительности
технологических схем закладки с использованием
самоходных вагонов
При вагонной закладке с использованием самоходных вагонов
многие операции цикла закладки совпадают с операциями до-
ставки руды от комбайна вагонами, что дает основание упро-
щенно представить закладку как процесс обратный транспорти-
ровке руды из камеры.
Однако имеется существенное различие в технологических
условиях доставки руды из камеры и закладки в камеру. Раз-
личие это заключается в том, что при доставке руды выполнение
условия непрерывности работы комбайна не обязательно, а при
закладке непрерывность работы конвейера, подающего закла-
дочный материал, является обязательным условием.
В общем случае закладку камер могут одновременно произ-
водить и с использованием вагонов и скреперных лебедок. Опти-
мальным условием, обеспечивающим непрерывность работы кон-
вейера, является равенство суммы производительностей закла-
дочного оборудования производительности конвейера.
Для обеспечения этого условия необходимо учитывать состав
оборудования в технологической схеме, режим подачи закладки
по магистральному конвейеру, положение закладочных забоев
в пространстве камер, находящихся в одновременной работе,
стабильность работы вагонов.
Средняя по камере производительность вагонов при заклад-
ке камеры слоями равна
2 ^сл^-к
QcP=—n------КеЛег, (8.158)
/ = 1
где Зел —площадь поперечного сечения закладываемого слоя, м2;
Ti — время закладки слоя, мин; Ксд — коэффициент уменьшения
производительности, учитывающий положение забоя в заклады-
ваемых камерах; КСт — коэффициент уменьшения производитель-
ности, учитывающий нестабильность длительности рейса вагона.
Площадь поперечного сечения закладываемых слоев
S„.r=(//K-W; (8.159)
5сл.г=(йг--Д/г3)^ (8.160)
Для обеспечения наибольшего заполнения камер высоту h2,
оставляемую для закладки второго слоя, следует принимать ми-
нимально возможной, обеспечивая при этом условия безопасной
эксплуатации вагона. Для вагона 5ВС-15М высота h2 состав-
ляет 2,5 м.
Зазор ДАз при закладке вагонами составляет 0,8—1,0 м.
347
Рис. 8.18. Зависимость производительности
вагона QB от длины камеры LK:
1 — закладка первого слоя; 2 — закладка второ-
го слоя; сплошной линией показана теоретиче-
ская, пунктирной — при регулировках конвейера
При закладке камер с использованием вагонов, как и при до-
ставке руды из камер производительность вагонов по длине ка-
меры изменяется. Различают два участка с разным характером
изменения производительности (рис. 8.18). На первом (началь-
ном участке) производительность с увеличением длины не изме-
няется, а на втором с увеличением длины уменьшается.
Длину первого участка как в случае доставки руды можно
принимать равной 40 м.
Время закладки слоя на этом участке
n6Scn (2 £] 4-г9К) ((/раз 4-/вс)
/ 1 = — , 1 \ 17 5 (0. 1Ь1 )
(Лв 1) Асос^в^эм
где «в — число вагонов, производящих закладку с одного кон-
вейера; Ъ\—длина участка с постоянной производительностью,
м; с9К — эквивалентная скорость движения вагона, м/мин; /Раз—
время разгрузки вагона, мин; /вс— время вспомогательных опе-
раций, мин; Кеос-—коэффициент состава оборудования; VB —
объем материала, перевозимого вагоном за рейс, м3.
Средние значения crx, vxx, /раз. i, /вс, /раз.2 приведены в
табл. 8.28.
Приведенные в табл. 8.28 скорости движения вагона харак-
терны для камер с углами наклона от 0 до 5°. В случае других
углов наклона камер в значение скорости необходимо ввести по-
правку, аналогичную поправке скорости при доставке руды, а
именно при угле наклона ±10° скорость уменьшается в 0,81,
а при ±15° в 0,72 раза.
Коэффициент состава Кеос показывает, во сколько раз повы-
шается производительность вагона в зависимости от наличия в
схеме бункер-перегружателей и лебедок.
^СОС=-$Ч (8.161)
где QB — производительность вагона с учетом наличия в схеме
бункер-перегружателей и лебедок, м3/мин; QZB— производитель-
ность вагона для той же длины без учета бункер-перегружате-
лей и лебедок, м3/мин.
348
Таблица 8.28
Длительность операций цикла при закладке камер самоходным вагоном
Операции Число наблю- дений Среднее значение Среднее квадратиче- ское отклоне- ние Коэффициент вариации
Скорость движения гру- 271 92,5 16 17,3
женого вагона цГх, м/мин Скорость движения по- рожнего вагона цхх, 235 101 16,5 16,4
м/мни Разгрузка по первому СЛОЮ /раз.1, с 289 70 25,5 36,3
Разгрузка по второму СЛОЮ ^раз'2, С 187 108 32,5 30,0
Подъем плужка, с 483 23,6 11,2 47,4
Qb
(nB- 1) УВ~У6
'2паТк
1
/ZI;
х + “T-J + -77(v; - Уб) ’ (8-162'
где Уб — вместимость бункер-перегружателей, м3; Q» — произво-
дительность лебедки, м3/мин; Тк — время пребывания вагона в
камере, мин.
Л = 4^ + /Раз-: /вс- (8.163)
^эк
В формуле (8.162) значение V6 имеет верхний предел, физи-
ческий смысл которого заключается в том, что значение должно
быть меньше Кб на величину, равную объему материала загру-
жаемого в бункер за время его разгрузки в вагон. Предельное
значение Кб определяют по формуле
1/ Ни — (л„ 1) /р.б]
х6.пр =---------г . ---------Q4.6, (8.164)
н 1 К + ‘ р . б
где 1р. б — время разгрузки бункера, равное 0,9—1,2 мин.
В случае, если лебедка находится в конце конвейерной линии
и служит для уборки просыпи с разгрузочной головки конвейера,
производительностью пренебрегают.
В случае, если один вагон загружается через бункер-перегру-
жатель, а второй непосредственно с ленты конвейера, то такая
схема не позволяет увеличить производительность, поэтому ем-
кость бункер-перегружателей для этого случая принимают рав-
ной нулю.
349
Производительность вагона без учета бункер-перегружателей
и лебедок определяют по формуле
</в = (8.165)
'*В 1 к
которая является частным случаем формулы (8.163). Для опре-
деления Кеос длину L принимают равной половине длины каме-
ры. Время закладки второго участка
Л = Гм//(рег, (8.166)
где 7'м— теоретическое время закладки, мин; Крег— коэффи-
циент, учитывающий снижение производительности при регули-
ровках.
Так как на втором участке производительность вагона умень-
шается по мере закладки первого слоя и увеличивается по мере
закладки второго, а производить непрерывное изменение подачи
солеотходов на магистральный конвейер для обеспечения макси-
мальной производительности вагона практически невозможно, то
регулировку подачи солеотходов производят периодически, через
определенное время (смену, сутки). При такой регулировке воз-
можная производительность вагона не реализуется, вследствие
чего действительная производительность оказывается меньше.
Коэффициент уменьшения производительности при регули-
ровках определяют по формуле
7-к -|- L\ 4“ ^эк (^раз 4" ^вс)
₽ег ^«(1+ ^от) + Ь] (1 ^от) + ^эк (^раз 4" ^вс)
где tOT — относительная частота регулировок,
/от ^рег/^м,
/рег— период между регулировками, мин.
Теоретическое время закладки второго участка
у, WBSc (£к L\) [LIt L\ 4" ^эк (^раз 4- ^всп)]
М О» 1) Ксос^в^’эк
Определенное по (8.169) время закладки второго участка от-
носится к тому случаю ведения работ, когда подвигание закла-
дочных забоев в одновременно закладываемых камерах проис-
ходит равномерно. На практике в силу различных обстоятельств
(простои из-за ремонта вагона, различного сечения закладывае-
мых слоев и пр.) забои в пространстве камеры сдвинуты. Это
приводит к тому, что для обеспечения непрерывности работы
магистрального конвейера, его загрузку необходимо производить
по положению вагона, имеющего на данный период наименьшую
производительность. Естественно, что такая загрузка конвейера
приводит к уменьшению производительности остальных вагонов.
Поправочные коэффициенты Кед определяют по номограмме
(рис. 8.19) в зависимости от сечений закладываемых слоев и
числа сдвигов забоев в одновременно закладываемых камерах.
.350
(8.167)
(8.168)
(8.169)
Рис. 8.19. Зависимость коэффициента
уменьшения производительности горного
участка (&сд) от величины сдвига забо-
ев (Лсд) в одновременно закладываемых
камерах длиной 200 м:
3, 4 — при сдвиге одного забоя и отно-
шении времени закладки первого слоя ко вто-
рому, соответственно, 0,37; 0,70; 1,03; 2,70; 5,
t. 7, 8 — при сдвиге двух забоев и отношении
соответственно 0,37; 0,70; 1,03 и 2,70
Определение коэффициента Кст (влияния стабильности рейса
вагона на его производительность) производят по формуле
---------- (8.170)
7ц + /оп ’
где Тц — время цикла при доставке закладочного материала ва-
гоном, мин; ton — оптимальная длительность отклонений от сред-
ней длительности цикла, мин.
7- _. Ив у,
‘ ~ н- — 1 К’
(8.171)
«н~
/ = (8.172)
где Оц — среднеквадратическое отклонение длительности цикла,
мин; х — относительная величина увеличения длительности цик-
ла (запаздывания).
Значение стц определяют по правилу сложения отклонений
независимых событий
= У °2раз + Ах + Ах + Ас, (8.173)
где страз, Охх, стгх, <Твс — среднеквадратическое отклонение дли-
тельностей соответственно: разгрузки, холостого и груженого хо-
дов, вспомогательных операций, мин.
Среднеквадратическое отклонение длительности холостого н
груженого ходов определяют по отклонениям скорости
Даг'х (8.174)
ахх
Z. а.-, г
(8.175)
где стр г, <Тох — среднеквадратическое отклонение скорости гру-
женого и холостого ходов вагона, мин.
351.
В формулах (8.174, 8.175) значение L принимают равным
(0,5—0,7) £к. Величину относительной длительности запаздыва-
ния х находят из условий обеспечения максимального количе-
ства рейсов вагона в смену. Значение х зависит от интеграль-
ной функции Лапласа Ф(х) и времени на повторный запуск кон-
вейерной линии. Чем больше времени требуется на повторный
запуск линии, тем меньше должна быть вероятность запазды-
вания вагона под загрузку, т. е. меньшая вероятность остановки
конвейера, что возможно при увеличении значения х.
Для определения х строят график числа рейсов в смену
в зависимости от х:
кг 7смА^сзд
р Гцацх
0,5 £апл (1 Ф(х))
(8.176)
где £ап — время, необходимое для повторного запуска конвейер-
ной линии, мин; Ф(х) — интегральная функция Лапласа.
Среднесменную производительность одного вагона опреде-
ляют по формуле (8.151).
Среднесменная производительность участка (всего оборудо-
вания) равна
'QcM.y = «BQcM.B-|- QcM.a, (8.177)
где QCM. в, Qcm. л — среднесменные производительности, соответ-
ственно, вагона и лебедки.
Следует принимать во внимание, что рассчитанная выше про-
изводительность вагонов может быть достигнута в том случае,
когда по закладочному конвейеру возможна подача солеотходов
с производительностью
+ (8.173)
где QB" — возможная производительность вагона на плече, рав-
ном величине сдвига вагонов.
При сдвиге менее 40 м плечо принимают равным 40 м.
При проектных расчетах часто необходимо по заданной смен-
ной производительности определять количество вагонов для за-
кладки. В этом случае вначале приближенно определяют число
вагонов (порядок расчета изложен ниже), затем по приведен-
ной выше методике определяют сменную производительность
одного вагона и участка в целом, и уточняют число вагонов, не-
обходимых для закладки.
В первом приближении необходимое количество вагонов по
заданной среднесменной производительности определяют по фор-
муле
. (Qcm.у Qcm. л) [1L.. | v3x Qpai i
«в = 1
(8.179)
ГГн€,эк7'смАсм
В случае, если пв^1,5, то для дальнейших расчетов прини-
мают пв — 1, а для загрузки вагона в схеме предусматривают
бункер-перегружатель.
352
В остальных случаях пв округляют до целого числа и произ-
водят уточненный расчет сменной производительности.
Пример. Определить производительность самоходного вагона.
Исходные данные: схема работы — закладку ведут два ваго-
на и одна скреперная лебедка, объем перевозимого за рейс ма-
териала— 9 м3, производительность лебедки фл = 0,5 м3/мии, за-
кладывается камера высотой Нк=6 м, шириной 6 = 15 м, угол
наклона камеры + Г, длина камеры £=150 м, коэффициент ис-
пользования сменного времени Кем = 0,75, время, необходимое
для повторного запуска конвейерной линии f3an=10 мин.
Решение. Определяем сечение закладываемых слоев по фор-
мулам (8.159), (8.160)
Scn2 = (Асп2 — ДА) 6 = (2,5 - 1,0) • 15 = 22,5 м2;
5сп1 = (//к-Асп2)А = (6-2,5)-15 = 52,5 м2.
При определении значения Тк по (8.163) значение времени
загрузки вспомогательных операций и скорости движения при-
нимаем по табл. 8.29 для случая закладки первого слоя
2-0,5 LK , , , , 2-0,5-150 . , i л о io
£к =----+ ^раз + tBC = -------------h 1,16 + 0,4 = 3,12 мин.
По формулам (8.162), (8.165) находим производительность
вагона (для середины камеры) с учетом влияния лебедки и без
нее.
__ (пв 1) 1 1 \х
Чв 2пвТк пв Л
— —— 1) '9 + 0 1 '
па 2-2-3,12 2 А
X V--—2 3 i2+- + °’52 + -ТОТ (9 - 0) - = 1,5 м3/мин;
“ 4'0,14 O,1Z -Д
= = м3/мин.
П 1 к лД □, 1
Коэффициент состава оборудования равен (8.162)
/к = Фв — 1'5 _. 1 04
Лсос Q'B — 1,44
Теоретическое время закладки первого участка на первом
«'.пое (8.161)
Л сл 1.1 —
^в^Зсл A1 4" ^эк Ораз. 1 + +)]
(/ZB - 1) ^Ссо<+в^эк
2-40-52.5-2-40 + 961(1,16 + 0,4)
(2 —1)1,04-9-96
=1074 мин.
23 Зак. 157
353
Теоретическое время закладки второго слоя на первом уча-
стке
_ _ пв£15сл [2 £j + v9K (/раз. г + ^вс) ]
тсл-2-1 = (лв-1)ЛсосИвг/эк =
2-40-22,5-2-40 + 96 (1,8 + 0,4)' соо
= -----------1 пГп ос ---!----- = 583 МИН.
1,04 • 9 • 96 j
Теоретическое время закладки второго участка первого
без учета регулировки
^в-^сл (£-к £-1) [£-к + £] + ^эк (/раз. 1 + /вс) ]
тсл-12 = (Пв-1)Ксос^эк =
2-52,5(150 — 40) [150 + 40 + 96(1,16 + 0,4)] .о(57
(2 — 1) 1,04-9-96, —430/ мин.
Теоретическое время закладки второго участка второго
без учета регулировки
•Р Лв3сл. 2 (£-к £-1) [£-к + £-1 + V9K (/раз. г 4" /вс)]
Т Сл 2 2 = {(«в-ОЛсос^эк =
— 2-22,5 (150-40) [150 + 40+ 96 (1,8 + 0,4)] _ „„ п
— (2 —1)1,04-9-96 — 2210 мин.
слоя
слоя
Коэффициент снижения производительности Крег при заклад-
ке первого слоя (8.168)
„ __ £-к + £1 + *6к (/раз. 1 + /Вс)
Рег'1 £к (1 + /от. 1) + /-I (1 /от. i) ^эк (/раз.I + /вс)
=____________150 + 40 + 96 (1,16 + 0,4)_________„
150 (1 + 0,216) + 40 (1 —0,216) + 96 (1,16 + 0,4)
где частота относительных регулировок при закладке первого
слоя (8.169) равна
Лот.! = Лег/^тсл. 1.2 = 945/4367 = 0,216,
Л>ег = Псл.^смКсм = 3-420-0,75 = 945 мин.
Коэффициент снижения производительности Крег. 2 при за-
кладке второго слоя
__ £-к + £-1 + ^эк (/раз. 2 + /вс)
Рег-2 £к (1 + /От.г) + £-1 G /от. г) + +к (/раз.2 + /вс)
150 + 40 + 96 (1,8 + 0,4) и Qq
~’ 150(1 +0,42)+40 (1 —0,42)+ 96 (1,8 + 0,4) — ,0У‘
Частота относительных регулировок при закладке второго
слоя
£от.г = £рег/^т.сл. 2.2 = 945/2210 = 0,42.
Время закладки второго участка первого слоя с учетом ре-
гулировки
Лл. 1.2 = Т'тслл.гКрег. 1 = 4367/0,935 = 4670 мин.
354
Время закладки второго участка второго слоя с учетом ре-
гулировки
Ггсл.2.2= Л«.2.2^Рег.2 = 2210/0,89 = 2483 мин.
Для определения коэффициента стабильности находим время
цикла, среднее квадратическое отклонение времени рейса и ве-
личину относительного запаздывания (8.171), (8.173)
Гц=-7г-^-гГк = -2^г-3,12 = 6,24 мин;
»ц = У^раз + Лх + ^гх+Лс = Г25.52 + 8,72 +
+ 10,22 = 11,22 = 30,7 с.
Среднее квадратическое отклонение при холостом ходе
(8.174)
0,5LKavx60 0,5-150-16,5-60 _87с
°ХХ~ Vxx(Vxx-°z,x) ” 101-(101-16,6) ’ '
Среднее квадратическое отклонение при груженом ходе
(8.175)
0,5£каг,т-60 0,5-150-16-60 _1л2с
3"~ Vn(vn — aVT) ~ 92,5-(92,5— 16) ~ С'
Для определения величины относительного запаздывания
производим расчеты по формуле (8.176) числа рейсов в смену
при различных значениях (х). Данные расчета приведены в
табл. 8.29.
По данным табл. 8.29 строим график Np=f(x) (рис. 8.20).
Из графика находим значение х для максимального числа рей-
сов. Оно равно 2,5. По формуле (8.170) находим
г^-__________________________6.24_________..
А ст— Гц + ац ~ 6.24 + 0,51-2,5 ~
Таблица 8.29
Число рейсов вагона в зависимости от относительной величины отклонения
длительности рейса в вагонах
Относительное отклонение Время цикла, мин. Значение интеграль- ной функции Важное число рейсов
1,0 6,75 0,6830 24,7
1,5 7,0 0,8661 36,4
2,0 7,26 0,9541 40,6
2,5 7,51 0,98881 41,3
3,0 7,76 0,9971 40,4
23*
355
Рис. 8.20. Зависимость числа рейсов самоход-
ного вагона 5ВС-15М в смену (Wp) от относи-
тельной величины отклонения рейса (х)
Среднюю производительность по камере находим по формуле
(8.174)
2 Scn.lLi
Q.* = —n--------^еЛсТ =
2 Ti
i-1
40 (52,5 + 22,5) + (150 -40) (52,5 + 22,5) п Qoo п Qo
1074 +583 + 4670 + 2483 — и,ооо-и,оо
= 0,89 м3/мин.
Средняя производительность вагона
Qcm = QcPTchKcm = 0,89 -420-0,75 = 280 м3.
8.6.3. Расчет гидрозакладочиой установки
В зависимости от исходных данных задачами расчета могут
быть определение параметров гидротранспорта, определение про-
пускной способности установки. Кроме этого, в задачу расчета
может входить определение расхода рассолов на промывку пуль-
попровода и определение диаметра рассолопровода.
1) При расчете параметров гидротранспорта основной яв-
ляется зависимость
н = (8.180)
где Н — потери напора; X — коэффициент гидравлического тре-
ния; оп — скорость пульпы, м/с; ЬЭк— эквивалентная длина тру-
бопровода; уп — удельный вес пульпы, кН/м3; d — диаметр пуль-
попровода, м; Дн— коэффициент запаса напора, равный 1,1—1,2.
Зависимость (8.180), предложена Юфиным для некоторых
видов пульп. Возможность применения этой зависимости для со-
левых пульп подтверждается экспериментальными данными, по-
лученными на полноразмерной стендовой установке.
356
A tO 6
Рис. 8.22. Кинематическая вяз-
кость рассолов, насыщенных
KCI и NaCl (v), от содержаии»
MgCl2:
1, 2, 3 — температура рассола соот-
ветственно С-15°; 26°; 36°
Рис. 8.21. Зависимость коэффициента
гидравлического трения (Л) от числа
Рейнольдса (1g Re) при относительной
шероховатости (DTp/A):
1 — предельная кривая; 2 — гидравлически
гладкая труба
2) Коэффициент гидравлического трения определяют по но-
мограмме, построенной по формуле Кольбрука (рис. 8.21).
Значение числа Рейнольдса
Re = £^_,
V
(8.181)
где v — кинематический коэффициент вязкости, м2/с.
Кинематическую вязкость рассола, насыщенного солями NaCl
и КС1, при различном содержании MgCl2 определяют по графи-
кам (рис. 8.22).
Следует отметить отличительную особенность стальных пуль-
попроводов, применяемых для перекачки соляных пульп по срав-
нению с такими же пульпопроводами для перекачки песчаных
пульп, золошлаков, концентратов руд и прочих пород. Особен-
ность состоит в том, что при перекачке соляных пульп обычные
стальные трубы подвергаются коррозии и их шероховатость воз-
растает, а при перекачке песчаных и прочих пульп шерохова-
тость уменьшается. В связи с этим для пульпопроводов соляных
пульп предпочтительно выбирать трубы с коррозионно-стойким
покрытием.
3) По результатам исследований на стендовой установке-
критическую скорость для пульп с частицами dcP< 1 мм можно-'
определять по формуле Смолдырева Е. И.
-акр = 3,451/ со 6/1/ -, (8.182)
р у г dcp(l-|-aS)
где 3,45 — эмпирический коэффициент; со — гидравлическая круп-
ность частиц, м/с; а — относительная плотность частиц; S — объ-
емная концентрация пульпы; dcp— средний размер частиц, м;
357
to = 67,7adcp +0,5а (0,038/—1) 10-2 (формула Гончарова);
t — температура пульпы, °C;
a==.Y.t^Yp.; (8.183)
Vp
5=Vn-VP (8.184)
VT—Yp
Yp — удельный вес рассола, кН/м3 (1,230 т/м3); ут— удельный
вес частиц солеотходов, кН/м3.
В первом приближении для определения критической скоро-
сти задаются концентрацией пульпы 0,2—0,25 и температурой
15—20 °C.
Критические скорости пульпы с частицами средней крупности
3 мм можно принимать 3,5 м/с. Критическую скорость пульпы
цкр (с) с частицами промежуточных размеров для труб до 250 мм
можно определять интерполированием по формуле
акр = 2,0+ 0,75 (dcp—1), м/с, (8.185)
где dCp — средний размер частиц, мм.
Рабочую скорость пульпы принимают на 10 % выше крити-
ческой
Vp= 1,1Укр. (8.186)
Плотность пульпы уп (т/м3)
7п=1,52.10^у^г-+ 1,23, (8.187)
» три тр
где Qc — производительность по солеотходам, т/ч.
Максимальную плотность пульпы рекомендуется принимать
1,65—1,59 т/м3. При такой плотности пульпы при ее осаждении
в аварийных ситуациях остается незаполненной 25—35 % сече-
ния трубы, что позволяет без осложнений производить промыв-
ку трубопровода после аварийной остановки.
Так как потери напора зависят от многих факторов (конси-
стенции пульпы, диаметра трубопровода, его длины, материала
трубопровода и степени его изношенности, скорости пульпы, раз-
мера частиц), то выбор параметров производят с учетом техни-
ко-экономического сравнения вариантов. Расчеты параметров
гидротранспорта производят методом последовательных прибли-
жений в следующем порядке.
1) Определяют приближенно критическую и рабочую ско-
рость пульпы. Для частиц размером до 1 мм критическую ско-
рость принимают 2 м/с, а для более крупных по формуле (8.184).
Рабочую скорость определяют по формуле (8.185).
358
2) В первом приближении, задаваясь максимальной плотно-
стью пульпы, определяют диаметр трубопровода по формуле
-<. = 0,01233 1Л----• (8.188)
У (Yn шах—1,*о) Ир
Округляют его до ближайшего стандартного. Для этого диа-
метра уточняют плотность пульпы по формуле (8.187).
3) Задаваясь типом труб и состоянием их поверхности опре-
деляют коэффициент гидравлического трения, руководствуясь
указаниями п. 2.
4) Определяют эквивалентную длину трубопровода
2>кв = Яств + 7-уч+^м, (8.189)
где Яств — глубина ствола, м; Луч— длина пульпопровода до точ-
ки закладки от ствола, м; LM — приближенная длина местных
сопротивлений (50—100 м).
5) Определяют потери напора по формуле (8.180).
6) Определяют движущий напор
Яд= (ЯПов-Яу)т, (8.190)
где Япов— отметка устья ствола, м; Ну — отметка точки слива
пульпы, м.
7) Сравнивают движущий напор с потерями. В случае, если
ЯД>Я„, расчет считается законченным.
В случае, если ЯД<ЯП, проверяют возможность перехода
на трубы с меньшей шероховатостью, большего диаметра, а если
этого оказывается недостаточно, то рассматривают возможность
применения подкачки пульпы грунтовыми насосами или специ-
альными пульпоперекачными установками.
8) Для выбранного диаметра пульпопровода определяют
максимально-возможную пропускную способность по солеотхо-
дам
Qc = 2,91 • 104(Тп- 1,23)Я2тр 1/ . (8.191)
г Ах-экУпАп
Пример. Определить параметры гидротранспорта для сле-
дующих условий: средний диаметр частиц dCp=l,2 мм; удален-
ность участка закладки от ствола Луч = 4500 м; отметка устья
ствола Япов= 4-120 м; отметка закладываемого участка Яу =
= —180 м; глубина ствола ЯСТв = 270 м; производительность по
твердому Qc = 250 т/ч; несущая жидкость — рассол при f=15 °C.
1) Вначале определим диаметр трубопровода для макси-
мальной плотности пульпы
. l/ 0,152Qc IO-3 п/ 0,152-250-10—3 п ...
= И (уптах-1,23)Цр = V (1,6-1,23).2,36 = °’208 М’
7птах=1,6 т/м3;
?р = 1,1цкр= 1,1 -2,15=2,36 м/с.
353
Критическую скорость определяем по формуле (8.185)
якр = 2+0,75(1,2—1) =2,15 м/с.
Принимаем ближайший стандартный диаметр трубопровода
0,200 м.
2. Определяем плотность пульпы, при которой обеспечивает-
ся та же рабочая скорость (8.187)
0,152-10~3Qc । 1 оо .. 0,152-10—3• 250 . , qq , pq т/,,з
• +ТДР-------Ь "07202-2^6 + !,23—!,ЬЗ т/М .
3) Определяем число Рейнольдса (8.181) '
;Рр__VpdTp __ 2,36-0,22 __ о 77. 1 п5
Jve v j ? i0_6 ю .
Значение кинематической вязкости определяем по графику
(рис. 8.22) для рассола с содержанием MgCl2 = 0 при f=15 °C.
•v= 1,7-10 6, м2/с.
Коэффициент гидравлического трения определяем по графи-
кам рис. 8.21 для стального трубопровода средней изношенно-
сти. При высоте неровностей 1,5 мм относительная шерохова-
тость составит
“ =133,
Д 1,5 ’
а Л = 0,036.
4) Движущий напор согласно (8.190)
Яд= (Hz—Ну)уР= (120—(—180)) 1,23 = 369 м.
5) Эквивалентная длина трубопровода согласно (8.189)
£эк = Яств+ Z-H + Ly = 270+ 4500+ 100 = 4870 м.
6) Потери напора согласно (8.180)
г> , rz плос 2,362*4870’1,54-1,1 ллс
л” = кшГ^п:=0>036—2^020--------------= 446 М-
7) Так как Нп>Нл, то во второй попытке принимаем боль-
ший диаметр трубопровода пропорционально потерям
д!тр = б!1р 1= 0,2-^- = 0,242 м.
Гл д ООУ
Принимаем ближайший стандартный dTP2 = 0,25 м.
8) Для этого диаметра число Рейнольдса
;рр__Vpdtp __ 2,36 0,25 _ о л 7 < «5.
v 1,7-10-в ’ 3 ’
Д тр 2 = 5,54.
Относительная шероховатость
250 по.
А 1,5
1,7-IO"6
.360
По рис. 8.21 для этих значений 1g Re и X = 0,032.
9) Плотность пульпы, при которой сохраняется рабочая ско-
рость
_ + t23 = + из„ , 49 т/„,
1*Тр1/р U,4U • z,ou
10) Потери напора
/Л = х Лзап = 0>032 2,36M870.1,49J,l = 288 М.
2^u<i>p 2 * 0,25
11) В случае применения биметаллических труб диаметром
200 мм их относительная шероховатость составит
= 667, 7 = 0,024, а потери напора
Д 0,о
"--we-S—297 "•
12) Таким образом, расчеты показывают, что пульпопровод
может быть выполнен из биметаллических труб с проходным
диаметром 200 мм или стальных труб диаметром 250 мм. Окон-
чательное решение может быть принято после экономического
сравнения вариантов с учетом необходимого срока службы пуль-
попровода и дальнейшего развития закладочных работ.
Определяют максимальную пропускную способность пульпо-
провода диаметром 200 и 250 мм (8.208)
Qmax 200 = 2,91 • 104 (уп—1,23) С?тр 1/=
г Л-ЬэкупАп
-2,91-104(1,6—1,23)-0,202 т.'ч.
Qmax 250 = 2,91 • 105 (1,6— 1,23) • 0,252 у = 390 Т/ч.
f 1,0’ 1,1
Основные параметры системы рассолоудаления. Диаметр рас-
солопровода от участка до ствола, при котором достигаются ми-
нимальные приведенные затраты, определяют по формуле
Z)p = 0,0564Qp0-32Ap0’04Vp0’16, м, (8.192)
где Qp — часовой расход рассола, м3/ч; АР— шероховатость труб'
рассолопровода, м; Vp — годовой объем выдаваемого рассола,
млн. м3. •
Часовой расход рассола зависит от сменности работы.
Годовой объем рассола
I/ = -Kejl (8.1937
р 7т (Yn—Yp)
где 14. з — годовой объем закладки, млн. т.
361
Минимальный объем баков для аварийной промывки пульпо-
провода
Уб = 0,785йТр2 £эк + 0,1 —. (8.194)
Yt (Yn—Yp)
Промывку следует производить с расходом рассола не менее
расхода пульпы
«—-дАчд-- (8'195>
Пример. Определить диаметр рассолопровода и емкость ба-
ков для промывки пульпопровода для условий предыдущего при-
мера при годовой производительности по закладке 1,5 млн. т и
откачке рассола в три смены.
1) Годовой объем перекачиваемого рассола (8.193)
у ____ Гг.з ' (ут Уп) ___ 1.5
р~ 7т (Уп—Ур) “ 2.15
(2,15—1,49)
(1,49—1,23)
1,77 МЛН. м3.
2) Часовой расход рассола
1,77- 10е
960-6
Гр
Лсм^см
307 м3/ч,
где «см — число смен в году по откачке рассола.
3) Диаметр рассолопровода из корродированных труб с вы-
сотой неровностей 1 мм согласно (8.192)
£>Р = 0,0564Qr°’32Ap0’04Гр°’16= 0,0564 3770’32 • 0,00 1 0 04 1,77°'16 = 0,3 м.
4) Минимальный объем баков для аварийной промывки
(8.194)
K,-0.785Vi„ + 0.1 <т(у”1№)- -
= 0,785-0.25М870 + 0,1 г 15(,Х,,23) “283
5) Минимальный расход рассола при промывке
min = Ут(тп—Yp) = 2,15(1,49—1,23) = 447 м3/4 5’
8.6.4. Расчет коэффициента заполнения камер
при применении самоходных вагонов
f) После закладки в камере остаются пустоты между кровлей
и вершинами куч, между кучами, а также остается незаполнен-
ный объем в начале камеры (рис. 8.23). Коэффициент заполне-
ния определяют по формуле:
К3=1— A/t3+A/t«+A^.r, , (8.196)
Лер
где АЛ3— средний зазор между вершинами куч и кровлей каме-
ры, м; Айк — приведенный зазор от пустоты между кучами, м;
A/ir — приведенный зазор от пустоты в горловине камеры.
362
A
Рис. 8.23. Расчетная схема для определения коэффициента заполнения камер
-ри механической закладке
2) Величина зазора между вершинами куч и кровлей пласта
при закладке с использованием самоходных вагонов 5ВС-15М
находится в пределах
;:3 = 0,2н-1,0 м.
3) Приведенный зазор от пустот между кучами, равный по-
нижению высоты куч при условии их разравнивания, равен
Д/гк= (/?—rcp)tgcp [1 —7-7— (R + Rrcp+rQP2) 1, (8.197)
L *-1^-2 j
где rep — средний верхний радиус вершины кучи, м; <р — угол ес-
тественного откоса закладочного материала, градус; R — сред-
ний радиус основания кучи, м.
/? = 0,5У0,25Л12 + Л22; (8.198)
Li — расстояние между центрами куч в рядах поперек камеры,
м; L2 — расстояние между рядами куч вдоль камеры, м.
Величину среднего радиуса гСр принимают 1,0—0,8 от шири-
ны разгрузочного конвейера вагона.
Угол естественного откоса равен <р = 370±3°.
Расстояние между кучами в поперечных рядах зависит от
конструкции вагона. Для вагона 5ВС-15М оно равно 3,2±0,4 м.
Расстояние между рядами куч зависит от объема материала пе-
ревозимого вагоном и квалификации машиниста. В среднем при
загрузке вагона около 10 м3 оно составляет 1,6—2,3 м.
4) Приведенный к длине камеры зазор от пустоты в горло-
вине камеры
“'--ТгНгГ'Ч (8'199>
где Н3 — перепад высот между почвой штрека и поверхностью
1-го слоя (высота заезда на 1-й слой), м; р— угол въезда на
слой относительно почвы камеры, градус; L? — длина разделки
горловины.
363
Угол въезда р равен
₽ = ₽тах±а, (8.200)
Ртах—максимальный угол, преодолеваемый вагоном, равный
8—10°; а — падение пласта, градус.
Пример. Определить коэффициент заполнения камеры при
использовании самоходного вагона 5ВС-15М для следующих
условий: высота камеры Л = 6,3 м; длина камеры А = 150 м; вы-
роста заезда Н3 = 3 м; длина горловины Лг = 4,5 м, наклон ка-
.меры +2°.
1) Высоту незаполняемого пространства между вершинами
куч и кровлей принимаем й3 = 0,6 м.
2) Приведенный зазор от пустот между кучами (8.197).
AhK = (/?—rcp)tg<p [1 — -у— (А^ + АУср + Гср2)] =
L М^2 J
= (1,28—0,81)tg38° [1 nr (1,2824-1,28-0,81 4-0,812) I =
=0,17 m.
Средний радиус вершины кучи гср = 0,96к = 0,9-0,9 = 0,81 м.
Расстояние между кучами в ряду принимаем Li = 3,2 м. Рас-
стояние между рядами куч Ь2 принимаем 2,0 м.
Средний радиус основания кучи (8.198)
..₽ = 0,5y6,25L!2 + L22 = 0,5]/0,25-3,22 + 2,02 = 1,28 м.
Угол откоса принимаем 38°.
3) Приведенный зазор от пустоты в начале камеры (8.199)
= ТГ (~tgl Lr):= ^•L5O_(_tg6'^4’5) = 0’24 м’
Угол въезда в камеру (8.200)
Wmax-« = 8°- 2° = 6°.
Коэффициент заполнения согласно (8.196)
। Аз4-ААк-уДАг j 0,6 —Н0,11 —Н0,24 q g^
3 h 6,3 1
8.6.5. Расчет коэффициента заполнения камер
при гидрозакладке
При благоприятных условиях, когда угол растекания отходов
.близок к углу наклона камеры, требуемой степени закладки
можно достичь при подаче пульпы только у горловины камеры.
Расчетная схема приведена на рис. 8.24. Коэффициент запол-
нения определяют по формуле
/<3=1_^--^, (8.201)
364
Рис. 8.24. Расчетная схема
полноты заполнении камеры
при угле наклона пласта,
близком к углу растекания
пульпы
(8.202)
где LK— длина камеры; hc — минимальный зазор между кров-
лей и закладочным массивом; hK— высота камеры; LP — длина
растекания пульпы,
Г --/1с
р ~ tg(q>—<х) ’
ср — угол растекания солеотходов (угол откоса); a — угол на-
клона камеры.
Угол растекания (откоса) зависит от многих факторов; рас-
хода и концентрации пульпы; крупности частиц и их процент-
ного содержания; ширины камеры. В1 настоящее время еще не
установлены зависимости для определения угла откоса, так как
на действующих гидрозакладочных установках БКПРУ-1 и
СКПРУ-2 условия отличаются незначительно. Точечные
углов растекания пульпы составляют;
Расход пульпы, м3/ч..........
Концентрация, д. е...........
Ширина камеры, м.............
Средняя крупность частиц, мм .
Угол откоса, градус..........
При закладке камер через скважину
^=1-2^-
В случае, если закладку камеры производят в нескольких
точках (рис. 8.25), коэффициент заполнения определяют по
формуле
га Кз17.(/г—1) + [7.к—П (ч—1) ] Кзп
А з
данные
300—350 450—500 400
0,2 0,3-0,45 0,2
16 16 16
0,7 1,0—0,6 2,3
1,7 1,7—1,9 3,0
с
верхнего пласта а=0
(8.203)
(8.204)
Ln
где Кз1 — коэффициент заполнения между соседними точками
слива; Lx — расстояние между точками слива, м ; п — число
точек слива;
д' 1 __Н sin (ср—g)sin(q>+a)
^31 hK 2/iKsin2a
(8.205)
Коэффициент Кзп определяют по формуле (8.201), подстав-
ляя вместо LK значение (LK—Lin).
Проектировочные расчеты проводят в том случае, когда ко-
эффициент заполнения камеры задан, а требуется определить
расстояние между точками слива (шаг закладки). Расчет про-
водят в следующей последовательности.
365
Рис. 8.25. Расчетная схема за-
полнения камеры с нескольки-
ми точками слива пульпы
По формулам (8.201) и (8.203) определяют коэффициент
заполнения при одной точке слива и сравнивают с заданным.
В случае, если при одной точке слива коэффициент заполнения
равен или больше заданного, то расчет прекращают, а в том
случае, если он меньше заданного, расчет продолжают. При
расчете шагов закладки следует учитывать возможность полу-
чения заданного коэффициента заполнения при наименьшей
трудоемкости.
Так, меньшую трудоемкость пласта можно получить при
меньшей длине трубопровода в камере и при наименьшем числе
скважин.
Для получения меньшей длины трубопровода необходимо на
начальном участке камеры иметь большую степень заполнения,
а в конечном меньшую. Длину участка с меньшим коэффициен-
том заполнения определяют по формуле
Тк = Ь+уг>2+с, (8.206)
где b и с — коэффициенты;
<8-207’
С = (Ятах-Хзад), (8-208)
ориентировочно определяют по формуле
Kmax=l- (8-209)
пк
где d — степень недозаполнения камеры на этом участке (мож-
но принимать 0,1—0,05).
Для принятого коэффициента заполнения Атах определяют
шаг закладки
\ Ь1П
Определяют число шагов
(8.211)
округляют его до целого числа, уточняют значения Lj и и
определяют по формулам (8.201), (8.204), (8.205) окончатель-
ное значение коэффициента заполнения.
366
Для нижнего пласта в случае его закладки через скважины
меньшее количество скважин будет в том случае, когда на участ-
ках между скважинами достигается заданный коэффициент за-
полнения. Это условие соблюдается, если расстояние от по-
следней скважины до конца камеры равно
£п=(1-Кзад)2Лр. (8.212)
Шаг между скважинами определяют из формулы (8.227)
[ _ 2(1 Кзад)^к sin 2ф /g 213)
скв sin(q>—a)sin(<p+a) ' ' ' '
После этого по (8.211) определяют число шагов, уточняют
значение АСКв, in и коэффициента заполнения.
В случае, если коэффициент заполнения задан в целом для
двух пластов, то вначале определяют коэффициенты для каж-
дого пласта, принимая одинаковой незаполняемую высоту для
каждого пласта, исключая зазор Lc.
Коэффициент заполнения для верхнего пласта
Кзв= 1—0-’5[-(1-~^ll).(-/1B-+/tn)+ftc]-, (8.214)
для нижнего
. 0,5[(1—Кер) (/1в+/1к) Лс]
А.ЗН— 1 е
(8.215)
Пример. Определить шаги закладки для участка, на кото-
ром отработаны два пласта, высота камер верхнего пласта 3,5 м;
нижнего 5 м; длина камер—190 м; ширина камер одинакова
по пластам, угол падения камер а=1°; угол растекания <р = 2°.
Камеры нижнего пласта закладывают через скважины. При
закладке необходимо достичь общей степени заполнения 0,8.
1) Задаемся минимальным зазором между закладочным
массивом и кровлей на верхнем пласте Кс = 0,5 м. По формуле
(8.214) определяем примерный коэффициент заполнения по
верхнему пласту
, 0,5 [ (1—Кер) (/1в + /1«) + /1с]
Дэв-!— —
= 1 _ 0>5[( 1-0,8) (5,0+3,0)+0,5] neg
3,0 ’ ’
а по формуле (8.215) по нижнему пласту ;
, 0,5[(1 Кер) (/1в+/1к) /1с]
К3н=!- 11н -
= 1 _ О,5!1—0.8) (5,0+3,0)—0,5 = Q 89
5,0 2
2) Коэффициент заполнения при одной точке на верхнем
пласте (8.201)
367
he _
Лв ”
3,0—5,0
LK
j ?1в----
p ~~ tg(«P—a) tg(2-I)
на нижнем
K'SB
190 0,5 _n tv
2-143 3,0 11 ’
= 143 м,
Х,зн=1--т7^= 1-------™-= 0,66,
г ___ Лн 5,0 __ QQf!
- tg(2—1) - /б°-
Так как коэффициенты заполнения на каждом из пластов
меньше заданных, то определим шаг закладки, при котором
обеспечивается заданный коэффициент заполнения.
3) Определим шаги закладки на нижнем пласте. При первом
приближении расстояние от последней скважины до конца ка-
меры равно
LnK = 2LPK (1 —Хи) = 2 • 286 (1 —0,89) = 63 м.
Расстояние между соседними скважинами по (8.213)
, = 2(1-Хн)/гн sin 2<р 2(1—0,89)5,0-2-2 = о,
скв sin(<p—a)sin(<p+a) sin(2—l)sin(2 + l) M‘
Число скважин
1 । LK—LnH 190 —-63 ос:
гескв-1+“й^ 84----------------2’й-
Принимаем 3 скважины.
Уточняем расположение скважин. Первую скважину распола-
гают в горловине камеры, а две на расстоянии 70 м друг от-
друга.
При таком расстоянии возможное заполнение между скважи-
нами составит (8.205)
T^-ff _ 1 _ ^скв sin(q>—a)sin(q>+a)
Л 3-”~ 2А„ sin 2<р —
__ 1 70sin(2— 1)sin(2+1) _ n 4i
2-5sin2-2 — ’ ’
а в конце камеры
is" i бк—2LCkb < 190—2-70 Л
К З к“1 2LT~ =1----------2^86~=0’91-
4) Уточняем коэффициент заполнения на верхнем пласте
is _Кср(Лв+/гя)—0,8(3,0+5,0)—0,91-5,0 п
л з. в ~ г, —-----------------—---------- U, 62.
Ъъ 3,0
5) Определим шаги закладки на верхнем пласте.
368
Приближенное расстояние от последней точки слива до кон-
ца камеры
L„. в = b + yb^+c = 12 + yi22 + 8477 = 105,
143-3,0 « /f\ 7f' । 0,5 \1
= 3>^5-[1-(0’76 + 1 M’
Kmax = 1- 4----d= -0,07 = 0,76,
/Др OjV'
С = (Kmax-KB) = (0,76-0,62) =8477.
Пв—ftc О,!/—U,D
Расстояние между соседними точками слива (8.210)
г _fi I v , Лс \1 . sin(<p—a)sin(cp+a) _
в р ^Лтах"г йк^- 2ABsin2(p
= | 1 _ /0 76 4- °’5 /1 • sin(2-,l)sin(2 + l) п9 м
р ^0,/6+ J|. 2-3,0 sin 2.2 М’
Число точек слива
п = 1 + -Т7~ = 1 + —32— = 1 •
Уточненное расстояние между точками слива на верхнем
пласте. Одна точка располагается в горловине камеры, а три
остальные на расстоянии 30 м друг от друга.
8.6.6. Определение приемной способности
калийного рудника по закладочному материалу
Отношение количества солеотходов, которое (по технологическим
факторам) возможно заложить в выработанное пространство,
к количеству солеотходов, образующихся в процессе обогащения
руды, характеризует приемную способность рудника по заклад-
ке. Это отношение принято называть коэффициентом приемной
способности рудника по солеотходам. Коэффициент приемной
способности можно определить (не задаваясь абсолютными зна-
чениями производительности) по показателям, характеризующим
качество руды, технологию ее добычи и обогащения. Коэффици-
ент определяется из выражения
а = Yo(i—^поД)Кз /о Qi
Ц Yp(100—axci—аш) ’
где у — плотность скелета закладочного массива в период его
возведения, кг/м3; Кпод — коэффициент добычи руды из подгото-
вительных выработок; К3— коэффициент заполнения выработан-
ного пространства солеотходами. Приблизительно по рудникам
Кз = 0,75; уР — плотность руды, кг/м3; aKci — содержание KCI
24 Зак. 157 369
в руде, %; аш — коэффициент удаления шламовых частиц при
обогащении.
8.6.7. Основные методические положения
по размещению шламов калийных производств
в горные выработки
Глинисто-солевые шламы (шламы) представляют собой гидро-
смесь с весовым соотношением жидкого к твердому 3 : 1 .. .2 : 1.
Жидкая фаза смеси — насыщенный калием и натрием рассол,
твердая — содержит от 15 до 70 % нерастворимого остатка (н.о.),
остальные мелкодисперсные соли, аналогичные по химическому
составу твердым галитовым отходам.
Нерастворимый остаток соляных пород представляет собой
смесь кварца, карбонатов, сульфатов, ангидрита, хлорида, ак-
цессорных минералов и органического вещества. Глинисто-соле-
вой шлам калийных предприятий имеет среднюю крупность час-
тиц от 4,5 до 50 мкм. Следует отметить, что эта крупность, как
и состав шлама, его выход и параметры пульпы (плотность,
содержание жидкой фазы, н. о., влажность) для каждого пред-
приятия величины не постоянные, а зависят от многих факторов,
таких как содержание н. о. в исходной руде, способ обогащения,
состояние оборудования и др. Номограмма для определения
параметров пульпы приведена на рис. 8.26.
Шламы калийных рудников размещают в выработанном про-
странстве при закладочных работах и в специальных выработ-
ках, пройденных в подстилающей каменной соли.
При размещении шлама в выработанном пространстве при
закладочных работах по концам камер возводят перемычки из
Рнс. 8.26. Номограмма для определения параметров шламовой пульпы в за-
висимости от влажности W, плотности пульпы р и объемного содержания
рассолов (Ж '• Т):
/ — содержание нерастворимого остатка — 0 %; 2 —то же —20%; 3 — 40%; 4 — 60%;
5- 80 %; 6— 100 %
370
Рис. 8.27. Способы возведения перемычек:
- — механический; б — намывной с деревянной перемычкой в горловине и подпорными
литами в камере; в — намывной с подпорными щитами в камере; г — намывной с по-
переменной подачей шлама и солеотходов: 1— выемочный штрек; 2— вентиляционный
л грек; 3—-камера; 4 — насыпная перемычка; 5—намывная перемычка; 6 — отвод тру-
бопровода; 7 — подпорные щнты; 8 — деревянная фильтрующая перемычка; 9—«валы»
аз солеотходов; 10 — ПДМ; 11— уровень рассола в камере; 12 — уровень шлама; 13 —
поверхность намыва солеотходов
солеотходов или соли от проходки подготовительных выработок
(см. разд. 4). По мере фильтрации рассолов в камеры вновь
подают пульпу шламов. Повторные подачи пульпы продолжа-
ют до тех пор, пока уровень отстоя шламов у верхней пере-
мычки не станет на 0,5 м ниже ее гребня. Для обеспечения
устойчивости целиков, камеры со шламом чередуются с каме-
рами, заполненными солеотходами.
По этой технологии шламы можно размещать при закладке
камер как механическим, так и гидравлическим способами.
Отличие заключается лишь в способе возведения перемычек
(рис. 8.27).
Перемычки в технологии имеют основное значение, обеспе-
чивая безопасность работ и локализацию в камерах твердой
фазы шлама. Размеры перемычек приняты по аналогии подоб-
ными плотинам IV класса капитальности, сооружаемым из
песка. Такие плотины в гидротехническом строительстве на по-
верхности при высоте до 10 м имеют ширину гребня 3—5 м,
а заложение откосов 1 :2,5 (4,5).
При отсыпке перемычек механическим способом использу-
ют оборудование, имеющееся на участке закладки: скреперную
24* 371
лебедку «Калий-4», самоходный вагон 5ВС-15М, погрузочно-до-
ставочную машину ST-8 (см. рис. 8.27,а).
При намыве перемычек гидравлическим способом варианты
намыва зависят от расположения перемычки в камере и угла
наклона камеры. Наиболее прост вариант намыва перемычки
в нижней части камеры с углами падения ее почвы свыше 2,5°.
В таких камерах устраивают деревянную фильтрующую пере-
мычку в нижней горловине, после чего подают пульпу солеот-
ходов. Подачу пульпы прекращают после намыва перемычки
на уровень, превышающий уровень кровли горловины на 1,5—
2 м. Такой перепад уровней исключает вынос шлама по уса-
дочным трещинами перемычки.
При углах падения почвы камер менее 2,5° сооружают дере-
вянную фильтрующую перемычку в горловине, а в камере —
«подпорные». Намыв ведут небольшими порциями пульпы. Для
ограждения растекания пульпы со стороны камеры возводят
вручную обваловку («вал») из свеженамытых солеотходов, вы-
сотой 0,3—0,5 м. Затем цикл повторяют до намыва перемычки
на уровень, превышающий отметку кровли горловины сбойки
камеры и штрека на 1,5—2,0 м.
При намыве перемычек в верхней части камер независимо
от угла наклона почвы сооружают «подпорные» щиты в горло-
вине камеры и камере (рис. 8.27,в). Отличие этого способа
намыва состоит в том, что щиты в камере монтируют по мере
намыва последовательно «ступенями». Их количество зависит
от высоты камеры. Намыв перемычки, как и в случае рассмот-
ренном выше, проводят небольшими порциями, а обвалование
со стороны горловины камеры ведут вручную.
Заслуживает внимания и опыт намыва верхней перемычки
при наличии прудка рассола (рис. 8.27,г). Этим способом мож-
но полностью намывать перемычку или производить наращива-
ние перемычки, возведенной ранее другим способом. Намыв
производят следующим образом. С помощью обваловки или
«подпорного» щита намывают первоначальную высоту 1,0...
... 1,5 м, после чего устанавливают второй ряд щита, а затем
подают шламовую пульпу, так, чтобы ее уровень был на 0,5 м
ниже гребня перемычки. После подачи шлама в камеру направ-
ляют пульпу солеотходов. Наличие прудка рассола и отстояв-
шегося шлама ограничивает растекание солеотходов, так как
угол откоса при намыве солеотходов при этом 12—15°. Намыв
ведут небольшими порциями солеотходов, пока гребень пере-
мычки не сравняется с кромкой деревянной перемычки. Затем
операции повторяют.
В целом объем возводимых перемычек по рассмотренным
вариантам технологии составляет от 15 до 25 % объема каме-
ры. Расход лесоматериалов на 1 перемычку до 15 м3. Удельные
трудозатраты на 1 тыс. м3 перемычки составляют 15—
20 чел/смен.
372
Размещая шлам в выработанном пространстве при закла-
дочных работах отстоявшийся избыточный рассол шламовой
пульпы Необходимо выдавать из рудника в поверхностные хра-
нилища.
Технология размещения шлама в специальные камеры по-
зволяет полностью разместить твердую и жидкую часть шлама
(см. подразд. 8.6.6). «Шламовый горизонт» располагают в под-
стилающей каменной соли так, чтобы кровля камер была ниже
маркирующего слоя глины. Размеры шламовых камер весьма
значительны (на руднике БКПРУ-1 ширина 20 м, высота 30 м,
длина 300—350 м, междукамерный целик 80 м). Устойчивость
камер шламового горизона обосновывается специальными рас-
четами.
Подготовка камер к размещению шлама является одной из
наиболее трудоемких операций в технологической схеме. Про-
ходку вскрывающих выработок и шламовых камер ведут ком-
байновым комплексом («Урал-20КС» и 5ВС-15) отдельными
блоками, включающими: уклон, две камеры, сбойку между ними
и 4 скважины (по 2 в камере) для подачи пульпы и вентиля-
ции. Для обеспечения работы самоходного оборудования уклон
проходят с выемочного штрека соседней панели, а шламовые
камеры располагают соосно отработанным камерам рабочих
пластов смежной панели. Таким образом, выдерживается рабо-
чий уклон 8—10°, длина уклона 400 м. Камеры отрабатыва-
ются слоями сверху вниз. Число ходов в слое 4—5, число слоев
8—10. После проходки верхнего слоя буровым станком БГА-4М
бурят вертикальные скважины диаметром 390 мм до сбойки с
камерами пласта Красный-П. Породу от проходки всех выра-
боток выводят самоходным вагоном по уклону и закладывают
в выработанные камеры панели.
С целью повышения эффективности закладочных работ «шла-
мовый горизонт» целесообразно размещать у границ шахтного
поля, а пустую породу от его проходки использовать для за-
кладки выработанного пространства отработанных камер рабо-
чих пластов.
Размещение шлама в блоке камер проводят следующим об-
разом. Первой заполняется вышерасположенная камера блока.
В этой камере для возврата осветленного рассола устраивается
насыпная перемычка из породы. Камера заполняется пульпой
шлама на уровень 0,5 м ниже гребня перемычки. Фильтруемый
рассол самотеком направляется по сбойке и накапливается во
второй камере. Камера оборудуется насосной установкой. По
мере необходимости рассол перекачивается на поверхность и ис-
пользуется для подготовки пульпы шлама к гидротранспортиро-
ванию или в технологическом процессе обогатительной фаб-
рики.
Транспортирование шламов. Для доставки шламов от обога-
тительных фабрик до закладочных участков применяют гидро-
транспорт. Расчеты параметров гидротранспорта производят
в зависимости от консистенции шламов или смесей, в состав
373
которых они входят. Шламовую пульпу невысокой концентрации
(до 10%) можно отнести к тонкодисперсным пульпам, а более
высокой — к вязкопластичным жидкостям.
Расчет гидротранспорта тонкодисперсных пульп производят
по методикам, принятым в той отрасли, к которой относится
данный вид шламов.
Расчет гидротранспорта вязкопластических пульп проводят
по методикам, применяемым для твердеющих закладочных
смесей.
Транспортирование шлама к месту размещения в боль-
шинстве случаев происходит за счет естественного напора
столба шлама в трубопроводе ствола или скважины. Приме-
няется два режима подачи шлама — непрерывный и периоди-
ческий с накоплением пульпы шламов в баке. Периодический
режим возможен для пульп с содержанием н. о. более 50 % и
устанавливается опытным путем. Параметры гидротранспорта
шламовых пульп: Ж:Т — 2,5—3,0 (по весу), плотность 1400—
1500 кг/м3, рабочая скорость — 0,52—0,84 м/с.
Промышленные гидроустановки оборудуются измеритель-
ной аппаратурой: диафрагменным расходомером с дифмано-
метром типа ДМ-3583М, электрическими датчиками давления
типа ЭДД-10К, плотномером ПР-1204МИ в комплекте с вто-
ричными приборами типа КСД-ЗМ.
После подачи шламов во избежании закупорки трубопро-
вод подлежит промывке рассолом. Продолжительность остано-
вок в подаче пульп при содержании н. о. более 50 % допуска-
ется не более одних суток.
Возврат рассолов. При возврате рассола из шламовой ка-
меры выделяют два основных периода. Первый период харак-
терен тем, что соответствует такой стадии заполнения камеры,
при которой осветленный рассол непосредственно контактиру-
ет с перемычкой. В этот период приток рассола из камеры за-
висит от коэффициента фильтрации (7(ф), материала пере-
мычки и площади контакта рассола с ней. Например, для со-
леотходов насыпных перемычек Дф = 2,3—2,7 м/ч, а намыв-
вых 0,4—0,6 м/ч. Второй период возврата начинается тогда,
когда перемычку покрывает отстой шлама. При этом приток
рассола через перемычки из камер резко уменьшается, так
как КФ снижается до (0,96—1,2) -10 3 м/ч. Таким образом,
объем рассола, дренируемый из камеры, зависит от объема
разовой подачи и коэффициента рассолоотдачи (Др) пульпы
шлама. В свою очередь, К? зависит от времени отстаива-
ния (/), содержания н. о. и вида отстаивания. Подразделяют
два вида отстаивания: с фильтрацией и без фильтрации. Зави-
симость Kp=f (t, н. о., вид отстаивания) приведена на рис. 8.28.
Для получения равномерного притока рассолов рекоменду-
ется иметь в работе несколько камер с различным объемом за-
полнения и ограничивать разовые подачи пульпы шламов в ка-
меру так, чтобы уровень их в камере не повышался более, чем
374
Рис. 8.29. Зависимость плотности от-
стоя шламовой пульпы (ук) от вре-
мени отстаивания /, содержания н. о.
и вида отстаивания:
1 — отстаивание с фильтрацией при со-
держании и. о. — 19%; 2 — отстаивание с
фильтрацией при содержании и. о.— 50%;
3 — отстаивание без фильтрации при со-
держании и. о.— 19 %; 4 — отстаивание
без фильтрации при содержании н. о.—
50%
Рис. 8.28. Зависимость коэффициента
рассолоотдачи шламовой пульпы (Кр)
от времени отстаивания (/), содер-
жания н. о. и вида отстаивания:
/ — отстаивание с фильтрацией при содер-
жании и. о.— 19%; 2 — отстаивание с
фильтрацией при содержании и. о. —
50 %, 3 — отстаивание без фильтрации при
содержании н. о.— 19%; 4 — отстаивание
без фильтрации при содержании и. о.—
50%
на 1,0—1,5 м. Число рабочих камер и режимы их заполнения
принимают, исходя из опыта, баланса отходов и горнотехниче-
ских условий участка размещения.
Избыточный рассол участка размещения шлама не содержит
механических примесей и по своему составу соответствует рас-
солу маточника обогатительной фабрики.
Характеристика закладочного массива. Массив шламов
вследствие классификации частиц по крупности при намыве и
чередования режимов заполнения с отстаиванием и фильтра-
цией избыточных рассолов неоднороден как по длине, так и
в разрезе.
В процессе заполнения камеры шламы в ней вследствие
классификации частиц по крупности образуются различные зоны
отстоя шлама. На классификацию частиц большое влияние
оказывает процентное содержание н. о. в твердой фазе шлама.
Так, на руднике СКПРУ-2 при размещении шлама с содержа-
нием н. о. — 33 %, прослеживаются три зоны отстоя шлама.
Первая зона начинается от места подачи шлама. В этой зоне
на расстоянии 20—30 метров происходит выпадение в основном
солевых частиц, благодаря чему образуется массив, аналогич-
ный массиву солеотходов. Основные показатели массива: содер-
жание н. о. 7—18 %, крупность частиц 0,12—0,3 мм, влажность
8—14%. За этой зоной следует переходная зона длиной 100—
120 м, в которой визуально выделяются слои выпавшей (более
мелкой) соли и отстоя шлама. В целом, это — мягкопластичный
массив с содержанием н. о. 18—25%, крупностью частиц 0,1—‘
0,12 мм, влажность 14—22 %. В последней зоне длиной 50—70м
375
отстой шлама имеет пастообразный вид. Содержание н. о. в этом
отстое 25—55 %, крупность частиц менее 0,1 мм, влажность
22—30 %. На руднике БКПРУ-1, где шлам имеет исходное
содержание н. о. 60—70 %, выделяются только две зоны: мягко-
пластичного отстоя и пастообразного. Зона выпавшей соли от-
сутствует, а зона мягкопластичного отстоя сравнительно неве-
лика (50 м).
Плотность (ук) шламового массива и коэффициент рассоло-
отдачи, зависят от времени отстаивания (/), содержания н. о.
и вида отстаивания. Зависимость yK=f(O (н. о., вид отстаива-
ния) приведена на рис. 8.29.
Величину конечной плотности шламового массива следует
принимать по результатам натурного опробования.
Приемная способность выработанного пространства. В ка-
честве критериев оценки приемной способности аналогично кри-
териям экологической безопасности деятельности горнорудных
предприятий, разработанным А. В. Хохряковым и А. В. Толум-
баевым, приняты коэффициенты:
образования шламов (Ко ш)
(8.217)
**као
где Qu, — годовое количество шламов, образуемых при обога-
щении руды, тыс. т; Q к,о — годовое производство калийных
удобрений (в пересчете на К2О), тыс. т и использования шла-
мов (Ли. ш)
=-7—-, (8.218)
УШ
где QmB — технически возможное для предлагаемого варианта
технологии годовое количество шламов, размещенных в руд-
нике, тыс. т.
В свою очередь Q,„ (тыс. т) будет зависеть от объема добы-
ваемой рудной массы (Qp) и выхода шлама при обогащении у
QIU = QPyIu. (8.219)
Так, в практике калийной отрасли показатель уш принима-
ется расчетным при проектировании производства и уточняется
в обследованиях этих производств при эксплуатации, причем»
величина этого показателя, как показывает опыт, не постоянна
даже для одного производства, т. е. может зависеть от многих
факторов, в том числе и от содержания н. о. в руде (ан.о.). По-
казатель ан. о. по методу оценки статистических гипотез ока-
зался значимым фактором для уш. При обработке массива дан-
ных уш и ан. о. для Верхнекамского месторождения найдено
уравнение связи
уш = 0,01 +0,64ан.о, %. (8.220)
Тогда, подставляя (8.219 и 8.220) в (8.217) получим пока-
затель Ко. Ш.
376
Для определения показатели Ки.щ по (8.218), определим
в общем виде:
Свш = -^Ли.вТоЛи, (8.221)
Тр
где ур, уо— объемный вес, соответственно, руды и закладоч-
ного массива, кг/м3; Кк. в — коэффициент использования выра-
ботанного пространства; Рш — коэффициент, определяющий со-
держание (по массе) шлама в общем заложенном количестве
отходов:
Ли.в = Хз°[1+Хп (1-----Jr")], (8-222)
где Кз, К3П— коэффициенты, соответственно, заполнения выра-
ботанного пространства отходами и породой; Кр— коэффициент
разрыхления руды; Кп— коэффициент, учитывающий долю до-
бычи ПОрОДЫ (Qn) К Общей ДОбыче РУДЫ (Qp) (Kn = Qa/Qp),
7о = J g ' (То^р + уш), (8.223)
где <?р — весовое соотношение солеотходов к шламу, ед.; уо,уш —
плотность закладочного массива, соответственно, солеотходов и
шлама, кг/м3.
(8.225)
(8.226)
(н. о.), со-
(8.227)
Для основных вариантов размещения шламов в отработанные
камеры, размещение шламов в смеси с галитовыми отходами и
размещение шламов в специальных выработках соответственно
имеем:
1 вариант
<р/=(ЮКи.в+ 1,33)-^;
Тш
2 вариант
2 (аш+ао)—2ас ь
₽ Ctc—ССо Тш
где аш, а0, ас — содержание нерастворимого остатка
ответственно, в шламах, солеотходах и смеси, %;
3 вариант
<7р3= (7,02Ки. в—2,13)
Тш
Найдем показатели К». ш для каждого варианта.
В общем уценивая Ко. ш и /Си. ш, необходимо отметить, что
по образованию (выходу) шламов, Верхнекамские калийные
предприятия имеют наихудшие показатели для предприятий
горнорудной промышленности (Ко. ш=0,24,..., 0,58). Однако
технология позволяет весь шлам рудоуправлений полностью
377
разместить в выработанном пространстве рудников (Ки-ш =
= 0,71,..., 1,0). Выбор варианта, либо сочетания вариантов за-
висит, в основном, от содержания н. о. в руде, горнотехниче-
ских условий, способа закладки, устойчивости выработок и
обосновывается при прочих равных условиях эффективностью
размещения.
8.7. МЕТОДИКА РАСЧЕТА ПОТЕРЬ И РАЗУБОЖИВАНИЯ
РУДЫ ПРИ ОЧИСТНОЙ КОМБАЙНОВОЙ ВЫЕМКЕ
Особенностями приведенного ниже расчета является учет ха-
рактера взаимосвязи между потерями и разубоживанием руды
и интенсивности складчатости калийного пласта. Подготовка
исходных данных для расчета включает выявление характера
взаимосвязи между потерями и разубоживанием руды, коли-
чественную оценку складчатости пласта и определение площа-
дей элементов комбайновых выработок.
8.7.1. Выявление характера взаимосвязи между
потерями и разубоживанием руды
Взаимосвязь между потерями и разубоживанием может быть
обратной или прямой. При обратной взаимосвязи между поте-
рями и разубоживанием с увеличением одного из этих пока-
зателей величина другого уменьшается, при прямой взаимосвя-
зи— оба эти показателя одновременно или увеличиваются или
уменьшаются.
Основным условием проявления обратной взаимосвязи меж-
ду потерями и разубоживанием руды является изменение вы-
соты выработанного пространства при изменении мощности
пласта, что имеет место, например, при комбайновой отработке
калийного пласта несколькими слоями или отработке пласта
одним слоем комбайна с барабанным илн стреловидным ис-
полнительным органом.
Основным условием проявления прямой взаимосвязи между
потерями и разубоживанием руды является строго постоянная
высота выработанного пространства, которая имеет место, на-
пример, при отработке калийного пласта комбайнами с «жест-
ким» исполнительным органом (ПК-8М, «Урал-ЮКС», «Урал-
20КС») по системе «камера-ход».
8.7.2. Количественная оценка складчатости
пласта
Относительно продольной оси камеры выделим поперечную и
продольную составляющие складчатости пласта.
Исходными материалами для оценки складчатости являются
выполненные на маркшейдерской основе фактические или
прогнозные зарисовки камер. Количественная оценка складча-
378
тости выполняется следующим образом. На поперечных зари-
совках кровля и почва пласта в пределах ширины камеры раз-
бивается на участки по 5 м (с учетом масштаба съемки). Если
ширина камеры не кратна 5 м, то начало и конец участков
располагают симметрично за контуром или в контуре камеры.
На этих участках измеряют высоты hi до кровли и почвы
пласта от произвольной прямой линии через каждые 0,5 м
(рис. 8.30). По результатам измерений определяют коэффи-
циенты поперечной составляющей складчатости пласта на каж-
дом пятиметровом участке Сг„ и среднее значение этого коэф-
фициента в камере или группе камер Сп.
’ (8-228)
1
(8.229)
У Г = 1
где h — среднее значение высот hi на участке кровли (почвы)
пласта длиной 5 м; N, Nv— число значений высот hi на участ-
ке кровли (почвы) длиной 5 м.
Величиной Сп могут быть количественно оценены как кри-
волинейные, так и прямолинейные наклонные контакты пласта,
при этом последние можно рассматривать, например, как части
крыльев складок. Поэтому между коэффициентом складчатости
Сп и углом падения крыльев складок а существует функцио-
нальная зависимость. В интервале изменения величины Сп от
О до 0,6 с погрешностью, не превышающей 3,4 %, эта зависи-
мость апроксимируется прямой
Сп = 0,03а. (8.230)
Зависимость (8.230) является взаимообратной, т. е. по ней
может быть определен как коэффициент складчатости Сп по
углу наклона пласта а, так и угол наклона пласта а по вели-
чине коэффициента Сп.
Определение коэффициента продольной составляющей склад-
чатости пласта Спр производится следующим образом. Типовой
профиль пласта, характеризующий усредненную складчатость
на исследуемом участке шахтного поля, разбивают вертикаль-
ными отрезками на участки по 20 м (рис. 8.31). На каждом
из участков волнистую линию контакта пласта апроксимируют
прямой (например АБ, см. рис. 8.31), таким образом, чтобы
суммарные площади фигур, лежащих выше Si и ниже Sj этой
прямой были примерно равны и минимальны. Затем участки
вертикальных отрезков между пересечениями их с апроксими-
рующими прямыми (ЛС, BD) разделяют пополам и получен-
ные таким путем точки (£, Г) соединяют между собой, обра-
зуя непрерывную ломаную линию (LMEFK). После этого про-
веряют углы наклона прямых этой (LM, ME, EF, FK) ломаной
379
Рис. 8.30. Схема к оцеике складчатости
пласта в поперечном сечении камеры:
J — кровля пласта; 2 —почва пласта; 3—произ-
вольная горизонтальная линия; 4 — границы кон-
тура выемки
Рис. 8.31. Схема к пояснению оценки склад-
чатости пласта в продольном сечении ка-
меры
линии. Они не должны превышать предельные для комбайно-
вой выемки 12°. Если угол наклона какой-нибудь прямой пре-
вышает 12°, его выполаживают, вращая прямую вокруг своей
середины и соединяя ее с концами примыкающих к ней пря-
мых на соседних участках. Таким способом получают «расчет-
ный» контур выемки. Измерив через каждые 1—2 м отклонения
полученного контура выемки от контактов пласта, определяют
коэффициент продольной составляющей складчатости
с-р-=/Ж-' <8-2з1>
где А — отклонение расчетного контура выемки от контактов
пласта, м; N—число использованных значений А, ед.
Зоне относительно спокойного залегания пласта с углом
падения крыльев складок а менее 5° соответствует Сп<0,15,
зоне умеренной складчатости (а = 5-г-15°) соответствует Сп =
= 0,15-?0,45, зоне интенсивной складчатости (а>15°) соответ-
ствует Сп>0,45.
Приведенное сопоставление позволяет определять прогноз-
ные значения коэффициентов складчатости не только путем
экстраполяции их значений в отработанных камерах, примы-
кающих к фронтам очистной выемки, но и по известным текто-
ническим картам Верхнекамского калийного месторождения.
8.7.3. Определение площадей элементов
комбайновых выработок
Площадь двухслойной узкой камеры SB2 (ширина камеры рав-
на ширине комбайна) (рис. 8.32, а, б, в), определяют по вы-
380
a S 6
8.32. Схема к пояснению определения площадей поперечных сечений многохо-
довых комбайновых камер
соте камеры и мощности слоя подрезаемой породы по форму-
лам табл. 8.30, 8.31, 8.32. Площади трех-, четырехслойных узких
камер (соответственно SB3, SB4) определяют из выражений
Sb3=2S'b2—Зк, (8.232)
SB4=3S'B2—2SK, (8.233)
где S'B2 — площадь поперечного сечения условной узкой двух-
слойной камеры, м2; SK — площади поперечного сечения оди-
ночной комбайновой выработки, м2.
Величину Sb2 находят с помощью формул табл. 8.30 по вы-
соте h2 (рис. 8.32, б, в).
При определении 5в3 по формуле (8.232)
А2==Ц^, (8.234)’
при определении SB4 по формуле (8.233)
(8235).
О
Площадь поперечного сечения широкой камеры (ширина ка-
меры больше ширины комбайна, рис. 8.32, г) определяется по
формуле
SB~h(a—do)-j-SBy—(8.236)
где й, а — высота и ширина камеры, м; а0 — ширина одиноч-
ной комбайновой выработки, м; 5ву — площадь поперечного се
381
Таблица 8.30
Расчетные формулы для определения площадей поперечных сечений
двухслойных выработок
Комбайн Площадь одиночной выработ- ки, м2 Высота выработ- ки, м Формула для определения площади SB2 (м2) двухслой- ной выработки по ее высоте h (м) Абсолютная по- грешность к таб- личным данным, И*
сред- няя макси- мальная
«Урал-20КС» 20,3 4,0—-7,6 Sb2=5,40 h — 0,10 0,29 0,61
«Урал-20КС» 18,0 3,7—7,1 Sb2=5,25 h — 0,45 0,13 0,40
«Урал-20КС» 15,3 3„3—6,3 Sb2=4,94 h — 0,25 0,20 0,41
«Урал-ЮКС» 8,9 2,3—4,5 Sb2=3,88 h — 0,05 0,09 0,21
«Урал-ЮКС» 9,8 2,5—4,9 Sb2=3,98 h — 0,03 0,14 0,17
«Урал-ЮКС» 10,2 2,7—5,1 SB2=4,0O h — 0,01 0,07 0,20
ПК-8М 8,9 3,3—6,1 Sb2=2„95 /г — 0,30 0,14 0,22
Таблица 8.31
Расчетные формулы для определения площадей подрезаемой породы
из кровли выработки
Комбайн, пло- щадь ОДИНОЧНОЙ выработки, м2 Угол на- клона пласта в попереч- ном сече- нии выра- ботки, градус Мощность слоя подре- заемой поро- ды, м Формула для определения площади (м2) подрезаемой породы по мощности слоя подрезки (м) Абсолютная погрешность, м2
сред- ная макси- маль- ная
«Урал-20КС», 8„ = 20,3 0 0-0,6 5рк — 3,48f/n2PK + И- 1,,13гирк—0,1)2 0,025 0,045
«Урал-20КС», SK=2Q,3 ю 0—0,6 *5рк = 2(5'7?22рк + +1,86/Прк +0,03 0,003 0,002-
То же 20 —о,з—о„б SpK = 1,94m2pK + + 2,29'Ирц + 0,54 0,030 0,081
>> 30 —0,7—0,6 SpK= l,lWpK + + 2,83трк +1,45 0,025 0,038
ПК-8М, 5К=8,9 0 0,2.—0,6 5рк = 1,,41т2рК + + 0„95/ярк—0,03 0,004 0,00-,
То же 10 0—0,6 SPK= l,42m2pK+O„96mpK 0,005 0,009
» 20 —ОД— 0,6 SpK — 1,2i8|/n2pK + +1, liOiwipK + 0,08 0,007 0,018
>» 30 —.0,2—0,6 SpK ~ 0,95/n2PK + + 1,36л1рк +0,24 0,007 0,014
382
Таблица 8.32
Расчетные формулы для определения площадей подрезаемой породы
почвы выработки
Тип комбайна, тлощадь одиноч- ной выработки, м* Угол на- клона пласта в попереч- ном сече- нии выра- ботки, градус Мощность слоя подре- заемой поро- ды, м Формула для определения площади (м2) подрезаемой породы по мощности слоя подрезки (м) Абсолютная погрешность, м2
сред- няя макси- маль- ная
<Урал-20КС» 0 б—о,6 Spn = 0,09лг2Рп+5,О5пгрп 0,004 0,008
То же 10 —0,4—0,6 Spn — 3,03/п2рп + -}- 2,, 61 /Лрп + 0,57 0,007 0,019
я 20 -0,9—0,6 Spn^ 1,56/п2рп + +2,82/Прп+1 *28 0,005 0,010
<Урал-20КС» 30 — КЗ—0,6 Spn = 1,,05/п2рп + +3,O3i/7ipn + 2Ь17 0,01 0,03
ПК-8М к —3,9 0 0—0,6 Spn = 3,2/Ирп—0,24/ПрП 0 0
То же 10 0—0,6 Spn— 1,93/п2рп + +1,46/т1рп+0,12 0,014 0,025
м 20 -0,3-0,6 Spn= 1,34/п2Рп + +1,43/Прп+0[,3 0,007 0,018
>» 30 —0,8-0,6 Spn — 0,91/м2рп + + l,5(V72pn +0,62 0,008 0,019
чения узкой камеры высотой, h, м2; Зд —площадь поперечного
сечения «козырьков» массива в кровле, образующихся при со-
пряжении комбайновых ходов, м2.
S4 = A4(a-a0)-SPK(/Vx-l), (8.237)
где Ад—высота «козырьков» массива в кровле (см. рис. 8.32, г).
м; SpK — часть площади поперечного сечения одиночной выра-
ботки, ограниченная кровлей и высотой Ад, м2; Л\— число хо-
дов комбайна в слое, ед.
(8.238)-
где А7—постоянная составляющая величины Ад (см. рис. 8,32г),
м; R — радиус окружности стенки одиночной комбайновой вы-
работки, м.
Величину SB2 определяют с помощью формул табл. 8.30 по
высоте А, величину SPK— с помощью формул табл. (8.30) по
высоте Ад, значения величин A7, R приведены в табл. 8.33.
Остальные исходные данные, необходимые для расчета по-
терь и разубоживания руды, приведены в табл. 8.33.
383.
Таблица 8.33
Исходные данные для расчета потерь и разубоживания руды
Показатели Показатели по типам комбайнов
ПК-8М <Урал-10КС» «Урал-20КС>
1 2 3 4 5 6 7 8
Площадь сечения одиночной выработки (SK),, м2 Ширина одиночной выработ- ки, м: 8,90 8,76 9,82 10,22 15,29 17,99 20,33
наибольшая (а0) 3,20 4,10 4,30 4,30 5,30 5,80 6,10
по подошве (апо) 3,20 4,00 4,00 4,00 5,10 5,10 5,10
Наибольшая высота одиноч- ной выработки /гк, м 3,20 2,30 2,50 2,60 3,20 3,60 3,90
Радиус окружности стенки выработки (7?), м 1,60 1,15 1,25 1,25 1,55 1,70 1,85
Постоянная составляющая величины |Д/г(/г'), м Удельные потери отбитой руды, т/м: 0 0 0 0 0,10 0,20 0,20
в одиночной комбайновой выработке (р0) 0,47 0,31 0,31 0,31 0,52 0,52 0,52
в гребиях при горизон- тальном сопряжении ком- байновых ходов (рг) и. д. 0,30 0,30 0,30 0,26 0,26 0,26
Плотность полезного ископаемого в массиве (т/м3) для
условий большинства действующих шахтных полей определя-
ют по формуле [7]
^« = 2,1334—0,00181-с, (8.239)
где с — средняя массовая доля хлористого калия в балансовых
запасах разрабатываемого участка шахтного поля, %.
Плотность междупластовой каменной соли dn = 2,164 т/м3.
8.7.4. Расчет потерь и разубоживания руды
при прямом характере взаимосвязи между ними
Целью расчета является определение минимальных технически
возможных значений потерь и разубоживания для рассматри-
ваемых вариантов технологических схем комбайновой выемки
применительно к конкретным горно-геологическим условиям
разработки.
Минимальные технически возможные отклонения комбайна
от проектных границ выемки определяют из выражения:
А = 0,15+ 1,85С3Пр, (8.240)
где А — среднее по камере отклонение комбайна от проектных
границ выемки, измеренное в средней части поперечного сече-
ния камеры, м; Спр — количественная оценка продольной со-
ставляющей складчатости пласта, м.
.384
По величине Л и формулам табл. 8.31, 8.32 определяют сред-
нее значение площади подрезаемой породы Sp в поперечном се-
чении камеры с учетом поперечной составляющей складчатости
(8.230). Полученное значение Sp используют для определения
массы (т) разубоживающей породы:
B=Sp/dn, (8.241)
где / — суммарная длина камер в блоке, м; da — плотность
разубоживающих пород в массиве, т/м3.
Затем определяют добытую рудную массу D из камерного
блока, коэффициенты разубоживания р и эксплуатационных
потерь
D=l(SKdn„~ ро), (8.242)
р—(8.243)
п3=1 - (8.
где йпи — плотность полезного ископаемого в массиве, т/м3;
Ро — удельные потери отбитой руды в одиночной комбайновой
выработке, т/м; L, b—длина и ширина камерного блока, м;
т — мощность пласта, м.
8.7.5. Расчет потерь и разубоживания руды
при обратном характере взаимосвязи между ними
Целью расчета является получение одной пары значений по-
терь и разубоживания руды для конкретного расположения
выработки в пласте, а также ряда парных взаимосвязанных
значений потерь и разубоживания руды, необходимых для эко-
номических расчетов по оптимизации этих показателей и по-
иска оптимального расположения выработки в пласте.
Расчет выполняют для следующих видов потерь при очист-
ной выемке (рис. 8.33):
в целиках внутри камерного блока (Пц, пц);
в кровле, почве и стенках горловины камеры (ПГ1 пг);
в кровле, почве и стенках основной части камеры из-за
формы ее поперечного сечения (Пф, Пф);
в кровле, почве и стенках основной части камеры из-за
складчатости пласта (ПКп, пКп);
потерь отбитой руды на почве камеры (По, п0).
В скобках обозначены масса (П() и коэффициенты (п() раз-
ных видов потерь балансовых запасов.
При определении одной пары значений потерь и разубожи-
вания руды для конкретного расположения выработки в пласте
расчет выполняют в следующей последовательности.
Если паспортом отработки предусмотрена выемка пласта на
полую мощность с подрезкой одного «коржа» в кровле, то
25 Зак. 157 3 85
Рис. 8.33. Схема деления потерь по видам:
1 — выемочный штрек; 2 — очистная камера; 3 — вентиляционный штрек
средние отклонения комбайна от контактов кровли и почвы
пласта принимают равными, а их значения определяют по
формуле (8.240). С учетом этого
/Прк = /Прп = /Ппк = /Ппп = д, (8.245)
где /Прк, /пРп — мощность слоя подрезки породы из кровли и
почвы пласта, измеренная в средней части поперечного сече-
ния камеры, м; тпк, тпп — мощность слоя потерь руды в кров-
ле и почве пласта, измеренная в средней части поперечного се-
чения камеры, м.
Определяют потери в кровле, почве и стенках горловины
пгк, в кровле, почве и стенках основной части камеры из-за
формы ее поперечного сечения Пфк, в кровле, почве камеры из-за
складчатости пласта пкпк.
Пк = (2am Sу—S в+S р') /g 246)
г Lam ’ ' ‘ '
пк == (am-S.+S/Vo ,g 247,
ф Lam v 7
пккп = («^п-Зр'+УНо , (8.248)
ham
где 1Г, 10, L — длина горловины, основной части камеры и ка-
мерного блока, соответственно, м; Sy, SB — площадь попереч-
ного сечения устья и основной части камеры, м2; Sp, S/, Sp"—
площади поперечного сечения подрезаемых пород при мощ-
ности подрезки, равной соответственно, м2; тп — суммарная
мощность потерь руды в кровле и почве камеры, м; к — индекс,
указывающий на то, что потери отнесены к запасам камеры
/г = 5,67(т + тРк—/гк), (8.249)
lo = L—lT—la, (8.250)
где /н — длина целика недоработанной части камеры у венти-
ляционного штрека, м.
386
При наличии поперечной составляющей складчатости пласта
определяют эквивалентный ей угол падения пласта по формуле
(8.230), а величины SB, Sp, SP', Sp" определяют по таблицам
8.30, 8.31, 8.32 с учетом величины этого угла.
Определяют потери отбитой руды пок, суммарные потери в
камере пк, эксплуатационные потери пэ и разубоживание
руды Р.
(L-ZH) f-yS- po+ZVrPr)
и \ un0 /
П % = --------т--з---------
LcLfndno
п«=пкг + Пкф + пк1£П + пк0, (2.252)
пэ = Пц+/гпк, (8.253)
(1 Иц) LatndaTt "("Sp/o^Zn
где dn, dno — ширина по подошве камеры и комбайно-
вой выработки, м; рг — удельные потери отбитой руды на од-
ном метре длины камеры в гребнях при горизонтальном сопря-
жении комбайновых ходов, т/м; NT — число гребней отбитой
руды в камере, ед.; k — коэффициент перевода потерь от запа-
сов камеры к запасам камерного блока, доли ед.
пу =(!—&)+ -^, (8.255)
о___ 5 ai
К------~
(8.256)
где 2а,- — суммарная ширина камеры в камерном блоке, м.
При определении ряда парных значений потерь и разубожи-
вания руды, необходимых для экономического обоснования опти-
мальных значений этих показателей, в пласт графически вписы-
вают несколько контуров поперечного сечения рассчитываемого
варианта выемки, отличающихся высотой камеры. Высоту ка-
меры изменяют за счет увеличения мощности подрезаемой по-
роды из кровли и почвы пласта. Например, для получения пяти
точек изменения разубоживания в интервале от 1—3 до 12—14 %
мощность слоя подрезаемой породы из кровли и из почвы в под-
вариантах выемки может быть принята от 0,1 до 0,5 м через
0,1 м. В каждом из полученных таким образом подвариантов
определяют площади поперечных сечений камеры SB подрезае-
мой породы Sp, SP', Sp", потерь и разубоживания по формулам
(8.240—8.250).
После получения для каждого подварианта выемки значений
эксплуатационных потерь и разубоживания строят графическую
зависимость пэ = /(р). Обычно все точки графика лежат на од-
ной плавной кривой, что указывает на правильность выполнен-
ных расчетов. С построенного графика пэ = /(р) снимают не-
обходимое для дальнейших технико-экономических расчетов
число парных значений потерь и разубоживания руды.
25* 387
8.7.6. Примеры расчета потерь и разубоживания
руды при очистной выемке
Пример 1. Определить потери и разубоживание руды при от-
работке калийного пласта мощностью 4,6 м комбайном
«Урал-20КС» типоразмером 20,3 м1 2 по системе «камера—ход»
при оставлении в кровле защитного слоя полезного ископае-
мого мощностью 0,6 м. Складчатость пласта умеренная,
Сп = 0,3, Спр = 0,3, длина двух камер в блоке 354 м, длина ка-
мерного блока 182 м, его ширина 18 м.
Решение. Так как высота камеры на всем ее протяжении
постоянна и равна высоте одиночной комбайновой выработки,
взаимосвязь между потерями и разубоживанием прямая. По-
этому расчет показателей выполнен по формулам (8.240—8.244).
Определим проектную мощность слоя потерь руды в почве
камеры:
таа = т—так—/гк = 4,6—0,6—3,9 = 0,1 м.
Отклонения комбайна от проектных границ выемки составят
А = 0,15 + 1,85Спр3 = 0,15+ 1,85-0,33 = 0,2 м.
С учетом этих отклонений мощность слоя потерь в кровле
изменяется от т'пк = тпк—А = 0,6—0,2 = 0,4 м до m"nK = maK + i\ =
= 0,6+0,2 = 0,8 м, а мощность слоя потерь в почве соответст-
венно от т'пл = тпп—А = 0,1—0,2 = —0,1 м до т."пп = тпп+^ =
= 0,1+0,2 = 0,3 м.
Из этих расчетов следует, что из кровли камеры подрезка
породы отсутствует, а из почвы камеры мощность такой под-
резки составляет
И1рП = — /П/пп = 0,1 м.
Из (8.230) имеем, что коэффициенту складчатости Сп = 0,3
соответствует угол падения пласта, равный 10°. С учетом этого
площадь разубоживания составит:
Spn = 3,03и1рп2 + 2,61и1Рп + 0,57=3,03-0,12+2,61 -0,1 +0,57=0,861 м2.
Масса разубоживающей породы:
В=Sp/d„=0,861 -354-2,164=659,6 т.
Определим добытую рудную массу, коэффициент разубожи-
вания и эксплуатационных потерь
D = l(SKdnK—ро) =354(20,33-2,07—0,52) = 14713,3 т,
_ В _ 659,6
Р~~ D~~ 14713,3
1 Р—в _
Пэ-1 L&mdn„
= 0,0448.
1 — 4713,3—659,6 __ р г,qс
1 182-18-4,6-2,07 0,£>4У0.
Таким образом, в рассмотренном варианте выемки потери
составляют 54,95 %, разубоживание 4,5 Vo-
ses
Пример 2. Определить потери и разубоживание руды (одну
лару значений) при отработке на полную мощность пласта
(мощностью 5,5 м) комбайном «Урал-20КС» типоразмером
20,3 м2. Паспортом отработки в камерном блоке шириной 23 м
и длиной 185 м предусмотрены две камеры с целиком между
ними 1,8 м. Предусмотрено также оставление целика мощ-
ностью 1 м у вентиляционного штрека и подрезка «коржа»
мощностью 0,3 м. Складчатость пласта умеренная Сп = 0,3,
Спр = 0,3 м.
Решение. Так как в рассматриваемом варианте предусмат-
ривается двухслойная выемка пласта, взаимосвязь между по-
терями и разубоживанием обратная. Поэтому расчет показате-
лей выполнен по формулам (8.246—8.256).
Хотя паспортом проходки и предусмотрена подрезка «кор-
жа», на практике выдержать паспортные значения на всей
длине камеры из-за складчатости пласта не удается. Фактиче-
ские отклонения комбайна от контактов пласта составят:
Д = 0,15+ 1,85Спр3 = 0,15+ 1,85 - 0,33 = ±0,2 м.
С учетом этих отклонений мощность слоя подрезки породы
из кровли и почвы, а также мощность слоя потерь в кровле и
почве составит:
/ПрК = /Прп = тПк = и1пп = 0,2 м.
Средняя высота камеры равна средней мощности пласта
h = m—т„—И1Р = 5,5 м.
Определим площадь поперечного сечения камеры и площади
подрезки породы при мощности подрезки соответственно 0, 0,2;
—0,2 м.
SB = 5,4/z—0,1 = 5,4-5,5—0,1 = 29,6 м2;
S'pK = 2,5mpK2+1,86/ирк+0,03 = 2,5X0+1,86X0+0,03 = 0,03 м2;
SPK = 2,5(0,2)2+1,86• 0,2 + 0,03 = 0,502 м2;
SpK" = 2,5(—0,2)2+1,86(—0,2)+0,03 = 0,242 м2, принимаем
\ж" = 0;
S/pn = 3,03И1рп2 + 2,61 Шрп + 0,57=3,03 • 0 + 2,61 0 + 0,57 = 0,57 м2;
Spn" = 3,03(0,2)2 + 2,61 -0,2 + 0,57= 1,213 м2;
S/ = 3,03 (—0,2)2 + 2,61 (—0,2)+ 0,57 = 0,169 м2;
Sp' = 0,03+0,57 = 0,60 м2;
Sp = 0,502 +1,231 = 1,715 м2;
Sp" = 0 + 0,169 = 0,169 м2.
Длина горловины и основной части камеры:
/г = 5,67 (m—mPK—hK) = 5,67 (5,5—0—3,9) = 9,07 м.
/О = С—/Г—/„=185—9,07—1 =174,93 м.
389
Потери в кровле, почве и стенках горловины камеры
пк 0,5/г(2й/п—Sy—.5в-|-.5р')
Lam
_ 0; 5-9„07(2-6,1-5,5—20,3—29,6+0,6) _ n
185-6,1-5,5 — U,UldU.
Потери в кровле, почве и стенках основной части камеры
из-за формы ее поперечного сечения:
к (am-SB+Sp')Z0 (6,1-5,5-29,6 + 0,60)174,93 n i ойо
п ф---------------------------185-6,1-5,5-----= 0,1282.
Потери в кровле, почве камеры из-за складчатости пласта
к _ (amn—SP4-SP'% (6,1-0,4—0,60+0,169)174,93 п
П кп - 185-6,1-5,5------------- U>Udbb-
Потери отбитой руды
к _ (Д—/я)р0 _ (185—1) - 0,52 __ р лп7д
0 Lamdna 185-6,1-5,5-2,07 ’
Суммарные потери в камере
пк = пкг + пкф + пккп + пк0 =
= 0,0130 + 0,1282 + 0,0566 + 0,0074 = 0,2052.
Коэффициент перевода потерь от запасов камеры к запасам
камерного блока
k = = 64 * 2 = 0,5304.
о Zo
Потери в целиках внутри камерного блока
пц = (1 - k) + = (1-0,5304) + 1'°’5,304 = 0,4725.
lot>
Эксплуатационные потери
пэ = 0,4725 + 0,5304 • 0,2052 = 0,5813.
Коэффициент разубоживания руды
Splgdn ________
Р (1—пк)£а£/пиЧ“5р/о^п
__________________1,715-174,93-2,164______________ 0 Q .
(1—0,2052) 185-6,1-5,5-2,07+1,715-174,93-2,164 ’
Таким образом, для рассмотренного варианта выемки потери
руды составят 58,13%, а ее разубоживание породой 5,98 %.
Пример 3.
Получить зависимость между потерями и разубоживанием
руды, необходимую для экономических расчетов по выбору
оптимальных значений этих показателей при работе комбайна
«Урал-20КС». Исходные данные те же, что и в примере 2.
390
Решение. Потери и разубоживание определяют аналогично
решению примера 2, но для восьми подвариантов выемки, от-
личающихся средней высотой камеры. Высота камеры изменя-
ется от 4,9 до 6,3 м. Результаты расчетов приведены в табл. 8.34,
а графическая зависимость между потерями и разубожива-
нием — на рис. 8.34.
С графика (рис. 8.34) могут быть сняты значения эксплуа-
тационных потерь, например, через каждые 0,5 или 1 % раз-
убоживания и полученный таким образом ряд парных значе-
ний потерь и разубоживания использован в расчетах по оптими-
зации этих показателей.
8.8. МЕТОДИКА ВЫБОРА РАЦИОНАЛЬНЫХ ВАРИАНТОВ
И ТЕХНОЛОГИЧЕСКИХ ПАРАМЕТРОВ ОЧИСТНОЙ
КОМБАЙНОВОЙ ВЫЕМКИ
Особенностью данной методики является учет интенсивности
складчатости пласта в расчетах потерь, разубоживания и ка-
чества руды, учет характера взаимосвязи между потерями и
разубоживанием руды, а также предварительная оптимизация
этих показателей в сравниваемых вариантах выемки.
Методика может быть использована для решения таких за-
дач, как оценка и выбор технологических вариантов очистной
комбайновой выемки для конкретных условий разработки, оп-
тимизация положения комбайна в пласте и показателей потерь
и разубоживания руды, выбор формы поперечных сечений
очистных камер при их отработке существующими комбайнами
и формы исполнительных органов вновь создаваемых комбай-
нов
Перечисленные задачи решаются с позиции полноты и ка-
чества использования запасов разрабатываемого участка место-
рождения.
Схему выполнения расчетов рассмотрим на примере последо-
вательности решения задачи выбора технологического варианта
комбайновой выемки применительно к конкретным условиям
разработки.
392
1. Формулируется задача и задаются основные исходные
данные, условия и ограничения, необходимые для ее решения.
2. Разрабатывается набор технически возможных вариантов
выемки.
3. Разработанные варианты проверяются по условиям обес-
печения безопасности горных работ. Оценивается устойчивость
междукамерных целиков и кровли, вероятность проявления
ГДЯ, выполняется проверка вариантов по условиям вентиля-
ции, соответствия правилам техники безопасности. Варианты,
не обеспечивающие требуемый уровень безопасности горных
работ, из дальнейшего рассмотрения исключаются.
4. Выполняется оптимизация потерь и разубоживания в каж-
дом из сравниваемых вариантов. Выбор оптимального соотно-
шения между потерями и разубоживанием в вариантах с пря-
мой зависимостью между этими показателями производится
без выполнения технико-экономических расчетов и заключается
в нахождении минимальной технически возможной величины
указанных показателей (см. разд. 8.7) и положения комбайно-
вой выработки в пласте, соответствующего этим показате-
лям.
Выбор оптимального соотношения между потерями и раз-
убоживанием при обратной зависимости между этими показа-
телями осуществляется путем экономического сравнения не-
скольких подвариантов в каждом из рассмотренных вариантов.
Формирование подвариантов показано в разд. 8.7.5. Подва-
рианты различаются высотой выработки, поэтому имеют раз-
личные коэффициенты разубоживания и потерь, массовые доли
хлористого калия и нерастворимого остатка, значения произ-
водительности комбайновых комплексов и себестоимости до-
бытой руды. В качестве независимого переменного показателя
в настоящей методике принят коэффициент разубоживания,
который определяется высотой слоя подрезаемой руды из кровли
и почвы камеры и с которым перечисленные показатели связаны
прямо или косвенно. Так, коэффициент потерь связан с ко-
эффициентом разубоживания непосредственно (см. разд. 8.7).
Так же непосредственно, исходя из сущности этого коэффи-
циента, связаны с ним массовые доли хлористого калия и не-
растворимого остатка в добываемой руде. Производительность
комбайновых комплексов связана с коэффициентом разубожи-
вания через высоту слоя подрезаемой породы. При изменении
этой высоты вместе с коэффициентом разубоживания изменя-
ется высота камеры, что приводит к изменению площади ис-
пользования рабочего органа комбайна и его производитель-
ности, а через изменение производительности и к изменению се-
бестоимости руды.
Потери п и разубоживание р руды в каждом подварианте
определяют по методике разд. 8.7, а массовую долю хлористого
калия и нерастворимого остатка по формулам:
(8.257)
(8.258)
где Si — площади отдельных слоев разрабатываемого пласта,
попадающие в контур выемки, м2; с(-, 0; — массовая доля хло-
ристого калия и нерастворимого остатка в слоях разрабатывае-
мого пласта, попадающих в контур выемки, м2.
Для упрощения расчетов ср и рр в ряде случаев могут ока-
заться удобными эмпирические формулы, представленные
в табл. 8.35.
Эксплуатационную производительность комбайнов (тыс. т
в год) определяют из выражения
Q3 = McQ, (8.259)
где ки— коэффициент использования комбайнового комплекса
в течение года, доли ед.; kc — средний коэффициент использо-
вания площади рабочего органа комбайна в камере, доли ед.;
Q — производительность комбайна при отработке одиночного
хода (фактическая или определенная по методике (см.
разд. 8.1), тыс. т/год.
4«-лЙ7- <8-26°)
где SB, Sk — площади поперечного сечения камеры и одиночной
комбайновой выработки, м2; Nx — число комбайновых ходов в
камере, ед.
Себестоимость руды определяют прямой калькуляцией по
статьям затрат. Если известна участковая себестоимость руды
в базовом варианте и соответствующая этой себестоимости про-
изводительность добычного оборудования, то участковая себе-
стоимость руды в подвариантах выемки может быть определена
упрощенным способом.
С = Сбб/ПОс+ -^пер<3э , (8.261)
где Сб — себестоимость руды по горному участку в базовом ва-
рианте выемки, руб/т; dnOc, dneP— соответственно постоянная и
переменная составляющие себестоимости руды в базовом ва-
рианте, доли ед.; Qe — эксплуатационная производительность
забойного оборудования в базовом варианте выемки, тыс. т/год.
В результате выполненных расчетов для каждого из вариан-
тов находят табличные или графические зависимости
п = /(р)> Cp=f(p). ₽р = Ир). C=f(p), Q3 = f(p)
394
Таблица 8.35
Расчетные формулы для определения мощности слоев, массовой доли
хлористого калия и нерастворимого остатка в слоях пласта «Красный-П»
Показатели Расчетные формулы и показатели
Первый Березниковский рудник Второй Березниковский рудник
Интервал изменений мощности пласта 5,2-7,2 3,9—5,6
Мощность слоя: первого mi = 0,4598m — 1,105 mi = 0,4103m —0,722
второго m2=0,0031m +0,328 m2=0,0310m + 0,094
третьего т3= 0,1649m —0,014 m3=0,1498m + 0,081
четвертого m4=0,0178m + 0,293 m4=Q.0571 m + 0,086
пятого m5 = 0,1724m +0,017 m5 = 0,1509m + 0,105
шестого m6=0„O129m + 0.222 m6=0,0132m + 0,169
седьмого m7=0,2153m —0,094 m7=0,l 159m + 0,464
Интервал изменений массовой доли хлори- стого калия 20,4-34,8 3Q,7—46,0
Массовая доля хлори- стого калня в слое: первом Ci = 1,8750c —21,059 ci = 1,1663c +2,535
втором c2=0„0350c +11,265 c2=0,3819c -1,400
третьем c3 = 0,6710c + 14,373 c3= 1,3042c -6,122
четвертом d=0,0706c + 15,223 c4=0,1300c + 18,700
пятом cs = 0.,9611c + 5,1.10 c5=0,5270c + 19,094
шестом c6=0,1047c + 12,156 c6 = 0,6824c -6,746
седьмом c7=0,5373c + 12,568 c7= l„3557c — 12,631
Интервал изменений массовой доли нераство- римого остатка 1.2-3,8 2,7—5,8
Массовая доля нерас- творимого остатка в слое: первом 01 = 2,68240 — 1,869 01 = 0,95350 + 2,002
втором 02=0,23400 + 3,011 02 = 2,77910 —2,198
третьем 0S= 0,07260 + 1,059 03=0,72560 —0,471
четвертом 04=0,12080 +2,480 04=2,11430 —2,045
пятом 05=0,19200 + 0,734 05=0,54820 + 0,476
шестом 05 = 0,26870 +2,038 06= 1,87080 —1,442
седьмом 07 = O,O8380 + 0,842 07 = 0,49720 —0,179
Примечание: т, mt_7 — вертикальная мощность пласта и его слоев, м;
₽, Р[_7 — массовая доля нерастворимого остатка в пласте и его слоях, %.
395
и на их основе формируют группы переменных исходных пока-
зателей для определения критерия оптимальности вариантов.
Таким критерием может явиться, например, максимум прибыли
с 1 т балансовых запасов
Пр = (Ц—Ск—АР) 1/Г/Б -► max, (8.262)
где Ц — цена конечной продукции, руб/т; Ск — полные эксплуа-
тационные затраты на производство конечной продукции, руб/т;
Ар — затраты на разведку запасов, подлежащие возмещению из
прибыли, отнесенные на 1 т 95 % хлористого калия, руб.; V —
годовой объем конечной продукции, получаемой из рудной мас-
сы выемочного участка, т; Т—приведенный срок погашения ба-
лансовых запасов выемочного участка, лет; Б — балансовые
запасы разрабатываемого участка месторождения, т.
Развернутый алгоритм определения прибыли с 1 т балансо-
вых запасов приведен в [7].
При различии в вариантах капитальных затрат вместо пол-
ных эксплуатационных расходов на производство конечной
продукции в этом критерии используют соответствующие при-
веденные затраты.
Потери и разубоживание в подварианте с экстремальным
значением критерия оптимальности принимают за оптималь-
ные (рис. 8.35). Соответственно оптимальным является и рас-
положение комбайна в пласте, соответствующее этому подва-
рианту выемки. При наличии оптимальной зоны предпочтение
отдается подварианту с наибольшим извлечением балансовых
запасов.
5. Выбирается лучший из сравниваемых вариантов. При
сравнении вариантов с обратной зависимостью между потерями
и разубоживанием руды этот выбор производится путем сопо-
ставления критерия оптимальности, полученного при оптимиза-
ции потерь и разубоживания руды в сравниваемых вариантах
выемки.
При сравнении вариантов с прямой зависимостью между по-
терями и разубоживанием выполняется экономическая оценка
этих вариантов с предварительно минимизированными показа-
телями использования недр. Лучшим является вариант, обеспе-
чивающий экстремум критерия оптимальности (например, ва-
риант 4 на рис. 8.35).
Таким образом, описанная методика позволяет выбирать ва-
рианты с экономически обоснованным, оптимальным уровнем
потерь и разубоживанием руды применительно к конкретным
горногеологическим условиям. Любое изменение этих показате-
лей от оптимальных значений как в сторону увеличения, так и
в сторону уменьшения, приводит к дополнительным затратам на
добычу или переработку руды и к экономическому ущербу.
Пример 1. Определить оптимальные показатели потерь и
разубоживания руды при отработке пласта «Красный-П» на
396
Рис. 8.35. Оптимизации потерь и разубоживания руды и сравниваемых ва-
риантах выемки (а и б) и выбор лучшего из них:
(1—4 — индексы вариантов выемки)
Первом Березниковском руднике комбайном «Урал-20КС» типо-
размером 20,3 м2.
Исходные данные для расчета.
Вертикальная мощность пласта т = 5,5 м.
Складчатость пласта умеренная, Сп = 0,3, Спр = 0,3.
Массовая доля в пласте:
хлористого калия с = 30 %
нерастворимого остатка 0 = 2,5 °/о.
Массовая доля нерастворимого остатка в «корже» 0К= 18,0 %.
Массовая доля хлористого калия в «корже», а также хло-
ристого калия и нерастворимого остатка в подстилающей соли
принята равной нулю.
Коэффициент использования комбайнового комплекса в те-
чение года kH = 0,75.
Эксплуатационная производительность комбайнового комп-
лекса при расчете себестоимости руды Qo = 246,9 тыс. т/год.
Производительность комбайнового комплекса при проходке
одиночной выработки Q = 420 тыс. т/год.
Участковая себестоимость добычи рудной массы в базовом
варианте Сб=1,3 руб/т.
Постоянная и переменная составляющие себестоимости до-
бычи в базовом варианте dnoc = 0,3, dnep = 0,7. Общерудничная
составляющая себестоимости добычи Сор=1,7 руб/т.
Цена 1 т 95 % хлористого калия Ц = 31,2 руб.
Средняя доля затрат на геологоразведочные работы по отно-
шению к цене конечного продукта — &Р = 0,03.
Коэффициент приведения разновременных затрат £' = 0,08.
Сумма затрат на горно-подготовительные работы 3 =
= 500 000 руб.
Решение. Так как в рассматриваемом варианте предусмот-
рена двухслойная выемка пласта, взаимосвязь между потерями
и разубоживанием обратная. Поэтому выбор оптимального со-
отношения между потерями и разубоживанием выполним путем
397
экономического сравнения нескольких подвариантов выемки.
Рассмотрим восемь подвариантов выемки, высота камеры в ко-
торых изменяется от 4,9 до 6,3 м (см. разд. 8.7.5). Расчет потерь
и разубоживания выполнен по методике разд. 8.7.5, результаты
расчета приведены в табл. 8.33. Например, для подварианта
с высотой камеры /г = 5,7м коэффициент разубоживания (в до-
лях ед.) равен 0,0773, эксплуатационных потерь — 0,5496, коэф-
фициент извлечения балансовых запасов
И = 1 —Пэ = 1 —0,5496 = 0,4504.
Порядок выполнения остальных расчетов рассмотрим также
на примере этого же подварианта выемки.
Расчет качества добываемой руды приведен в табл. 8.36.
В данной таблице мощности слоев пласта, массовые доли
хлористого калия и нерастворимого остатка в слоях пласта
(столбцы 2, 5, 6) получены из расчетных формул табл. 8.35.
Возникающая при этом невязка суммарной мощности слоев
(около 1 %) разбросана пропорционально мощности слоев
пласта. Площади отдельных слоев разрабатываемого пласта,
попадающие в контур выемки (столбец 4), с учетом угла паде-
ния пласта определены путем разбиения сложных фигур на
простые и вычисления площадей последних по известным гео-
метрическим формулам.
В рассмотренном подварианте из данных табл. 8.36 имеем
г __SSjC; 874,23 ___„о л.] о/
_25Г=^77- 28’41 /о’
о __ SSiPi. _74.53_ 2 42 %
‘₽ SS; 30,77
Таблица 8.36
Расчет качества добываемой руды (высота камеры 5,7 м)
Индекс слоя Мощность слоя Мощность слоя, по- падающе- го в кон- тур выем- ки, м2 Площадь слоя, по- падающе- го .в кон- тур выем- ки, м2 Массовая доля в слоях пласта, % Произведение
KCI нераство- римого остатка столбцов 4X5 столбцов 4X6
1 2 3 4 5 6 7 8
«Корж» 0,3 0,1 0,23 0 18,0 0 4,14
Слой 1 1,45 1,45 6,84 35,19 4,84 240,70 33,11
Слой 2 0,35 0,35 2,06 12,32 3,60 25,38 7,42
Слой 3 0,91 0,91 5,33 34,50 1,24 1,83,88 6,61
Слой 4 0,40 0,40 2,25 17,34 2,48 39,02 5,58
Слой 5 0,37 0„37 5,71 33,94 1,21 193,80 6,91
Слой 6 0,30 0,30 1,75 15,30 2,71 26,78 4,74
Слой 7 1,12 1,,12 5,74 28,69 1,05 164,68 6,03
Соль — 0,1 0,86 0 0 0 0
Сумма — 5,7 30,77 — — 874,23 74,53
398
Определим годовую производительность комбайнового комп-
лекса и участковую себестоимость 1 т руды:
Q3 = ka-kc-Q = kwXrЦг- -Q = 0,75 939°’7„ 420-238,38 тыс. т;
*Vx*»jk
z~> z-* j j Co’^nepQa 1 о л о । 1,3 • 0,7 • 238,38 < плп z- /.r
Су = СбаПосН--— =1,3-0,34---------246ЭД---= 1,269 руб./т.
В результате выполненных расчетов получим основные пе-
ременные показатели по подвариантам выемки для расчета кри-
терия оптимальности (табл. 8.37).
В качестве критерия оптимальности подвариантов исполь-
зуем максимум прибыли с 1 т балансовых запасов при отра-
ботке участка шахтного поля длиной 1000 м и шириной 200 м.
Баласовые запасы этого участка составят:
Б = /у • Ьу • т• dan = 1000X200X5,5X2,08 = 2 288 000 т.
Результаты расчетов приведены в табл. 8.38. В этой таблице
использованы следующие обозначения: D — суммарный объем
добычи рудной массы с выемочного участка при полном пога-
шении его балансовых запасов, т; Т — срок погашения балан-
совых запасов, лет; СГПр — удельные на 1 т добычи затраты на
горно-подготовительные работы по выемочному участку, руб;
Кн — коэффициент извлечения из недр, доли ед.; е — технологи-
ческое извлечение полезного компонента на обогатительной
фабрике, доли ед.; у — коэффициент выхода готовой продукции
из 1 т рудной массы, доли ед.; Спер — себестоимость готовой
продукции, руб/т; Пр — прибыль, отнесенная на 1 т концентра-
та, руб/т; Пр/Б — прибыль, отнесенная на 1 т балансовых запа-
сов, руб/т.
Таблица 8.37
Переменные показатели по подвариантам выемки
Обозначение Подварианты
показателей, единица измерения 1 2 3 4 5 6 7 8
И, доли ед. 0,3165 0,3515 0,5856 0,4187 0,4504 0,4542 0,4694 0,4729
р, доли ед. 0,0165 0,0259 0,04260 0,0598 0,0773 0,0983 0,1214 0,1460
ср, доли ед. Рр, доли ед. 0,2905 0,2896 0,2895 0,2880 0,2840 0,2797 0,2739 0,2677
0,0224 0,0227 0,0229 0,0232 0,0242 0,0254 0,0267 0,0281
Су, руб./т 1,139 1,172 1,201 1,237 1,269 1,300 1,331 1,361
<2э, т/год 203 130 212 040 220 350 229 700 238 380 246 900 255 270 263 480
399
Рис. 8.36. Зависимость между прибылью иа
1 т балансовых запасов (Пр) и разубожи-
ванием руды (р) в рассматриваемом вари-
анте очистной выемки
Зависимость между показателями
прибыли на 1 т балансовых запасов и
разубоживанием руды в рассматривае-
мом варианте выемки, построенная на
основе выполненных расчетов, приведена
на рис. 8.36 (кривая 1). Как следует из
результатов расчетов, оптимальное разу-
боживание руды составляет 9,83 %, а со-
ответствующее ему значение оптималь-
ных потерь руды 46,42 %. Для обеспече-
ния такого уровня разубоживания и по-
терь необходимо подрезать из кровли и
почвы пласта слои породы средней мощ-
ностью по 0,2 м (см. подвариант № 6 в
табл. 8.35).
Пример 2. Выбрать рациональный ва-
риант выемки для пласта Красный-П
мощностью 5,5 м в условиях Первого Бе-
резниковского рудника.
Решение. Рассмотрим, например, три
условных технически возможных и отве-
чающих условиям безопасности варианта
выемки. Построим для каждого из вари-
антов зависимость между величинами
прибыли на 1 т балансовых запасов и ра-
зубоживанием руды аналогично решению
примера 1 (рис. 8.36). Как следует из
рис. 8.36, условный вариант 3 имеет наи-
большую прибыль с 1 т балансовых за-
пасов (Пр3>Пр1>»Пр2). Поэтому этот
вариант является наиболее эффективным
из рассмотренных.
401
26 Зак. 167
8.9. ВЫБОР РАЦИОНАЛЬНОЙ ФОРМЫ ПОПЕРЕЧНОГО
СЕЧЕНИЯ ОЧИСТНОЙ КОМБАЙНОВОЙ ВЫРАБОТКИ
По методике, изложенной в разд. 8.8, могут быть определены
многие технологические параметры очистной комбайновой вы-
емки, в том числе и наилучшая (с позиции полноты и качест-
ва использования запасов минерального сырья) форма попе-
речного сечения камеры для конкретных условий разработки и
наилучшая форма поперечного сечения исполнительного органа
вновь создаваемого комбайна. Однако для уменьшения объема
и времени вычислений целесообразно из множества разных
форм сечений отобрать несколько наиболее конкурентноспособ-
ных и уже из них на основе полной технико-экономической
оценки выбрать наилучшую. При предварительном отборе форм
сечений выработок удобнее использовать более простые методы
экономической или эквивалентной ей оценки. Так как форма
поперечного сечения комбайновой выработки является одним из
определяющих факторов, влияющих на величину потерь и
разубоживания руды, то предварительный отбор форм сечений
выработок может быть выполнен на основе показателя, отра-
жающего экономический критерий «минимальный ущерб от по-
терь и разубоживания руды»:
кф = Ы-р+п, (8.263)
где N — относительная величина, показывающая, во сколько
раз ущерб от увеличения на 1 % разубоживания превышает
ущерб от увеличения на 1 % потерь руды, доли ед.; р —коэф-
фициент разубоживания, доли ед.; п — потери руды, отнесенные
к запасам камеры, доли ед.
Исходя из критерия, заложенного в показатель k$, при срав-
нении нескольких форм сечений выработок меньшему значению
этого показателя соответствует более благоприятная форма вы-
работки.
При определении величины W установлено, что наиболее
важным фактором, влияющим на экономические последствия
потерь и разубоживания руды в условиях рудников Верхне-
камского калийного бассейна, является массовая доля нераство-
римого остатка в добытой руде, зависящая, в первую очередь,
от массовой доли нерастворимого остатка в «коржах» непосред-
ственной кровли разрабатываемых пластов. Поэтому при пред-
варительной оценке форм выработок может быть использована
зависимость
N = 2,458 ехр 0,024рк, (8.264)
где ₽к — массовая доля нерастворимого остатка в первом «кор-
же» кровли разрабатываемого пласта, %.
Для условий действующих рудников могут использоваться
следующие значения величины N:
402
Березниковские рудники: БКПРУ-1—3,0—3,2; БКПРУ-2 —
6,5—7,5; БКЗ-4 —3,2—4,2.
Соликамские рудники:
СКПРУ-1—3,0—3,2; СКПРУ-2 —3,1—3,3; СКПРУ-3 —3,2—
4,0.
Коэффициенты потерь и разубоживания руды могут быть оп-
ределены как по методике разд. 8.7, так и упрощенным спосо-
бом. В' последнем случае коэффициент потерь может быть
определен по формулам:
при прямой взаимосвязи между потерями и разубоживанием
_ шп-5в+5р (8.265)
при обратной взаимосвязи между потерями и разубожива-
нием
п = 1 + , (8.266)
а коэффициент разубоживания
^=4^’ (8-267>
Ов
где а — ширина выработки в наиболее широкой части, м; тп,
т—мощность слоя потерь и пласта, м; SB— площадь попереч-
ного сечения выработки в проектных контурах выемки, м2; Sp",
Sp — площади поперечного сечения подрезаемой породы при
отклонении кровли и почвы выработки, соответственно, в сто-
рону пласта и вмещающих пород, м2
Sp = SPK+Spn, (8.268)
SP" = SpK" + Spn", (8.269)
где к, п —индексы, обозначающие разубоживание из кровли и
почвы выработки, соответственно.
Зависящие от интенсивности складчатости угол падения
пласта в поперечном сечении камеры а (градус) и среднее от-
клонение контура выемки от проектных границ Д (м), измерен-
ное в средней части поперечного сечения камеры
‘=Ж’ <8-270)
Д = 0,15+1,85Спр3, (8.271)
где Сп, СПр — коэффициенты поперечной и продольной состав-
ляющих складчатости пласта, доли ед.
Площади поперечного сечения выработки и подрезаемой по-
роды определяют по методике разд. 8.7 либо другим известным
способом, палеткой, планиметром и пр. При выемке пласта на
полную мощность с подрезкой первого «коржа» кровли площадь
поперечного сечения выработки в проектном контуре выработ-
ки определяют, исходя из высоты выработки, равной мощности
26* 403
пласта. Коэффициенты поперечной и продольной составляющих
складчатости определяют по методике разд. 8.7.
Пример. На рудниках БКПРУ-1 и БКПРУ-2 прошли испы-
тания новые горные комбайны типа ПКЦ, образующие прямо-
угольную форму поперечного сечения камеры. В связи с этим
требуется дать сравнительную оценку прямоугольной формы
выработки по сравнению с формами выработок, образуемыми
при работе комбайнов ПК-8М и «Урал-20КС» типоразмером
20,3 м2. Для условий рудника БКПРУ-1 мощность калийного
пласта принять равной 5,5 м, складчатость пласта — умеренную
(Сп = 0,3, Спр = 0,3). Для условий рудника БКПРУ-2 мощность
пласта принять равной 4,8 м, складчатость пласта — спокойную
Сп = 0, Спр = О. Паспортное расположение выработок приведено
на рис. 8.37.
Решение. Выполним сравнительную оценку формы попереч-
ного сечения очистной камеры для условий рудника БКПРУ-1.
Определим среднее значение угла падения пласта в поперечном
сечении камеры при коэффициенте складчатости Сп = 0,3.
_ Сп 0,3 . |-.о
a = W=='W=1° •
Определим отклонения контура выработки от кровли и поч-
вы пласта
А = 0,15 +1,85Спр3 = 0,15+1,85Х0,33 = 0,2 м.
С учетом этих отклонений мощность слоя подрезки породы
из кровли и почвы пласта, а также мощность слоя потерь в
кровле и почве пласта составит:
^рк = ^Ирп = Шпк = Шпп =0,2 М,
mn = mnK + mnn = 0,2 + 0,2 = 0,4 м.
Средняя высота камеры равна средней мощности пласта
h = m—mn + mP = 5,5 м.
Найдем площади сечения очистной камеры и подрезаемой
породы в камере при отработке ее комбайном «Урал-20КС».
Воспользуемся при этом расчетными формулами табл. 8.30,
8,31, 8.32
Sb2 = 5,40/z—0,10 = 5,40Х 5,5—0,10=29,6 м2;
5Рк = 2,5трк2+1,86тРк + 0,03 = 2,5Х0,22 +1,86X0,2 + 0,03 =
= 0,5020 м;
$рк"=0;
Spn" = 3,03/Прп2 + 1,61 /Прп + 0,57 = 3,03 Х0,22 + 2,61 Х0,2 + 0,57 =
= 1,2132 м2;
Зрп" = 3,ОЗ(—0,2)2 + 2,61 (—0,2) +0,57 = 0,1692 м2;
5р = 0,5020+1,2132 = 1,7152 м2;
Sp" = 0+1,1692 = 0,1692 м2.
404
a
Рис. 8.37. Паспортные расположения выработок в пласте в условиях рудни-
ков БКПРУ-1 (а) и БКПРУ-2 (б):
/ — комбайн «Урал-20КС>, 2 — ПК-8М; 3 и 4 — ПКЦ
В рассматриваемом варианте предусмотрена двухслойная
выемка пласта, поэтому взаимосвязь между потерями и разубо-
живанием обратная (см. разд. 8.7.1). С учетом этого опреде-
ляем коэффициенты потерь и разубоживания руды
П j I ата—Sb+Sp' 6,1-0,4 29,6+0,1692 q
~ am 6,1-5,5 ’ ’
1,7152 n n[-_n
P = ^L=TW- = 0’0579-
Оценка формы поперечного сечения очистной камеры, отра-
ботанной комбайном «Урал-20КС»
= Мр + п = 3,1 Х0.0579 + 0,1955 = 0,3751.
Оценки форм поперечных сечений очистных камер, отрабо-
танных комбайнами ПК-8М и ПКЦ, выполнены аналогично. При
нахождении площадей элементов выработки комбайна ПК-8М
использованы соответствующие расчетные формулы табл. 8.30,
8.31, 8.32. Площади элементов выработки комбайна ПКЦ опре-
делены из известных геометрических формул. Расчет коэффи-
циента потерь при работе комбайна «Урал-20КС» в условиях
Второго Березниковского ^рудника выполнен по формуле (8.265).
Результаты расчетов представлены в табл. 8.39.
Как следует из данных табл. 8.39, из рассмотренных вариан-
тов наиболее благоприятную форму поперечного сечения имеют
камеры, отработанные комбайном ПК-8М, наименее благо-
приятную— камеры, отработанные комбайном «Урал-20КС».
Форма поперечного сечения камер, отработанных комбайном
405
Таблица 8.39
Результаты оценки форм очистных камер
Показатели Результаты для условий Первого Березниковского рудника Результаты для условий Второго Березниковского рудника
«Урал-20КС> ПК-8М ПКЦ* «Урал-20КС> ПК-8М ПКЦ* ПКЦ**
1 2 3 4 5 6 7 8
а, м 6,1 3,2 4,5 6,1 3,2 4,5 4,5
т, м 5,5 5,5 5,5 4,8 4,8 4,8 4,8
SB, м2 29,600 15,925 24,750 20,33 13,86 19,35 21,60
Sp, м2 1,7152 0,7380 2,0192 0,7609 0,4160 0,675 1,35
Sp", м2 0,1692 0 0,2196 0 0 0 0
п, доли ед. 0,1955 0,1679 0,0816 0,3317 0,1872 0,1667 0,1250
р, доли ед. 0,0579 0,0463 0,0816 0,0374 0,0300 0,0375 0,0625
k$, доли ед. 0,3751 0,3114 0,3346 0,5935 0,3972 0,4292 0,5625
* Выемка на полную мощность пласта.
** Выемка с оставлением защитной снльвннитовой пачки мощностью 0.5 м.
ПКЦ, по предпочтительности занимает промежуточное положе-
ние.
Следует еще раз подчеркнуть, что в рассмотренном примере
выполнена сравнительная оценка только форм поперечных се-
чений очистных камер, образуемых при работе разными типами
комбайнов, а не оценка эффективности применения самих этих
комбайнов.
9. ТЕХНИЧЕСКИЕ ХАРАКТЕРИСТИКИ
ГОРНОГО ОБОРУДОВАНИЯ
9.1. ЗАБОЙНОЕ ОБОРУДОВАНИЕ
Комбайн «Урал-20КСА» предназначен для механизированной
добычи калийных солей и проведения подготовительных выра-
боток площадью сечения от 15,0 до 20,2 м2.
Исполнительный орган комбайна состоит из двух планетар-
но-дисковых рабочих частей, верхнего барабанного отбойного
органа и бермовых фрез с транспортирующими шнеками и
концевыми отрезными барабанами (рис. 9.1).
Грузчик отбитой руды смонтирован в центре комбайна и
оснащен двухцепным скребковым конвейером. Хвостовая (при-
водная) часть грузчика может опускаться и подниматься на
угол до 14°, а также имеет поворот в горизонтальной плоскости
на угол до 40° в обе стороны.
406
Все агрегаты и узлы комбайна смонтированы на гусеничных
ходовых тележках с гидравлическим приводом. Электрообору-
дование комбайна изготовлено в рудничном взрывобезопасном
исполнении.
Техническая характеристика
Производительность, т/мин ............................... 5,0
Размеры выработок, м:
ширина.....................................................5,5; 5,8; 6,1
высота...................................................3,1; 3„4; 3,7
Площадь сечения, м2......................................15,3; 17,9; 20,1
Угол наклона выработки, градус................................. ±12
Числе оборотов водила в минуту................................. 3,3
Число оборотов фрезерующих дисков в минуту.................... 41,71
Скорость резания, м/с......................................... 2,54
Диаметр дисков, мм ...................................... 10(0,0; 1200
Забурник...................................................плоско-пла-
иетарный
Диаметр шиеков, мм ... ........................................ 600
Число оборотов шиеков в минуту................................. 45
Скорость резания шнеками, м/с................................. 1,41
Диаметр бермовых фрез, мм..................................... 11О0
Число оборотов бермовых фрез в минуту......................... 24,2
Скорость резаиия бермовыми фрезами, м/с..................... 1,34
Угол наклона выработки, градус................................. ±12
Скорость движения, м/ч:
рабочая..................................................... 0—20
маневровая................................................... 120
Клиренс, мм.................................................... 210
Суммарная мощность электродвигателей, кВт................... 533.4
Исполнение электрооборудования ................................ РВ
Основные размеры, мм;
длина........................................................ 1,1500
ширина по отрезным дискам................................ 5100—5200
высота................................................. 2900—3800
Масса, т................................................... 78; 80; 82
Изготовитель—Копейский машиностроительный завод имени
С. М. Кирова
Комбайн «Урал-ЮКСА» предназначен для проходки подго-
товительных выработок и очистной выемки калийных пластов.
Комбайн оснащен исполнительным органом планетарного
типа, имеет ступенчатую регулировку по мощности пласта и
может быть настроен на проходку выработок высотой 2,2; 2,4
или 2,6 м без применения сменных узлов, диапазон дополни-
тельного бесступенчатого регулирования при каждой высоте
выработки составляет 0,1 м.
Исполнительный орган комбайна состоит из Двух планетар-
но-дисковых рабочих частей, верхнего барабанного отбойного
рабочего органа и бермовых фрез с транспортирующими шне-
ками и концевыми отрезными барабанами (рис. 9.2).
Грузчик отбитой руды смонтирован в центре комбайна и
оснащен двухцепным скребковым конвейером. Хвостовая (при-
водная) часть грузчика может опускаться и подниматься на
угол до 14°, а также имеет поворот в горизонтальной плоскос-
ти на угол до 40° в обе стороны.
408
ej
2
«j
Q.
I
X
»s
я
*©
s
S;
£«
h
о О
в«
&S
§й
isS
X
X
СЧ
Q
X
a.
z
<y
sc
u
о
A
&
ex
° I
X 1
co
О *"
О л
д M.
Йе
X
Д® I
§§г
£з
Все агрегаты и узлы комбайна смонтированы на гусеничных
ходовых тележках с гидравлическим приводом. Электрообору-
дование комбайна изготовлено в рудничном взрывобезопасном
исполнении.
Техническая характеристика
Производительность, т/мин................................... 4,0
Размеры выработок, м:
ширина.....................................................4,0; 4,2; 4,4
высота...................................................2,2; 2,4; 2,6
Площадь поперечного сечения выработки, м2..................8,3; 9,4; 10„5
Угол наклона проходимой выработки, градус................... ±12
Минимальный радиус закругления выработки, м . . . . . 15
Величина подъема и опускания фрез относительно опорной
поверхности гусениц, мм....................................... ±110
Максимальная скорость резания, м/с.......................... 2,54
Максимальная скорость движения, м/ч.......................... 120
Клиренс, мм................................................... 210
Питающее напряжение, В........................................ 660
Число питающих кабелей......................................... 2
Число электродвигателей....................................... 11
Суммарная установленная мощность, кВт......................... 465
Исполнение электрооборудования................................ РВ
Основные размеры, мм:
длина..................................................... 12300
ширина..................................................... 2290
высота................................................. 2200; 2400;
2600
Масса, т . .................................................. 63
Изготовитель — Копейский машиностроительный завод им.
С. М. Кирова
Комбайн ПК-8МА предназначен для добычи калийных солей
и проведения нарезных и подготовительных выработок по ка-
лийным и каменным солям.
Комбайн ПК-8МА состоит из исполнительного органа, при-
вода отбойного органа, бермовых фрез, отрезных барабанов,
ходовой гусеничной тележки, вертикального распорного устрой-
ства, отгораживающего лобового щита, маслобака, конвейера
с пылеотсасывающей установкой (с рукавным фильтром), гид-
росистемы, магнитной станции, электрооборудования и системы
управления (рис. 9.3).
Комбайн оснащен роторным отбойным органом, имеющим
бур и четырехлучевую крестовину. Бур и крестовина снабжены
тангенциальными резцами Д6.22. С помощью бермовы^ фрез и
отрезных барабанов круглая выработка приобретает арочную
форму.
Техническая характеристика
Производительность, т/мнн...................................... 4,2
Габариты выработки, мм:
ширина (максимальная)......................................... 3000; 3200
высота...................................................... 3000; 3200
Площадь сечения, м2............................................ 8,1; 8,9
Угол наклона проводимой выработки, градус...................... +15
410
о
.хо
Минимальный радиус закругления проводимой выработки, м 25
Исполнительный орган ............ ....................... Буровой
Частота вращения бура, мии-1:
наружного................................................ 6,25
внутреннего............................................... 1,2,65
Мощность двигателей, кВт................................ 220
Бермовые фрезы:
Частота вращения, мин-1.................................. 23,3
Величина подъема и опускания бермовых фрез относи-
тельно опорной поверхности, мм......................... +150
Отрезное устройство:
Частота вращения, мин-1.................................... 42,2
Мощность электродвигателя привода бермовых фрез, от-
резного устройства, маслонасосов, кВт.................. 70
Ходовая часть:
тип......................................................Гусеничный
скорость движения комбайна, м/ч:
рабочая.................................................. 2—12
маневровая .......................................... 30—180
среднее удельное давление на почву, Па:
при работе без распора................................. 2,05
при работе с распором..................................... 2,48
скорость движения, м/ч:
рабочая................................................ 0—12
маневровая............................................ 30—180
электрическая часть:
напряжение в сети, В...................................... 660
общая установленная мощность, кВт........................ 370,5
Исполнение электрооборудования................................. РВ
Основные размеры, мм:
длина (в транспортном положении)........................... 9200
ширина (по гусеничному ходу)................................ 2150
ширина (по отбойному органу в транспортном положении) 2830; 3030
Масса, т................................................... 58,8; 59,8
Изготовитель—Ясиноватский машиностроительный завод
Горная масса из призабойного пространства четырьмя ков-
шами, установленными на крестовине отбойного органа, пода-
ется на ленточный конвейер комбайна и перегружается в бун-
кер-перегружатель или самоходный вагон.
Шахтный самоходный вагон 5ВС-15М предназначен для
приема руды от комбайна, временного ее накопления и доставки
от забоя до мест перегрузки на участковые или общерудничные
средства транспорта. Основными узлами вагона являются ку-
зов с донным скребковым конвейером, привод конвейера и
маслонасосов, ходовая часть, привод хода, кабелеприемное
устройство, кабина водителя, гидро- и электросистема
(рис. 9.4).
Техническая характеристика
Грузоподъемность, т............................................ 15
Вместимость кузова, м3:
без дополнительных бортов.................................... 8,6
с дополнительными бортами................................... 11,0
Наибольшая скорость передвижения на горизонтальном участке
пути, км/ч:
с грузом.................................................. 7,5
без груза................................................. 10
412
1
2
Рис. 9.4. Шахтиый самоходный вагон 5ВС-15М:
/ — борт; 2 — кабина; 3 — планетарный редуктор; 4, 5—передний н задний мосты; 6 —
стояночный тормоз; 7— редуктор; 8 — электродвигатель
Емкость кабельного барабана, м................................... 200
Наибольший уклон, преодолеваемый груженым вагоном, градус . . 15
Радиус поворота по наружному габариту, м........................... 7,7
Основные размеры, мм:
длина.......................................................... 8200
ширина.......................................................... 2500
высота ..........................................................1650
Установленная мощность электродвигателей, кВт...................... 112
Исполнение электрооборудования..................................... РВ
Масса, т.......................................................... 17,7
Изготовитель — Воронежский завод горно-обогатительного оборудо-
вания
Шахтный унифицированный самоходный вагон ВС15Э пред-
назначен для доставки горной массы от комбайна, бункера-пе-
регружателя или погрузочной машины и разгрузки ее в рудо-
спуске или на конвейер при ведении проходческих или добычных
работ в условиях калийных рудников (рис. 9.5). Область приме-
нения следующая.
Рис. 9.5. Шахтный унифицированный самоходный вагон ВС15Э:
413
Ширина выработки, не менее, м....................................3,0
Высота выработки, не менее, м....................................2,6
Производительность комбайнов в комплексах с использованием ва-
гонов, т/мин...................................................4—5
Наибольшая длина откатки без переключения кабеля, м..............400
Техническая характеристика
Грузоподъемность, т........................................ 15
Вместимость кузова, м3:
базовой модели.............................................. 11,6
с надставными бортами....................................... 15,0
Производительность разгрузки, т/с........................ 2,0
Скорость движения по горизонтальному пути (наибольшая),
км/ч........................................................ 9,2
Радиус поворота по наружному габариту, м................. 9,0
Наибольший преодолеваемый уклон при коэффициенте сцеп-
ления, градус:
/ = 0,4...................................................... 12
/=0,6 (на участке длиной до 40 м)................... 15
Высота разгрузки, мм.......................................... 0—400
Дорожный просвет, мм........................................... ЗОЮ
Напряжение сети, В.........................................6ЮЮ или 1140
Установленная мощность, кВт.................................... 125
Основные размеры, мм:
длина .................................................... 8850
ширина...................................................... 2500
высота (базовая)............................................ 1600
Шахтный унифицированный самоходный вагон ВС25Э пред-
назначен для безрельсовой транспортировки отбитой горной мас-
сы от добычного или погрузочного агрегата до перегрузочных
пунктов на скребковые или ленточные конвейеры, рудоспуски
и т. д., а также для доставки в забои обратным ходом материа-
лов оборудования (рис. 9.6).
Вагоны могут работать в комплексе с комбайнами,
бункерами-перегружателями, погрузочными машинами, питате-
лями и т. д.
Ширина выработки, не менее, м............................ 3,5
Высота выработки, не менее, м............................ 2,6
Угол наклона почвы, не более, градус:
продольные на длине до 20 м.............................. 15
поперечные........................................ .... 5
наибольшая длина откатки без переключения кабеля, м . . 400
максимальный размер кусков, не более, мм............... 800
Техническая характеристика
Грузоподъемность, т ............................................ 25
Скорость движения по горизонтальному пути с грузом, км/ч . . 9,0
Производительность разгрузки при угле подъема разгрузочной кон-
соли конвейера до 5°, т/с......................................0,17
Вместимость кузова, м3.........................................18,4
Емкость кабельного барабана, м . . . .......................... 200
Дорожный просвет, мм.......................................... 300
Радиус поворота по наружному габариту, м................... 10,6
Наибольший преодолеваемый уклон (градус) при коэффициенте
сцепления колес с почвой:
/=0,45........................................................ 12
/=0,6 (на участке длиной до 40 м)............................. 15
414
Рис. 9.6. Шахтный унифицированный самоходный вагон ВС25Э
Наибольшая высота разгрузки, мм................................1295
Суммарная установленная мощность, кВт.......................... 162
Исполнение электрооборудования.................................. РВ
Напряжение сети, В............................................. 660
Основные размеры, мм:
длина ....................................................... 9910
ширина...................................................... 2800
высота..................................................... 1985
Масса, т......................................................... 20
Изготовитель — Воронежский завод горно-обогатительного обору-
дования
Бункер-перегружатель БП-14А предназначен для обеспече-
ния непрерывной работы комбайновых комплексов, состоящих
из комбайнов проходческо-очистного типа и самоходных ваго-
нов грузоподъемностью до 15 т.
Размеры горных выработок, в которых возможна эксплуата-
ция бункера, должны быть следующие: ширина — не менее 3 м,
высота — не менее 2,1 м, угол наклона почвы на длине до 15 м
не более 12°.
Бункер представляет собой бункер-кузов, со встроенным в
его днище скребковым конвейером (рис. 9.7).
Кузов состоит из основной рамы с бортами, промежуточной
рамы с бортами и концевой секции. Кузов установлен на коле-
415
I
сах и мосте. Концевая секция крепится к промежуточной раме
шарнирно и регулируется по высоте изменением угла наклона
при помощи гидроцилиндров.
Приводная станция конвейера состоит из планетарного и ци-
линдрического редуктора и имеет две ведущие звездочки, при-
водящие в движение скребковую цепь.
Технические характеристики
Производительность по перегрузке руды, т/с................... 0,37
Время разгрузки, с, не более.................................. 40
Вместимость бункера, м3....................................... 13
Грузоподъемность, т.......................................... 16
Установленная мощность, кВт................................... 33
Радиус поворота, м........................................... 10,0
Основные размеры, мм:
длина..................................................... 8800
ширина................................................ 2200—2800
высота.................................................... 1900
Масса, т . ................................................... 10
Разработчик— Пермгипрогормаш
Изготовитель—Пермский завод ГШМ.
Бункер-перегружатель самоходный БПС-22 предназначен для
использования в составе добычных и проходческих комбайно-
вых комплексов при разработке калийных и других месторож-
дений подземным способом.
Бункер-перегружатель (бункер) рассчитан для работы с
комбайнами типа «Урал-20КС» и самоходными вагонами грузо-
подъемностью 25 т. Бункер обеспечивает прием руды от ком-
байна, накапливание ее в количестве, достаточном для загруз-
ки самоходного вагона с последующей выгрузкой накопленной
массы в самоходный вагон в режиме автоматического управле-
ния.
Бункер эксплуатируется в подземных выработках шириной
не менее 5,1 м и высотой не менее 3,1 м. Исполнение электро-
оборудования рудничное взрывозащищенное.
Бункер БПС-22 представляет собой бункер-кузов, со встро-
енным в его днище скребковым конвейером на пневмоколесном
ходу (рис. 9.8).
Кузов состоит из подвижной и неподвижной частей, соеди-
ненных между собой шарнирной осью. Рама неподвижного ку-
зова имеет съемные борта. Рама подвижного кузова и конце-
вая секция имеют между собой болтовое соединение.
В торцевой части рамы неподвижного кузова со стороны за-
грузочной части установлен привод конвейера. Подвижная
часть кузова бункера поворачивается вокруг горизонтальной
оси с помощью двух гидроцилиндров, обеспечивая подъем раз-
грузочной консоли донного конвейера на высоте 2,5—3,6 м.
Передвижение бункера осуществляется от двух ведущих
пневмоколес, получающих вращение через бортовые редукторы
от индивидуальных гидродвигателей.
27 Зак. 157 41 7
Крепление приводов хода на раме неподвижного кузова —
жесткое, а передних колес на раме переднего моста — балансир-
ное. Ведущие колеса оборудованы стояночными тормозами
с пружинным замыканием.
Во время отбойки руды бункер прицепляется к комбайну и
движется вместе с ним на жесткой сцепке (ходовая часть бун-
кера в этом случае отключена). После отработки камеры бункер
отцепляется от комбайна и выходит из камеры собственным хо-
дом. Питание привода хода при передвижении бункера собствен-
ным ходом осуществляется по кабелю через штепсельную муфту
от комбайна или самоходного вагона.
Для обеспечения непрерывной работы комбайна в период
выгрузки руды из бункера в самоходный вагон на бункере уста-
новлен специальный перекрыватель для приема руды в период
зачистки бункера. Объем перекрывателя рассчитан на прием
руды от комбайна в зависимости от его производительности в
течение 20—40 с. Управление бункером автоматическое.
Техническая характеристика
Производительность по перегрузке руды (максимальная), т/ч 0„36
Время разгрузки, «............................................ 70
Вместимость бункера, м3 ...................................... 16
Грузоподъемность, т........................................... 22
Установленная мощность, кВт................................... 59
Высота разгрузочной части по нижией кромке рамы конвейера
(максвмальная), нм................................... . 1700
Радиус поворота яо наружному габариту, м...................... 9,0
Скорость передвижения, м/мии.................................. 7,6
Дорожный просвет, мм.......................................... 270
Основные размеры, мм;
длина..................................................... 11000
ширина . . . .............................................. 3000
высота ... 2800
Масса, т . ................................................... 15
Разработчик— Пермгипрогормаш.
Установка бурильная шахтная УБШ-505 предназначена для
бурения шпуров в очистных и подготовительных выработках ка-
лийных рудников Верхнекамского месторождения при камерной
системе разработки.
Установка представляет собой самоходную машину на гусе-
ничном ходу, оснащенную длинноходовой бурильной машиной
вращательного действия, установленной на стреловом манипу-
ляторе. Конструктивное исполнение установки позволяет бурить
горизонтальные шпуры в очистных забоях калийных рудников
при камерной системе разработки. Манипулятор установки
обеспечивает горизонтальное положение бурильной машины
при обуривании с одной установки забоя сечением 7X8,5 м
(рис. 9.9).
На ходовой части расположены маслостанция, служащая
источником питания всех гидроэлементов установки, и компрес-
сорная установка, предназначенная для получения сжатого воз-
27* 419
Рис. 9.9. Установка бурильная шахтная УБШ-505:
/ — электрооборудование; 2 — гидрооборудованне; 3 — пневмооборудованне; 4 — ходовая часть; 5 — манипулятор; « — бурильная машина
духа, идущего на продувку шпуров и вынос штыба при буре-
нии.
Управление установкой осуществляется со стационарного
пульта управления, над которым установлен защитный козы-
рек.
Техническая характеристика
Зона бурения, м:
по высоте от опорной поверхности ...........................
по ширине...................................................
Диаметр шпура, мм.............................................
Глубина шпура, м..............................................
Скорость бурения, м/мин.......................................
Скорость передвижения установки (максимальная), км/ч . . . .
Преодолеваемый подъем, градус.................................
Радиус поворота (минимальный), м:
внутренний ...................................................
внешний.....................................................
Основные размеры, мм:
длина ........................................................
ширина......................................................
высота .....................................................
Масса, т . . .................................................
Разработчик — Пермгипрогормаш.
7,0
8,5
42
5,0
8,0
0,5
8,0
12 000
2500
12000
15
Установка бурильная шахтная УБШ-506 предназначена для
бурения шпуров и установки анкерной крепи в очистных и под-
готовительных выработках калийных рудников Верхнекамского
месторождения при камерной системе разработки. Кроме того,
установка предназначена для бурения скважин диаметром 42 мм
с наращиванием бурового става.
Установка представляет собой самоходную машину на гусе-
ничном ходу, оснащенную длинноходовой двухшпиндельной ма-
шиной вращательного действия, установленной на стреловидном
манипуляторе. Манипулятор, в свою очередь, закреплен на раме
ходовой части (рис. 9.10).
Конструктивное исполнение установки позволяет производить
бурение шпуров и установку винтовых анкеров в пробуренный
шпур, а также обеспечивает возможность бурения скважин диа-
метром 42 мм с наращиванием бурового става в забоях горных
выработок.
Манипулятор обеспечивает бурение шпуров и скважин и уста-
навливает винтовые анкеры с наклоном в поперечной плоскости
на угол ±30° и в продольной плоскости на угол ±15°.
Источником питания всех гидроэлементов установки является
маслостанция, установленная на ходовой части. Компрессорная
установка, расположенная также на ходовой части, служит для
продувки шпуров и выноса бурового штыба при бурении, а так-
же для обеспечения работы пневмопривода разворота бурильной
машины. Управление установкой осуществляется с выносного
пульта, который может располагаться в кабине ходовой части,
а также на подъемной площадке манипулятора. Управление пе-
421
редвижением бурильной установки осуществляется только из
кабины.
Установка снабжена системой автоматического управления
процессами бурения шпуров и установки винтовых анкеров.
Техническая характеристика
Производительность, анкер/ч...................................... 26
Высота закрепляемой выработки, не менее, м.............. 8
Ход подачи бурильной головки, м............................... 1,8
Скорость передвижения установки (максимальная), км/ч............. 1,1
Преодолеваемый подъем, градус.................................... 20
Радиус поворота (минимальный), м:
внутренний ................................................... 0,5
внешний........................................................ 8,0
Основные размеры, мм:
длина.......................................................... 10 500
ширина........................................................2500
высота....................................................... 2000
Масса, т . ...................................................... 15
Разработчик — Пермгипрогормаш.
Бурильная установка PEC24.IFR.D6.E60 предназначена для
бурения шпуров в очистных выработках. Установка является
полностью гидрофицированной. Она оснащена дизельным приво-
дом для передвижения и электрогидравлическим для выполне-
ния операций по бурению шпуров.
Установка состоит из шасси на пневматических колесах, ка-
бины с пультом управления и одного стреловидного манипуля-
тора с бурильной машиной (рис. 9.11).
Удаление буровой мелочи из шпуров в процессе их бурения
осуществляется воздушно-водяной продувкой.
Техническая характеристика
Привод ходовой части....................................Дизельный
двигатель
Тип........................................................ F6L 912
ГДЕИЦ
Мощность, кВт........................................... 61
Привод буровой части....................................Электродви-
гатель
Мощность, кВт................................................ 45
Диаметр шпура, мм............................................ 40
Глубина шпура, .............................................. 5,5
Число оборотов бурового инструмента, мин-1............... 36014-1440
Скорость подачи, м/мнн:
рабочая ..... ............................................. 11
маневровая................................................. 22
Число манипуляторов .......................................... 1
Скорость передвижения, км/ч:
первая.................................................. 4,75
вторая.................................................... 1,0,0
Радиус поворота, м:
внутренний............................................... 3,8
наружный . ................................................ 8„2
Дорожный просвет под передним мостом, мм.................... 350
Размеры в транспортном положении, мм:
423
Рис. 9.11. Бурильная установка PEC24.IFR.D6.E60:
I — бурильная машина; 2 — манипулятор; 3 — ходовая часть; 4~ кабина машиниста с пультом управления; 5 —кабельный барабан;
ная с&кння * ’
длина.................................................. 11 000
ширина................................................... 2400
высота................................................. 2700
Масса, кг................................................. 1470
Изготовитель — фирма «Секома» (Франция).
У становка. для крепления кровли анкерами PEC24.IBR.D6.E60
предназначена для бурения шпуров под анкеры, установку вин-
товой анкерной крепи, оборки от заколов кровли и стенок вы-
работок ручным инструментом с подъемной площадки. Установ-
ка оснащена дизельным приводом для передвижения и электро-
гидравлическим приводом для выполнения операций по буре-
нию шпуров и установке анкеров.
Установка состоит из шасси на пневматических колесах, ка-
бины с пультом управления и одного стреловидного манипуля-
тора с буровой турелью и подъемной площадкой (рис. 9.12).
Удаление буровой мелочи из шпура в процессе бурения осу-
ществляется воздушной продувкой. Установка оснащена систе-
мой улавливания пыли.
Техническая характеристика
Производительность, анкер/ч............................... 20
Привод ходовой части...................................... Дизель
Тип двигателя.................................................Дейц F6L
912И7
Мощность, кВт.................................................. 61
Привод буровой части........................................ Электри-
ческий
Мощность электродвигателя, кВт................................. 45
Глубина шпура, м.............................................. 1,88
Диаметр шпура, мм............................... 26—40
Скорость вращения бурового инструмента, мин"1............. 435—875
Скорость вращения винтового анкера при установке, мин"1 . . 135—520
Скорость подачи бурового инструмента, м/мин............... 6—13,5
Скорость отвода бурового инструмента, м/мин............... 26
Вылет стрелы при вертикальном положении турели, м:
при высоте выработки 7 м................................. 4,5
при высоте выработки 8 м................................... 3,8
Скорость передвижения, км/ч:
первая..................................................... 4,75
вторая...................................................... 1'0,0
Радиус поворота, м:
внутренний................................................... 3,8
наружный..................................................... 8,0
Дорожный просвет под передним мостом, мм....................... 350
Размеры в транспортном положении, мм:
длина...................................................... 10500
ширина ..................................................... 2400
высота...................................................... 2700
Масса, кг..................................................... 13750
Изготовитель — фирма «Секома» (Франция).
Самоходная бурильная установка SB-2/2 предназначена для
бурения шпуров в очистных выработках калийных рудников.
425
9900
426
Установка включает ходовую и рабочую части (рис. 9.13)'.
Пневмоколесная ходовая часть имеет поворотные передние
колеса, кабину управления и дизельный двигатель. Рабочая
часть установки включает стреловой манипулятор с длиннохо-
довой вращательной бурильной машиной, маслостанцию с
электрическим приводом и кабельным барабаном и систему
воздушно-водяной продувки. Исполнение электрооборудования
.взрывозащищенное.
Техническая характеристика
Тип.................................... I
Глубина шпура, м.............................. 5,4
Диаметр шпура, мм............................. 37
Число вращения инструмента, мии-1 . . . 1200
Крутящий момент, Нм........................... 140
Усилие подачи, кН............................. 8,5
Скорость подачи, м/мин:
максимальная.............................. 12,0
минимальная................................. 3,0
Максимальная скорость возврата бурового
инструмента, м/мин.......................... 4Q.0
Дизельный двигатель........................ 4KVD12.5
Мощность, кВт................................. 51
Скорость передвижения, км/ч: Движение
вперед
первая . ................................... 2,9
вторая...................................... 5,5
третья...................................... 9,6
четвертая.................................. 15,8
II
7,25
37
990
180
13,0
а,4
2,1
28,0
Задний ход
2,3
4,3
7.6
Радиус поворота, м:
внутренний ... .......................
наружный............ ...............
Дорожный просвет, мм..................
Размеры в транспортном положении, мм:
длина..................................... 11400
ширина................................
высота ...............................
Масса, кг.................................... 5400
Изготовитель — машиностроительный завод
«Дитлас» (бывшая ГДР).
3.95
7,88
290
11650
2550
1822
11550
Самоходная установка для крепления кровли анкерами AB1I
предназначена для крепления кровли анкерами в рудниках ка-
лийной и соляной промышленности.
Установка состоит из пневмоколесной ходовой части с ди-
зельным приводом передвижения и электрическим при выпол-
нении работ по креплению кровли (рис. 9.14).
В особых случаях возможно использование дизельного дви-
гателя для осуществления работ по креплению кровли.
Техническая характеристика
Дизельный двигатель....................................4KVD12.5
Мощность, кВт.......................................... 51
Скорость передвижения, км/ч (максимальная)................. 9,6
Преодолеваемый подъем, градус.......................... 21
427
I
Рис. 9.14. Самоходная установка для креплении кровли анкерами АВ1:
1 — рама; 2—электродвигатель; 3 — опорные гндроцнлнндры; 4 — дизельный двигатель: 5—кабельный барабан; 6 — манипулятор; 7—буровая
турель; 8 — гндроцнлнндры манипуляторов
Зона бурения, м:
по высоте .................................................. 9,2
по ширине.............................................. 11,4
Длина анкера, мм......................................... 1200—1450
Крутящий момент шпинделя, иМ:
бура........................................................ 180
анкера....................................................... 245
Частота вращения шпинделя, мин-1:
бура........................................................ 875
анкера....................................................... 160
Скорость подачи бура, м/мин............................. 0—7,5
Производительность установки, анкер-ч......................... 13,3
Основные размеры в транспортном положении, мм:
длина...................................................... 8400
ширина ..................................................... 2560
высота...................................................... 2090
Масса, т...................................................... 11,8
Изготовитель — машиностроительный завод «Дитлас» (бывшая
ГДР).
Бурильная установка БУА-ЗС-02 предназначена для бурения
шпуров в породах с коэффициентом крепости f = 8 и применя-
ется при буровзрывной выемке сильвинитовых пластов АБ
и В.
Установка состоит из гусеничной ходовой части с пультом
управления, одного манипулятора и вращательной бурильной
машины. Податчик цепной с гидроциклоном и удвоителем хода.
Манипулятор обеспечивает бурение шпуров с отклонением до
90° от продольной оси бурильной установки (рис. 9.15).
Техническая характеристика
Глубина шпура, м.............................................. 2,5
Частота вращения шпинделя, мин-1 . . ,.............. 1350
Усиление подачи, кН.......................................... 10,4
Максимальная скорость подачи, м/мин.......................... 15
Привод:
ходовой части ........................................... Электри-
ческий
бурильной машины ..................................... Электри-
ческий
Рис. 9.15. Бурильная установка БУА-ЗС-02:
1 — бурильная машина; 2 — податчик; 3 — манипулятор; 4 — ходовая часть; 5 — пульт
управления
429
Установленная мощность, кВт................................... 30
Скорость передвижения, км/ч................................... 1,1
Преодолеваемый подъем, градус................................. 10
Основные размеры в транспортном положении, мм:
длина..................................................... 7100
ширина..................................................... 1450
высота.................................................... 1400
Масса, т...................................................... 5,4
Изготовитель — Копейский машиностроительный завод им.
С. М. Кирова
Бурильная установка УБШ-208 (2УБН-2П) предназначена
для бурения крепких пород в выработках сечением более 6,7 м2.
Установка состоит из пневмоколесной ходовой тележки,
маслостанции, двух манипуляторов с вращательно-ударными
бурильными машинами типа ПК-50 (рис. 9.16).
Применяется на калийных рудниках для бурения карналли-
товых пород. При этом производится переоборудование устано-
вок с монтажом на раме ходовой тележки дополнительной
пневмомаслостанции и заменой пневмодвигателя механизма по-
дачи на гидродвигатель и ударно-вращательной машины на
гидродвигатель.
Техническая характеристика
Число бурильных машин ......................................... 2
Бурильная машина...........................................Пневмати-
ческая
Податчик................................................... Цепной
с гидродви-
гателем
ДАР-5
Частота вращения шпинделя, мин-1......................... 100—150
Глубина бурения, м....................................... 2,5
Усилие подачи, кН.............................................. 7
Максимальная скорость подачн, м/мин............................ 3
Ходовая часть .............................................Пневмоко-
лесная
Привод ходовой части.......................................Пневмати-
ческий
Расход сжатого воздуха, м3/мин *.............................. 25
Скорость движения, км/ч........................................ 3
Преодолеваемый подъем, градус............................... 15
Основные размеры в транспортном положении, мм:
длина...................................................... 6800
ширина..................................................... 1500
высота ..... ............................................ 1450
Масса, т...................................................... 6,3
Изготовитель — Дарасунский завод горного оборудования
* При бурении шпуров бурильными машинами ударно-вращательного бурения типа
ПК-50.
Станок вращательного бурения СВБ42-20/80 предназначен
для вращательного бурения скважин, образующих круговой
конусный веер в подземных горных выработках площадью се-
чения от 10,5 до 16,5 м2.
430
Рис. 9.17. Станок вращательного бурения СВБ 42-20/80:
/ — бурильная машина; 2 — манипулятор; 3 —ходовая часть; 4 — электрооборудование;
5 — гидрооборудоваиие; 6 — боковой распор
Станок состоит из вращательной бурильной машины, мани-
пулятора, ходовой части и электрического и гидравлического
оборудования и боковых распоров ^рис. 9.17).
Бурильная машина имеет раздельные приводы на вращение
и подачу, обеспечивает надвиг на забой, поворот вокруг вер-
тикальной оси манипулятора на ±180° и наклон в вертикаль-
ной плоскости на ±70°. Ходовая часть на пневмоколесах с бор-
товым поворотом. Управление операциями производится с пуль-
та управления, расположенного на рабочей площадке.
Техническая характеристика
Зона бурения по высоте от опорной плоскости, м........... 2,5—3,7
Зона бурения по ширине, м................................ 3,2—4,3
Ход подачи, м............................................... 1,85
Диаметр скважин, мм............................................ 42
Глубина скважин, м............................................. 20
Техническая скорость бурения, м/ч ............................. 80
Скорость передвижения, км/ч (м/с).......................... 1,2 (0,3.)
Преодолеваемый подъем, градус.................................. 15
Основные размеры, мм:
длина....................................................... 4800
ширина...................................................... 2500
высота................................................... 1850
Масса, т....................................................... 4,0
Разработчик — Пермгипрогормаш
Изготовитель — экспериментальные механические мастерские
Пермгипрогормаша.
Самоходный станок для бурения скважин предназначен для
бурения нисходящих горизонтальных и восходящих скважин в
соляных породах диаметром до 500 мм в выработках высотой
не менее 2,7 м и шириной 4,3 м.
Станок состоит из гусеничной ходовой части 1ПНБ-2
с электроприводом и пультом управления и бурового станка
432
Рис. 9.18. Самоходный станок для бурения скважин:
/ — ходовая часть: 2 — буровой станок БГА-2М; 3 — гидроцилиидры распорной стойки;
4— пульт управления; 5 — электродвигатель; 6 — электрооборудование
типа БГД-2М с поворотным устройством и распорными стой
ками (рис. 9.18).
Техническая характеристика
Диаметр скважин, мм..................................... 390 или 500
Глубина скважин, м:
при бурении крутовосходящих скважин (45°—90°) .... 100
при бурении нисходящих, горизонтальных и восходящих
скважин с углом наклона к горизонту до 45°............ 12
Диапазон регулирования рабочей скорости подачи, м/мин . . 1,6
Маневровая скорость подачи, м/мин....................... 3,0
Тип и привод ходовой части .............................Гусеничный
с электро-
приводом
Скорость передвижения, км/ч................................... 1,2
Наибольший преодолеваемый уклон, градус, не менее ... 15
Напряжение питания, В......................................... 660
Исполнение электрооборудования................................ РВ
Размеры в транспортном положении, мм:
высота ..... ............................................. 2200
ширина................................................... 2500
длина...................................................... 5000
Масса, т...................................................... 8,0
Разработчик — Специальное конструкторское бюро самоход-
ного горного оборудования (СКВ СГО)
Станок для возведения анкерной крепи СК-25 предназначен
для механизации работ при возведении винтовой анкерной
крепи в горных выработках, проветриваемых за счет обще-
шахтной депрессии.
8 Зак. 157 433
Станок представляет собой самоходную установку на пнев-
мошинном ходу, оснащенную длинноходовой двухшпиндель-
ной бурильной машиной вращательного действия, установлен-
ной на стреловидном манипуляторе. Манипулятор закреплен на
раме ходовой части. Буровой станок обеспечивает бурение
шпура и установку в него винтового анкера при разворотах
бурильной машины (рис. 9.19).
Манипулятор позволяет устанавливать бурильную машину
с наклоном в поперечной плоскости на угол ±30° и в продоль-
ной плоскости ±15°.
На ходовой части установлена электрическая маслонапор-
ная станция для обеспечения энергоснабжения всех гидроэле-
ментов станка. Для продувки шпуров и выноса бурового штыба
в процессе их бурения служит компрессорная установка.
Управление станком осуществляется дистанционно с выносного
пульта.
Станок снабжен системой автоматического управления про-
цессами бурения и установки винтового анкера.
Техническая характеристика
Высота закрепляемой выработки, м (не менее).................. 3,2
Ширина закрепляемой выработки, м (ие менее).................. 3,2
Число бурильных машин........................................ 1
Техническая скорсть бурения по породам с f=4 при диаметре ко-
ронки 26 мм, м/с...............................................0,06
Глубина шпура, м................................................. 2
Крутящий момент, кгм............................................ 25
Скорость передвижения, км/ч.................................... 1,5
Преодолеваемый подъем, градус................................... 15
Радиус поворота станка минимальный, м:
внутренний................................................... 2,2
внешний....................................................... 4,1
Основные размеры, мм:
длина . . . ............................. 5000
ширина...................................................... 2000
высота . . . . 2300
Масса, т . 4,0
Разработчик — Пермгипрогормаш
Агрегат для возведения анкерной крепи АК-19 предназначен
для механизации работ по возведению анкерной крепи в горных
выработках калийных рудников, проветриваемых за счет обще-
шахтной депрессии.
Агрегат представляет собой самоходную установку на трак-
торном шасси Т-16М, оснащенную длинноходовой двухшпин-
дельной бурильной машиной вращательного действия, установ-
ленной па стреловидном манипуляторе. Конструктивное испол-
нение агрегата позволяет производить бурение шпуров и уста-
навливать винтовые анкеры в пробуренные шпуры при разво-
ротах бурильной машины (рис. 9.20).
Манипулятор позволяет устанавливать бурильную машину
с наклоном в поперечной плоскости на угол ±30° и в продоль-
ной плоскости на +15°. Источником питания всех гидроэлемен-
434
Рис. 9.19. Станок для возведения анкерной крепи СК-25:
1 — электрооборудование; 2 — ходовая часть; 3 — гидрооборудование; 4 — манипулятор; 5 — бурильная машина; 6 кассета для штанг
28*
Рис. 9.20. Агрегат для возведения анкерной крепи АК-19:
/ — электрооборудование; 2~ ходовая часть (тракторное шасси Т-16М); 3 — гндрооборудованне; 4 — манипулятор; 5 — бурильная машина;
тов агрегата является маслостанция, установленная на ходо-
вой части. Компрессорная установка, расположенная на ходо-
вой части, служит для продувки шпуров и выноса бурового
штыба при бурении. Управление агрегатом осуществляется с
пульта управления, расположенного на ходовой части.
Техническая характеристика
Размеры закрепляемой выработки (не менее), м:
высота ........ ............................................. 3,2
ширина........................................................ 3,2
Скорость бурения при диаметре короики 26 мм, м/мин ..... 3,6
Глубина шпура, ................................................. 2,0
Крутящий момент при завинчивании анкера, кгм.................... 25
Скорость передвижения агрегата, км/ч........................1,5—15
Преодолеваемый уклон, градус.................................... 15
Основные размеры, мм:
длина.................................................... 5000
ширина.....................................................2100
высота . . 2350
Масса, ......................................................... 4,0
Разработчик — Пермгипрогормаш
Комплекс оборудования для проходки гезенков ПГР-1А
предназначен для механизации проходки рудоспускных и мате-
риальных гезенков сверху вниз по предварительно пройденным
скважинам в подземных условиях калийных рудников.
В состав комплекса входит проходчик гезенков, лебедка
ЗЛП, пульт управления и комплект монтажных частей.
Схема работы комплекса и конструкций проходчика гезен-
ков приведена на рис. 9.21 и 9.22.
Техническая характеристика
Диаметр проводимой выработки, мм............................ I860
Диаметр направляющей скважины, мм......................... 390(500)
Угол наклона скважины (выработки), градус............... 70. . .90
Скорость проходки, м/ч....................................... 4,2
Подача на забой под действием собственного веса .... Бесступен-
чатая
Усилие подачи на забой, кН.............................. О—50
Максимальная скорость резания на рабочем органе, м/с:
внутреннем............................................... 2,54
наружном.................................................. 1,,47
Установленная мощность, кВт.................................. 90
Основные размеры, мм:
высота................................................. 2500
диаметр ................................................... I860
Масса, т..................................................... 5,0
Разработчик — Пермгипрогормаш
Электрические ручные сверла СЭР-1 предназначены для бу-
рения шпуров в углях и соляных породах. Сверло имеет дистан-
ционное 'управление и подключается к пусковым агрегатам
АПШ-1.
437
6
//z /// /// /// ///
Рис. 9.21. Схема работы
комплекса для проходки ге-
зенков ПГР-1А:
1 — лебедка ЗЛП; i—блок: 3 —
перекрытие геаеикв; 4 — преход-
чик гезенков ПГР-1А; 5 — пере-
грузочный пункт; в — пульт уп-
равления; 7 — направление дви-
жения свежей струи воздуха;
£ —выемочный штрек; 9 — отка-
точный штрек
Техническая характеристика
Напряжение, В................................................... 127
Мощность электродвигателя, кВт.................................. 1,2
Частота вращения шпинделя, мин-1................................ 750
Исполнение....................................................... РВ
Размеры, мм:
длина .......................................................... 400
ширина........................................................ 320
высота........................................................31,0
Масса, кг...................................................... 17,0
Изготовитель — Конотопский электромеханический завод
Горное пневматическое сверло СРЗ применяется при буре-
нии шпуров в условиях опасных по горючим газам карналлито-
вого пласта В.
Техническая характеристика
Диаметр буримых шпуров, мм.............................. 36—52
Частота вращения шпинделя, мин-1........................ 335; 365
Эффективная мощность, кВт............................... 1,9; 2,6
Давление сжатого воздуха, МПа........................... 0,4; 0,5
Расход сжатого воздуха, мэ/мин................................ 1,0
Габариты, мм:
длине.................................................... 345
ширина...................................................... 445
высота ..................................................... 250
Изготовитель — Ленинградский завод «Пневматика»
Погрузочные машины, предназначены для механизированной
погрузки разрыхленной гарной массы в транспортные средства.
На калийных рудниках применяются для погрузки горной мас-
сы в самоходные вагоны. Все машины относятся к группе не-
433
Рис. 9.22. Проходчик гезенков НГР-1А:
/ — фонарь; 2 —рабочие орган наружввй; 3 — рабочи* орваи внутренний; 4 — редуктор;
5—кронштейн; 6 — опора; 7 — электродвигатель; в — памеска; 9 — роликоопора
прерывного действия. Они имеют гусеаячную ходовую часть,
исполнительный орган с нагребными лапами, скребковый кон-
вейер и пульт управления (рис. 9.23).
Технические характеристики машин
ШНБ-2 2ПНБ-2 ПНБ-ЗД2
Производительность, м^мин 2,2 2,5 5,0
Ширина погрузочного стола; мм . . . Максимальный размер погружаемых 1600 11800 2500
кусков, мм 400 500 800
Дорожный просвет, мм ..... . Скорость передвижения, м/мин: 240 240 200
рабочая 9.9 9,2 10
маневровая ... Угол поворота стрелы; конвейера в го- 17.9 16,8 20
ризонтальнон плоскости, градус . . . Максимальный угол яаклона выработ- 45 40 30
ки, градус Установленная мощность электродвига- 10 10 10
телей, кВт 31 70 134
439
I
Минимальные размеры выработки ринаХвысота), м (ши- 3,7Х2,5
. . . 2,5X1,8 3,0Х 1,8
Исполнение Основные размеры, мм: РВ РВ PH
длина . 7300 7800 9000
ширина 1800 2000 2700
высота 1250 1450 2300
Масса, т 7,0 12,0 26,5
Изготовитель Копейский машииострои- Ясиогор-
тельный завод им. С. М. ский маши-
Кирова нострои- тельный
завод
Погрузочно-транспортные машины с дизельным приводом
предназначены для погрузки и транспортировки горной массы
из очистных и проходческих забоев при разработке месторож-
дений подземным способом.
Машины представляют собой ковшовые фронтальные по-
грузчики на пневмоколесном ходу. Машины собраны на шар-
нирно-сочлененных рамах, состоящих из передней и задней
полурам, соединенных между собой шарнирами. Взаимный по-
ворот полурам вокруг вертикальной оси осуществляется руле-
выми гидроцилиндрами и обеспечивает управление направле-
нием движения машины (рис. 9.24).
Рабочее оборудование, установленное на передней полураме,
обеспечивает вертикальное перемещение ковша и его поворот.
Оборудование, установленное на задней полураме, вклю-
чающее дизельный двигатель, систему водяного охлаждения
масла и воды, двухступенчатую очистку выхлопных газов, гид-
ромеханическую коробку передач с карданными передачами и
согласующим редуктором, обеспечивает передвижение машины.
Рис. 9.24. Погрузочно-транспортная машвна с дизельным приводом:
1 — ковш; 2 — стрела; 3 — передняя полурама; 4 — вертикальный шарнир; 5 — пульт
управления; 6 — съемная крыша; 7 — задняя (моторная) полурама
441
Технические характеристики машин
пд-з ПД-5А ПД-8Б ПД-8В
Г рузоподъемность, Вместимость ковша т . . . 3,0 , м3: 5,0 8,25 8,5
ОСНОВНОГО . . . . . . . L5 3,0 4,0 4,1
сменного — Мощность дизельного двига- — 3,0 и 4,5 3,0 и 6,0
теля, кВт .... Высота разгрузки . . . . 88,5 ковша, 118 140 140
наибольшая, мм . . . . . 1650 1400 2300 1700
Клиренс, мм . . Преодолеваемый . . . . 260 подъем, 300 350 350
град Основные размеры, . . . . 18 мм: 15 18 18
длина .... . . . . 7965 8000 9250 9100
ширина .... . . . . 1600 2200 2500 2500
высота .... . . . . 1860 1350 2350 2350
Масса, т . . . . . . . . 12 15 24,7 24
Изготовитель . . . . . .Воронежский завод гор-Донецкий нообогатительного обору-тельный дования ЛКСМУ машинострои- завод им.
Погрузочно-транспортная машина с электрическим приводом
ПД-8РВ предназначена для погрузки и транспортировки отби-
той горной массы из очистных и проходческих забоев, в том
числе тупиковых и на пластах опасных по горючим газам.
Машина представляет собой ковшовый фронтальный погруз-
чик на пневматическом ходу. Машина имеет шарнирно-сочле-
ненную раму, состоящую из передней и задней полурам, кото-
рые соединены между собой шарнирами. Взаимный поворот
полурам вокруг вертикальной оси осуществляется рулевыми,
гидроцилиндрами и обеспечивает управление направлением дви-
жения машины (рис. 9.25).
Рабочее оборудование, установленное на передней полураме,
обеспечивает вертикальное перемещение ковша и его поворот.
Оборудование, установленное на задней полураме, включаю-
щее электродвигатель, кабельный барабан, систему охлаждения
масла, гидромеханическую коробку передач с карданными пе-
редачами и согласующим редуктором, обеспечивает передвиже-
ние машины. На задней полураме установлена и кабина управ-
ления.
Техническая характеристика
Грузоподъемность, т......................................... 9
Вместимость ковша, м3....................................... 6
Установленная мощность, кВт ............................... 132
Напряжение сети, В........................................ 660
Емкость кабельного барабана, м............................ 200
Скорость движения, км/ч.................................... 10
Дорожный просвет, мм...................................... 400
Уровень взрывозащиты...................................... РВЗВ
442
Рис. 9.25. Погрузочио-траиспортиая машина с электрическим приводом
ПД-8РВ:
1 — ковш; 2 — стрела; 3 — передняя полурама; 4 — вертикальный шарнир; 5 — пульт
управления; 6 — задняя полурама
Основные размеры, мм:
длина...................................................... 9250
ширина..................................................... 2500
высота.................................................... 2350
Масса, т...................................................... 27
Разработчик.............................................. НИПИГОРМАШ
Лебедки скреперные подземные типа 2С предназначены для
транспортирования отделенной от массива горной массы при по-
мощи скрепера по горизонтальным и наклонным горным выра-
боткам (с углом наклона до 35°) при подземной разработке по-
лезных ископаемых.
Все лебедки имеют типовую конструкцию, состоят из отдель-
ных транспортабельных узлов и отличаются одна от другой
габаритными размерами, массой, компоновкой и мощностью
электродвигателей (рис. 9.26, табл. 9.1).
443
Таблица 9.1
Основные размеры лебедок типа 2С
Тип лебедки Размеры, мм
А А Б В г Д Е
10ЛС-2СМА 26 160 550 550 15011
17ЛС-2СМА 26 200 400 400 450 — 1700
30ЛС-2СМА 26 220 500 500 500 — 2020
55ЛС-2СМА 43 380 550 550 550 — 2480
100ЛС-2СМА 48 220 740 500 500 500 2700
10ОЛС-2СКА 48 187 700 863 700 700 3440
Продолжение табл. 9.1
Тил лебедки Размеры, мм
Ж К н м л п р
10ЛС-2СМА 400 603 585 314 2Ь5 320 224
17ЛС-2СМА 476 700 710 362 340 367 265
30ЛС-2СМА 590 1016 835 434 390 474 348
55ЛС-2СМА 730 1244 1030 547 475 546 402
100ЛС-2СМА 900 1400 1265 656 605 633 456
1О0ЛС-2СКА 1290 12S25 1470 832 700 866 583
Основные узлы (редуктор привода, блоки рабочего и хо-
лостого барабанов, двигатель в сборе) в собранном виде кре-
пятся к раме, что упрощает устройство настила и фундамента,
облегчает и ускоряет монтаж.
Каждый барабан имеет ленточный тормоз, оснащенный тор-
мозными колодками из фрикционного износостойкого пресс-ма-
териала, служащий для управления барабанами.
Техническая характеристика лебедок
S я д Ч о <_> см д Ч о см О § 05 S Q см О 5 ю S <_> су <_> ч 8 2 <_> см О Ч 8
Среднее тяговое уси- лие рабочего каната, кН 9,8 15,7 27,5 44,3 78,4 65,0
Средняя скорость ка- ната, м/с: рабочего .... 1,25 1,23 1,3 1,46 1.5 1,9
ХОЛОСТОГО .... 1,7 1,7 1,77 2,0 2,1 2,7
Мощность электро- двигателя, кВт . . . 11,0 18,5 30 55 110 110
445
Рис. 9.27. Конвейер ленточный с канатным ставом КЛК-1-100:
1 — устройство загрузочное; 2 — ролнкоопора амортизирующая; 3 — станция концевая;
10 — рамка секции выдвижная; 11 — станция натяжная; 12 — каретка; 13 — рамка секции
приводной; 17 — вертлюг; 18— плнта анкерная; 19 — стрела; 20 — скребок; 21 — очнстн-
Рис. 9.28. Конвейер ленточный с канатным ставом КЛК-2-100:
1 — барабан; 2 — очиститель скребковый; 3 — скребок; 4 — стрела; 5—барабан прнвод-
ходиая; 9 — каретка; 10 — станция натяжная; // — рамка секции; 12 — ролнкоопора;
18 — ролнкоопора амортизирующая; 19— скребок; 20—станция концевая; 21 — вертлюг;
в
4 — скребок; 5 —ловитель; 6 — ролик; 7 — ролнкоопора; 8 — канат; 9 — ролнкоопора;
переходная; 14 — установка обводного барабана; 15 — станция приводная; 16 — барабан
тель; 22—барабан; 23 — рамка секцнн
ной; 6 — установка обводного барабана; 7 — станция приводная; 8 — рамка секцнн пере-
73— канат; 14 — ролнкоопора; 15 — ролнк; 16— ловитель; 17 — устройство загрузочное;
22 — плнта анкерная; 23 — рамка секцнн; 24— блок
Диаметр каната, мм 12 14 15 19,5 23 23
Расчетная канатоем- кость барабана, м 45 60 00 100 150 310
Основные размеры, мм: длина 1500 1700 1970 2310 2753 3125
ширина &00 672 940 1055 1396 1475
высота 580 740 805 965 1212 1435
Масса (без электро- двигателя), кг . . . 350 668 1080 1954 3380 4985
Изготовитель . . . Кыштымский машиностроительный завод нм. М. И. Ка-
линина
9.2. ОБОРУДОВАНИЕ РУДНИЧНОГО ТРАНСПОРТА
Конвейер ленточный с канатным ставом КЛК-1-100 предназна-
чен для транспортирования калийных солей и другой горной
массы с крупностью кусков до 300 мм по прямолинейным (в пла-
не) горным выработкам.
Ленточный конвейер представляет собой сборную конструк-
цию, состоящую из приводной натяжной и концевой секций и
става конвейера (рис. 9.27).
Техническая характеристика конвейера
Ширина грузонесущего элемента, мм........................ 1000
Производительность, т/ч............................... . 700
Скорость движения ленты, м/с................................... 2,5
Длина транспортирования по горизонтальной выработке, м . . 450
Установленная мощность, кВт.................................... 90
Напряжение сети, В............................................. 660
Угол наклона конвейера, градус...........................—14...+18
Исполнение электрооборудования................................. РВ
Масса конвейера без ленты, т................................... 38
Разработчик.................................................Пермгипро-
гормаш
Завод-изготовитель........................................ Артемовский
машзавод
Конвейер ленточный с канатным ставом КЛК-2-100 предназ-
начен для транспортирования калийных солей и другой горной
массы с крупностью кусков до 300 мм по прямолинейным (в пла-
не) горным выработкам.
Ленточный конвейер представляет собой сборную конструк-
цию, состоящую из приводной, натяжной и концевой секций и
става конвейера (рис. 9.28).
Длина конвейера может изменяться за счет изменения числа
рамок секций в средней части. Шаг изменения длины конвей-
ера— 3,6 м.
Техническая характеристика конвейера
Ширина грузонесущего элемента, мм.......................... 1,000
Производительность, т/ч......................................... 800
' Скорость движения леиты, м/с.................................. 2,5
Длина транспортирования по горизонтальной выработке, м . . 700
448
Установленная мощность, кВт................................ 2'х9С
Напряжение сети, В........................................... 660
Исполнение электрооборудования................................ РВ
Масса конвейера без ленты, т . . . 51 S3
Разработчик.............................................ПермгЕГр:-
гормал
Завод-изготовитель......................................Артемовен!
ыашзавод
Конвейеры ленточные 1Л120, 1Л120-01 (1ЛУ120) предназна-
чены для транспортирования угля с крупностью кусков до
500 мм, с отдельными включениями породы до 300 мм, по пря-
молинейным в плане горным выработкам с углами наклона от
—3 до +18°.
Техническая характеристика конвейеров
Конвейер.................................. 1Л120
Длина в поставке, м.................. 850
Скорость движения леиты, м/с . . .
Приемная способность, м3/мин ....
Лента................................Резниотросовая
ТУ 38-105841-75
Ширина, мм...........................
Диаметр приводных барабанов (мм),
без футеровки........................
Диаметр роликов, мм..................
Суммарная мощность привода, кВт . 500
Напряжение питания, В................
Масса (т) в поставке (без ленты) . . 242,4
Изготовитель.........................Александровский
ный завод
1Л120-01
1000
2,5
24,8
1200
800
159 ‘
750
юоо
27,8,2
машиностроитель-
Конвейер ленточный 2Л120, А, Б, В (2ЛУ, А, Б, В) предназ-
начен для транспортировки угля с крупностью до 500 мм с от-
дельными включениями породы до 300 мм по прямолинейным в
плане горным выработкам с углами наклона от —3 до 4-18°.
Техническая характеристика конвейера
Длина конвейера в поставке, м..................
Скорость движения леиты, м/с . ................
Приемная способность, м3/мин...................
Лента..........................................
Ширина леиты, мм............................
Диаметр приводных барабанов (без футеровки),
мм..........................................
Диаметр роликов, мм.........................
Мощность привода, кВт.......................
Напряжение питания, В.......................
Масса (т) поставки (без ленты)..............
Изготовитель................................
1000
3,15
31,2
Резинотросовая
ТУ 38-105841-75
1200
1250
159
1000
6000/660
331,5
Александровский машино-
строительный завод
Примечание. В числителе для конвейера 1Л120 А и Б, знаменатель —
1Л120 В (взрывобезопасное исполнение).
Конвейер скребковый СП-301 предназначен для транспорти-
ровки отбитой руды по горным выработкам с углами наклона до
35°.
29 Зак. 157
449
о □!
Рис. 9.29. Конвейер скребковый СП-301:
1 — головной привод; 2 — концевой привод; 3 — линейные рештакн; 4, 5 — переходные
секции; 6 — рабочий орган
Конвейер представляет собой сборную конструкцию, состоя-
щую из головного и концевого приводов, линейных рештаков,
головной и концевой переходных секций и рабочего органа
(рис. 9.29).
Техническая характеристика конвейера
Длина в поставке, м........................................... 120, 180
Производительность (т/ч, не более) при скорости движения
цепи, м/с:
1,02 ...................................................... 732
1,25 ....................................................... 960
1,34 . ...................................................... 1.092
Рабочий орган................................................Двухцепиой
Размер (мм) и класс прочности цепи........................ 24X86 Д
Расстояние между осями ветвей, мм.............................. 600
Шаг скребков (мм) при угле падения:
0—18°........................................................ 1203
18—35°.................................................. 687
Редуктор приводного блока:
мощность, кВт.................................................. ПО
основное передаточное число............................. 21„0
гидромуфта.................................................. ГП480А
Электродвигатель:
тип..........................................................ЭДКОФ-53/4
мощность, кВт........................................... НО
частота вращения, мнн-1 .................................. 1480
Редуктор привода блока:
мощность, кВт............................................. 1 10
основное передаточное число............................. 24,57
гидромуфта.............................................. ГПЭ4Э0
Электродвигатель:
тип...........................................................ЭДКОФ 43/4
мощность, кВт................................................. 55
частота вращения, мин-1.................................... 1475
Рештачный став
высота погрузки, мм............................................. 287 ;
по борту со стороны выработанного пространства .... 670
ширина, мм.................................................... 754
длина линейного рештака, мм................................. 1500
450
г
Рис. 9.30. Машина для доставки материалов и оборудования IBOMA:
1— тягач; 2— кран гидравлический; 3 — пульт управления механизмами полуприцепа;
4— опора; 5 — грузовая платформа; 6 — опрокидывающее устройство
Соединение рештаков........................................Безболтовое
Угол взаимного поворота в обеих плоскостях, градус . . . ±3
Масса конвейера, т;
наибольшая................................................... 220,3
наименьшая................................................... 123,0
Машина для доставки материалов и оборудования 1ВОМА
предназначена для механизированной доставки материалов и
оборудования, а также выполнения погрузочно-разгрузочных
и монтажных работ в шахтах.
Машина представляет собой четырехколесное шасси на
пневмошинном ходу с шарнирно-сочлененной рамой, со-
стоящее из тягача и полуприцепа (рис. 9.30).
На тягаче установлены дизельный двигатель типа Д-240
с каталитическим и жидкостным нейтрализаторами выхлоп-
ных газов, трансмиссия, система рулевого управления, тор-
мозная система, кабина управления, ведущий мост.
Полуприцеп состоит из ведущего моста, грузовой опрокид-
ной платформы, гидравлического крана для выполнения по-
грузочно-разгрузочных и монтажных работ.
Техническая характеристика
Грузоподъемность, т:
машины ..................................................... 4
крана........................................................ 1,0
Высота подъема груза по крюку крана, максимальная, мм . . . 5500
Угол поворота стрелы крана, градус . .........200
Скорость движения по горизонтальному пути, максимальная, км/ч 30
Основные размеры, мм:
длина...................................... ................. 7400
ширина.........................................................1900
высота....................................................... 2250
Масса, т.......................................................... 9,8
Изготовитель — Воронежский завод горно-обогатительного обору-
дования
29*
451
3
Рис. 9.31. Машина для перевозки людей 1ВЛГА:
1 — тягач; 2 — кабина управления; 3— вертикальный шарнир; 4 — полуприцеп
Машина для перевозки людей 1ВЛГА предназначена для
перевозки людей по подземным выработкам горных пред-
приятий.
Машина представляет собой четырехколесное шасси на
пневмошинном ходу с шарнирно-сочлененной рамой, состоящее
из тягача и полуприцепа (рис. 9.31).
На тягаче установлены дизельный двигатель Д-240, ката-
литический и жидкостной нейтрализаторы выхлопных газов,
трансмиссия, система рулевого управления, тормозная си-
стема, кабина управления, мост.
Полуприцеп состоит из кузова, крыши, подвески кузова,
карданной передачи, амортизаторов, сидений. Кузов полупри-
цепа представляет собой сварную металлоконструкцию из листо-
вого и профилированного проката и является основной несу-
щей частью полуприцепа.
В кузове установлено шесть рядов сидений для пассажиров.
Техническая характеристика
Вместимость, чел........................................ 25
Скорость максимальная, на горизонтальном участке, км/ч . . 30
Преодолеваемый уклон, градусы................................. 15
Радиус поворота минимальный по внешнему габариту, мм 6600
Дорожный просвет (по мосту), мм ... ........................ 300
Привод.....................................................Дизельный
Мощность дизельного двигателя, кВт............................ 55
Основные размеры, мм:
длина .................................................. 8450
ширина.................................................... 1980
высота.................................................. 2400
Масса, т...................................................... 8,2
Изготовитель — Воронежский завод горно-обогатительного
оборудования
Автомобиль «Минка 26М-67» предназначен для перевозки лю-
дей по горным выработкам.
Состоит из шасси с дизельным приводом, кузова из про-
странственной трубчатой конструкции с боковыми проемами для
входа и выхода людей и массивной крыши из листовой стали.
452
Техническая характеристика
Число пассажиров............................................... 25
Грузоподъемность, кг........................................ 3000
Максимальная скорость движения иа горизонтальном участ-
ке, км/ч ..................................................... 30
Минимальный радиус поворота, мм.......................... 6250
Максимальный преодолеваемый подъем, градус..................... 19
Клиренс, мм.............................................. 195
Мощность двигателя (кВт) при частоте вращения 2800 мии-1 49
Основные размеры, мм:
длина.................................................... 5860
ширина................................................. 1900
высота................................................. 2200
База, мм................................................. 3400
Изготовитель...............................................Инженерное
бюро <Оле-
маи» (ФРГ)
Автокран «Мули-Т синхро» предназначен для монтажно-де-
монтажных работ и транспортировки грузов и материалов по
горным выработкам.
Состоит из самоходного четырехколесного шасси с кузовом
и крана.
Техническая характеристика
Грузоподъемность краиа, кг................................. 1600
Максимальный вылет стрелы, мм................................ 2600
Допустимая общая масса, кг................................... 5000
Максимальная скорость движения, км/ч.......................... 20
Клиренс, мм................................................... 250
Радиус поворота по внешней колее, мм......................... 4575
подъем, градус ............................................. 20
Ширина колен, мм:
спереди................................................... 1430
сзади...................................................... 2800
Габариты, мм
длина................................................... 4350
ширина................ ............................... 1990
высота................................................ 2070
Масса, кг..............;............................. . 3060
Изготовитель..............................................Инженерное
бюро «Оле-
маи» (ФРГ)
Пункт механизированный погрузочный ППК-1500 предназна-
чен для механизированной погрузки руды из гезенка в шахтные
вагонетки. Основным механизмом погрузочного пункта является
питатель, состоящий из рамы сварной конструкции, става
скребкового конвейера с редуктором и пристыкованным к нему
гидромотором. Для передвижки состава вагонеток по выра-
ботке в состав комплекса входят две лебедки ЛМГ-6300
(рис. 9.32).
453
9
Рис. 9.32. Пункт механизированный погрузочный ППК-1500:
Г —площадка; 2 — подвеска; 3 — ограждение; 4 — стойка; 5 —затвор; 6 — рама; 7 —ан-
кер; 3—питатель
Техническая характеристика пункта
Питатель: ППК-1500 ППК-150-01
расчетная производительность, т/ч . . . 900—1500 1500
скорость движения скребковой цепи, м/с 0,15—0,25 0,25
количество цепей 2 2
расстояние между цепями, мм 980 980
установленная мощность, кВт 22 22
Гидромотор:
тип РМНА-125/320 —
давление на выходе, МПа 32 —
рабочий объем, см3 1.25 —
частота вращения, мин-1 900г-1500 —
масса без рабочей жидкости, кг ... . 70 —
Основные размеры питателя, мм:
длина 5900 5900
ширина 3600 3600
высота 2,980 2980
Масса, кг 12000 11300
в том числе питателя 8500 8500
Насосная станция:
производительность, л/мин 102—174
давление, МПа 8—14 —
Двигатель:
ТИП ВРП180-4У5
мощность, кВт 22 22
масса, кг . . Лебедка (с механизмом отключения): 270 270
ТИП ЛМГ-6Э00 ЛМГ-630О
тяговое усилие, кг 6300 6300
масса, кг Разработчик — Пермгипрогормаш 1200 1200
454
Погрузочный пункт ППК-4 предназначен для дозирования
грузопотока и передачи на последующую транспортную линию.
Техническая характеристика
Производительность скребкового питателя, т/ч................... 800
Скорость движения цепи питателя, м/с.................. . 0,14
Число цепей..................................................... 2
Расстояние между осями цепей, мм............................... 980
Электродвигатель питателя................................ВАО-71-845
Частота вращения, мин-1........................................ 750
Мощность, кВт.................................................. 13
Рабочее давление масла в системе привода перекрывателя,
МПа .................................................. . 1,5
Насос........................................................ НШ-32У
Электродвигатель насоса....................................ВАО-51-445
Частота вращения, мин-1...................................... 1450
Мощность, кВт................................................. 7,5
Основные размеры, мм:
длина .................................................... 5280
ширина . . .................................... 2200
высота...................................................... 2750
Масса, кг . . ................................................ 7554
Изготовитель — Пермский завод горношахтиого машинострое-
ния.
Дробилка конвейерная зубчатая ДК.З-8Х9 предназначена
для дробления кусков калийной и каменной соли размерами не
более 1,2X1,0X0,8м. Дробилка встраивается в став скребкового
конвейера типа СП301 и снабжена электрическими средствами
управления с дистанционным и автоматическим режимами ра-
боты. Дробилка устанавливается в выработках, имеющих пара-
метры:
высота, м (минимальная)...................................... 2,3
ширина, м (минимальная)...................................... 3,6
угол наклона почвы, градус (максимальный).................... 18
Дробилка ДКЗ-8Х9 включает основание, входной и выход-
ной рештаки, зубчатую дробилку и борта.
Дробилка состоит из рамы сварной конструкции, промежу-
точного вала и зубчатого валка. Передача крутящего момента
от двигателя к зубчатому валку производится с помощью кли-
ноременной передачи и прямозубой пары. Зубчатое колесо уста-
новлено на валу зубчатого валка.
Техническая характеристика
Пропускная способность, т/мин............................ 2
Максимальный размер дробленых кусков на выходе, мм . . 2ОДХЗО0Х400
Установленная мощность, кВт.............................. 75
Основные размеры, мм:
длина .................................................... 5500
ширина.................................................... 2500
высота.............. . . ........................ 1700
.Масса, т...................................................... 9,5
Разработчик — Пермгипрогормаш
Завод-изготовитель — Пермский завод ГШМ
455
Лебедка Л В Д-21 предназначена для откатки порожних и
груженых вагонеток на погрузочных пунктах и на вспомогатель-
ных работах для спуска и подъема оборудования.
Техническая характеристика
Тяговое усилие, кН . . 18
Скорость движения каната, м/с................................. 0,25
Емкость барабана, м............................................ 250
Диаметр каната, мм............................................ 15,5
Передаточное число редуктора .................................. 75
Электродвигатель:
тип......................................................ВАОЛ-52-8^
мощность, кВт................................................ 5,5
скорость вращения, об/мин.................................... 750
Масса, кг . . ................................................. 144
Основные размеры, мм:
длина....................................................... 920
ширина...................................................... 1040
высота....................................................... 820
Изготовитель............................................... Одесский
завод «Крас-
ная гвардия»
9.3. ОБОРУДОВАНИЕ ВСПОМОГАТЕЛЬНОГО НАЗНАЧЕНИЯ
Компрессор ЗИФ ШВК.С-5 применяется для обеспечения сжа-
тым воздухом рудных участков.
Техническая характеристика
Расчетная производительность, м’/мии............
Рабочее давление, МПа...........................
Компрессор......................................
Электродвигатель...............................
Скорость вращения, мии -I......................
Давление открытия предохранительных клапанов,
МПа:
I ступени ..................................
II ступени ..................................
Вместимость воздухосборника, м3................
Тепловая защита................................
Основные размеры, мм:
длина ........................................
ширина по осям скатов.......................
ширина в верхней части......................
высота......................................
Масса, кг.....................................
База, мм......................................
Изготовитель..................................
4,65
0,7
Двухступенчатый V-образ-
ный, двухрядный с воз-
душным охлаждением
ВАО 82-6
980
0,22
0,75
0,46
Автоматическая, с отклю-
чением электродвигателя
при повышении темпера-
туры сжатого воздуха
выше 180°
2780
1176
1005
1525
1900
1100
Завод «Арсенал»
Ручная рычажная лебедка предназначена для подъема гру-
зов и перемещения их в горизонтальном или наклонном направ-
лении.
456
Техническая характеристика
Максимальное тяговое усилие, кН.................................. 1,5
Максимальное усилие на рычаге, Н................................ 350
Подача каната за один двойной ход рычага, мм.................... 30
Длина каната, м.................................................. 12
Диаметр каната, мм............................................... 12
Масса тягового механизма, кг...................................17,8
Масса лебедки, кг................................................ 22
Техническая характеристика колесных тракторов
T-I6M МТЗ-80 МТЗ-82
5,5—23,2 2,5—33 1,9-25
2—6,9 —. —
4000 2500 2700
560 650 640
1280—1800 1200-1800 1200-1800
25 90 90
3700 3815 3930
2035 1970 1970
2500 2470 2470
1810 3000 3200
Липецкий Минский тракторный
тракторный завод
завод
Скорость движения, км/ч..............
Тяговое усилие иа крюке, кН..........
Радиус поворота, мм..................
Высота дорожного просвета, мм . . .
Ширина колеи, мм.....................
Мощность двигателя, кВт..............
Основные размеры, мм:
длина ...............................
ширина ............................
высота.............................
Масса, кг............................
Изготовитель.........................
Техническая характеристика гусеничных тракторов
ТДТ-55 ТДТ-55А ЛХТ-55
Скорость движения, км/ч . . . . . . . 2,4—10,9 2,7—12,8 2,7—12,8
Тяговое усилие на крюке, кН . . . . . . 4,7—49,8 5,7—55,9 5,7—55,9
Радиус поворота, мм — 845 —
Клиренс, мм . . . . . 555 555 555
Ширина колеи, мм . . . 1690 1690 2.110
Мощность двигателя, кВт . . . Основные размеры, мм: . . . 62 80 62
длина . . . 5850 5850 6450
ширина . . . 2357 2357 2357
высота . . 2560 2560 2560
Масса, кг . . . 9050 9660 9660
Изготовитель . . . Волгоград- ский трак-
торный
завод
Метатель роторный МР-320ВА предназначен для выполнения
работ по складированию солеотходов обогатительных фабрик
калийных рудников на поверхности и закладке ими выработан-
ных пространств в шахтах. Допустимая влажность солеотходов
3-12 %.
Размещаемый материал через течку подается к ротору мета-
теля, лопатки которого придают ему скорость 20 м/с. Выброс
материала происходит через направляющее устройство корпуса
метателя. Механизм поворота направляющего устройства в
вертикальной плоскости позволяет за счет угла вылета мате-
риала изменять дальность метания (рис. 9.33).
457
Рис. 9.33. Метатель роторный МР-320ВА:
/ — рама; 2 — корпус: 3 — направляющее устройство; 4 — течка; 5—механизм поворота
направляющего устройства в вертикальной плоскости; 6—механизм поворота направ-
ляющего устройства в горизонтальной плоскости; 7 — лыжа
Техническая характеристика
Расчетная производительность, т/ч.............................. 350
Эффективная дальность метания при угле вылета 45° и номи-
нальной производительности, м............................ 27—32
Крупность материала, мм........................................ 70
Угол метания в вертикальной плоскости, градус............ 10—55
Угол поворота в горизонтальной плоскости, градус ........ 180
Электродвигатель
тип.......................................................2ВР2804У5
мощность, кВт................................................ НО
число оборотов, мин-1....................................... 1500
напряжение сети, В........................................... 660
Уровень взрывозащиты........................................... РВ
Основные размеры, мм:
длина...................................................... 3015
ширина...................................................... 1430
высота...................................................... 1600
Масса, т...................................................... 2>72
Разработчик — Пермгипрогормаш
458
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
1. Андрейко С. С., Шаманский Г. П„ Лаптев Б. В. Многомерные стати-
стические критерии классификации газодинамических явлений на рудниках
Верхнекамского калийного месторождения//Фнзико-технические проблемы
разработки полезных ископаемых.— 1985.— № 1.— С. 85—91.
2. Временная инструкция по безопасному поддержанию подготовитель-
ных выработок на рудниках Верхнекамского месторождения/Урал. фил.
ВНИИГ,—Пермь, 1983,—56 с.
© Вяткин А. П„ Горбачев В. Г., Рубцов В. А. Твердеющая закладка иа
рудниках.— М.: Недра, 1983.— 168 с.
4. Демб С. П., Старостин Ю. И., Горшков А. П. Учет трудозатрат и оп-
ределение трудоемкости добычи калийных руд/Перм. политехи, ин-т.— Пермь,
1988,— 13 с.
5. Дьяков В. А., Шахмейстер Л. Г., Дмитриев В. Г. Ленточные конвейеры
в горной промышленности/— М.: Недра, 1982.—349 с.
6. Зборщик М. П., Осокин В. В. Управление энергией выбросоопасного
массива при буровзрывном способе проведения выработок//Шахтное стр-во.—
1981.—№ 1 —С. 18—21.
7. Инструкция по определению, учету и нормированию эксплуатацион-
ных потерь и разубоживания сильвинитовых руд для рудников производст-
венного объединения «Уралкалий»/УФ ВНИИГ.— Пермь, 1983.— 109 с.
8. Инструкция по применению анкерной крепи иа рудниках Верхнекам-
ского месторождения калийных солей. «Уралкалий».— Пермь, 1986.— 71 с.
9. Инструкция по расчету количества воздуха, необходимого для провет-
ривания Верхнекамских калийных рудников/ППИ.— Пермь, 1985.— 43 с.
10. Допнин В. И. Этапы и условия Складообразования иа Верхнекамском
месторождении калийных солей//Геотектоиика.— 1983.— № 6.
11. Методические указания по расчету и применению жестких естествен-
ных целиков различного назначения на калийных месторождениях.— Л.:
ВНИИГ, 1978,— 160 с.
12. Методы и средства решения задач горной геомеханики/Г. Н. Кузне-
цов, К. А. Ардашев, Н. А. Филатов и др.— М.: Недра, 1987.— 248 с.
13. Проблемы планирования и управления: опыт системных исследова-
ний/Е. П. Голубков, А. М. Жаидаров, И. К- Ужииский и др.— М.: Экономи-
ка, 1987,—208 с.
14. Руководство по ведению взрывных работ иа калийных рудниках
Верхнекамского месторождеиия/УФ ВНИИГ.— Пермь, 1984.— 181 с.
15. Руководство по применению комбинированного способа проветрива-
ния тупиковых выработок, проходимых комбайнами по сильвииитовым пла-
стам АБ и В ПО «Уралкалий», с системой автоматического контроля расхода
воздуха «Азот»/Урал. фил. ВНИИГ.— Пермь, 1982.— 14 с.
16. Сапегин Б. И., Яшин В. И. Основные черты тектоники Верхнекамско-
го калийного месторождения//Строение и условия формирования месторож-
дений калийных солей.— Новосибирск, 1981.
17. Специальные мероприятия по безопасному ведению горных работ иа
Верхиекамском калийном месторождении в условиях газового режима: Утв.
Минудобрений 29.12.83 г.— М. /б. г./ — 26 с.— (Минудобрений).
18. Типовые паспорта крепления анкерной крепью очистных и подготови-
тельных выработок на рудниках ПО «Сильвинит».— Пермь, 1986.— 30 с.
19. Типовые паспорта крепления анкерной крепью очистных и подгото-
вительных выработок на рудниках ПО «Уралкалий».— Пермь, 1986.—30 с.
20. Указания по охране зданий, сооружений и природных объектов от
вредного влияния подземных горных разработок и по охране рудников от за-
топления в условиях Верхнекамского месторождения калийных солей.— Л.:
ВНИИГ, 1985,—232 с.
21. Харев А. А. Местные сопротивления шахтных вентиляционных се-
тей.— М.: Углетехиздат, 1954.— 274 с.
22. Формирование и развитие внезапных выбросов соли и газа/Неупоко-
ев В. А., Винокур Б. Ш., Потехин Р. П. и др. Физико-технические проблемы
разработки полезных ископаемых.— 1986.— № 3.— С. 92—94.
459
ПРИЛОЖЕНИЕ
АЭРОДИНАМИЧЕСКИЕ ХАРАКТЕРИСТИКИ ВЕНТИЛЯТОРОВ
Х- д. A ft
Рис. П.1. Аэродинамические характе-
ристики нерегулируемых осевых вен-
тиляторов с жесткой характеристи-
кой:
1— ВМ-ЗМ; 2 — ВМ-4М; 3 — СВМ-5; 4 —
СВМ-5М; 5 — <Проходка-500 2М» ; 6 —
СВМ-6М
Рис. П.2. Аэродинамические характе-
ристики осевого регулируемого одно-
ступенчатого вентилятора ВМ-5М
Рис. П.З. Аэродинамические характе-
ристики осевого регулирования одно-
ступенчатого вентилятора ВМ-6М
Рис. П.4. Аэродинамические характе-
ристики осевого регулируемого одно-
ступенчатого вентилятора ВМ-8М
(трубопровод диаметром 800 мм)
460
Рис. П.5. Аэродинамические характе-
ристики осевого регулируемого одно-
ступенчатого вентилятора ВМ-12М
(трубопровод 1100 мм)
Рис. П.7. Аэродинамические характе-
ристики пневматических вентилято-
ров: 'rt's
1 — ВМП-ЗМ; 2 — ВМП-4; 3 — ВМП-5М
Рис. П.6. Аэродинамические характе-
ристики проходческого осевого регу-
лируемого одноступенчатого вентиля-
тора ВМЦ-6
Рис. П.8. Аэродинамические характе-
ристики пневматического вентилятора
ВМП-6М при избыточном давлении
сжатого воздуха 392 кПа
Рис. П.9. Аэродинамические характе-
ристики вентилятора ВЦ-7 (патрубок
вентилятора обеспечивает возмож-
ность подсоединять трубопроводы
диаметром 500, 600 и 800 мм)
Рис. П.10. Аэродинамические характе-
ристики эжектора ЭДД-5 при избы-
точном давлении воздуха:
1— 490 кПа; 2 — 392 кПа
461
Рис. П.11. Аэродинамические характе-
ристики вентиляторной установки
ВОД-40 (375 мин-')
Рис. П.12. Аэродинамические характе-
ристики вентилятора ВРЦД-4,5
(500 мин~')
Рис. П.13. Аэродинамические характе-
ристики вентиляторной установки
ВОД-ЗО (600 мин-')
Рис. П.14. Аэродинамические характе-
ристики вентиляторной установки
ВОД-ЗО (500 мин-')
Рис. П.15. Аэродинамические характе-
ристики вентиляторной установки
ВОД-21
462
«=0°: PsvS = 868,4469-0,363451-fl-0,00237871-й2 \
a= 20°: Psvf = 1263,4255-1,52471-й- 0,00059885-й2 ;
“= 30°: Р№) = 1084,5592-0,910348-й —0,00143242-й2
ог=40°: Р№;/ = 1078,1428 -1,2Н081-й- 0,00122188- й2
Рис. П.16. Аэродинамические характеристики вентиляторной установки
ВЦД-47У
СОДЕРЖАНИЕ
Предисловие.........................................................3
1. Общие сведения о Верхиекамском калийном месторождении и руд-
никах ..............................................................4
1.1. Геологическая характеристика Верхнекамского калийного место-
рождения .........................................................4
1.1.1. Общие геологические сведения о месторождении .... 4
1.1.2. Стратиграфия и литология..................................6
1.1.3. Тектоника................................................10
1.1.4. Гидрогеология............................................14
1.1.5. Минералого-петрографическая характеристика пород соляной
толщи...........................................................16
1.2. Механические свойства и газоносность пород Верхнекамского ме-
сторождения .....................................................17
1.2.1. Механические свойства соляных пород......................17
1.2.2. Газоносность соляных пород...............................25
1.3. Общие сведения о калийных рудниках.........................32
1.3.1. Вскрытие шахтных полей...................................32
1.3.2. Способы подготовки шахтных полей.........................37
1.3.3. Системы разработки.......................................42
1.3.4. Технология и механизация очистных работ..................46
1.3.5. Рудничный транспорт......................................49
1.3.6. Проветривание калийных рудников..........................52
2. Технологические схемы подготовки и отработки шахтных полей 65
2.1. Подготовка и отработка оставшихся запасов шахтного поля
БКПРУ-1..........................................................65
2.2. Подготовка и отработка оставшихся запасов шахтного поля
БКПРУ-2..........................................................67
2.3. Подготовка и отработка запасов центральной части шахтного по-
ля БКЗ-4.........................................................63
2.4. Подготовка и отработка оставшихся запасов шахтного поля
СКПРУ-1..........................................................70
2.5. Подготовка и отработка оставшихся запасов центральной части
шахтного поля СКПРУ-2............................................71
2.6. Подготовка и отработка оставшихся запасов центральной части
шахтного поля СКПРУ-З............................................71
2.7. Технология проходки протяженных разведочных выработок . . 73
2.8. Использование подземного пространства калийных рудников для
нужд народного хозяйства.........................................80
2.9. Технология проходки камер большого сечения для размещения
шламов...........................................................84
3. Технологические схемы механизации очистных работ .... 86
3.1. Технология комбайновой выемки пласта Красный-П при полевой
подготовке (БКПРУ-1).............................................86
3.2. Технология комбайновой выемки пласта Красный-П при пласто-
вой подготовке (БКПРУ-1).........................................87
3.3. Технология выемки пласта Красный-П с применением самоходно-
го оборудования ................................................ 88
3.4. Технология механизированной выемки карналлитового пласта Вк
интенсивной складчатости ....................................... 95
3.5. Параметры очистных и подготовительных работ при выемке пла-
стов АБ и Красный-П (БКПРУ-2)....................................98
3.6. Параметры очистной выемки сильвииитовых пластов на руднике
БКЗ-4...........................................................101
464
3.7. Перспективная технология выемки сильвинитового пластi Крас-
ный-[I с применением высокопроизводительных комбайнов пв>
«Темп-10» и средств непрерывной доставки руды в услоажях рушка
(БКЗ-4)....................................................... .
3.8. Параметры очистной выемки сильвинитовых и карналлитового
пластов на руднике СКПРУ-1........................................С4
3.9. Технология комбайновой выемки складчатых сильвинитовых пла-
стов АБ и В на рудниках СКПРУ-1 и СКПРУ-2........................lv*
3.10. Технология механизированной буровзрывной выемки сильвпн-
тового пласта АБ (или Вс) на рудниках СКПРУ-1 и СКПРУ-2 . . 1’>
3.11. Технология механизированной выемки карналлитового пласта В
умеренной складчатости (СКПРУ-1).................................115
3.12. Параметры очистной выемки сильвннитовых пластов на руднике
СКПРУ-2..........................................................119
3.13. Технология ведения очистных работ при панельно-блоковой под-
готовке с центральным расположением основных транспортных выра-
боток на руднике СКПРУ-2.........................................119
3.14. Технология селективной выемки сближенных сильвинитовых
пластов АБ и Вс (СКПРУ-2)........................................123
3.15. Технология выемки сильвинитового пласта В с частичным мага-
зинированием руды (СКПРУ-2)......................................12о
3.16. Технология выемки сильвинитового пласта В с магазинировани-
ем руды (СКПРУ-2)................................................125
3.17. Параметры очистной выемки сильвинитовых пластов на рудни-
ке СКПРУ-З...................................................... 129
3.18. Технология выемки пластов Красный-П, АБ и В с повышенным
извлечением и гидрозакладкой на руднике СКПРУ-2..................130
3.19. Перспективная технология комбайновой выемки карналлитового
пласта В.........................................................131
3.20. Участковый пункт хранения горюче-смазочных материалов . . 140
4. Технологические схемы производства закладочных работ . . .141
4.1. Общие сведения..............................................141
4.2. Технология механической закладки............................141
4.3. Технология гидравлической закладки..........................143
4.4. Технология размещения шлама в отработанные камеры совмест-
но с гидравлической закладкой солеотходов ...................... 148
4.5. Технология размещения шлама в отработанные камеры совместно
с механической закладкой солеотходов.............................151
4.6. Технология размещения шлама в специально проходимые выра-
ботки в подстилающей каменной соли.......................... . .153
5. Основные сведения о газодинамических явлениях и способы их пред-
упреждения ........................................................155
5.1. Общие понятия и статистические данные.......................155
5.2. Механизм газодинамических процессов.........................161
5.3. Классификация газодинамических явлений......................165
5.4. Прогноз газодинамических явлений............................168
5.5. Способы предупреждения газодинамических явлений . . .172
6. Охрана горных выработок.........................................173
6.1. Общие сведения..............................................173
6.2. Методика определения категорий устойчивости соляных пород
вокруг выработки.................................................175
6.3. Методика определения категорий устойчивости пород вокруг со-
пряжений ствола с горизонтальными выработками и камерами загру-
зочных устройств.................................................179
6.4. Выбор способов охраны и вида крепи протяженных горных вы-
работок и камер различного назначения .......................... 185
6.5. Выбор способов охраны и вида крепи сопряжений ствола с при-
ствольными выработками и камерами.............................186
30 Зак. 157 4 65
6.6. Выбор рациональной формы поперечного сечения протяженных
выработок и камер...............................................189
6.7. Выбор рациональной формы узла сопряжения ствола с горизон-
тальной выработкой..............................................196
6.8. Рациональная форма и рациональное расположение пристволь-
ных выработок относительно ствола ............................. 199
6.9. Рациональное расположение горных выработок.................202
6.9.1. Методика определения размеров зоны взаимного влияния па-
раллельных и пересекающихся выработок..........................202
6.9.2. Методика определения рационального местоположения выра-
ботки относительно ослабленных слоев, прослойков и контактов в
крупно- и мелкослоистом соляном массиве ...................... 206
6.9.3. Методика определения коэффициента изрезанности массива
выработки......................................................209
6.10. Расчет времени устойчивого состояния горных выработок и па-
раметров анкерной крепи на рудниках Верхнекамского калийного ме-
сторождения ....................................................212
6.10.1. Методика расчета времени устойчивого состояния незакреп-
ленных горных выработок........................................212
6.10.2. Методика расчета времени устойчивого состояния выработок,
закрепленных анкерами...........................................220
6.10.3. Методика расчета параметров анкерной крепи .... 223
6.10.4. Методика расчета времени устойчивого состояния и парамет-
ров анкерной крепи сопряжений горных выработок.................234
6.10.5. Методика расчета времени устойчивого состояния выработок
с вертикальной разгрузочной щелью в кровле.....................242
7. Технико-экономический анализ технологий ведения горных работ 243
7.1. Анализ показателей трудоемкости добычи сильвинитовой руды 243
7.1.1. Общие сведения о видах трудоемкости.....................243
7Л.2. Динамика уровня производительности труда по калийным объ-
единениям и рудникам (1980—1987 гг.)...........................245
7.1.3. Производственная трудоемкость добычи калийных руд . . 249
7.1.4. Анализ трудоемкости основного технологического процесса по
вариантам выемки ............................................. 249
7.1.5. Анализ производительности труда при ведении очистных работ 254
7.2. Анализ себестоимости добычи сильвинитовой руды .... 256
7.2.1. Динамика уровня себестоимости добычи сильвинитовой руды
по калийным объединениям и рудникам (1980—1988 гг.) . . . 257
7.2.2. Анализ себестоимости добычи руды при комбайновой выемке 257
7.3. Методика планирования трудоемкости добычи калийных руд 259
7.3.1. Основные положения программно-целевого планирования тру-
доемкости добычи руды..........................................259
7.3.2. Пример практического использования программно-целевого ме-
тода планирования трудоемкости добычи руды.....................265
8. Методические основы решения горнотехнических задач .... 273
8.1. Методика расчета производительности комбайновых комплексов 273
8.1.1. Расчет производительности комбайновых комплексов, работа-
ющих по односторонней схеме с отгоном..........................273
8.1.2. Особенности расчета производительности комбайновых комп-
лексов при многослойной выемке н расширении камер .... 277
8.1.3. Расчет производительности комбайновых комплексов, работа-
ющих по безотгонной схеме с магазинированием отбитой руды в вы-
работке . ................................................278
8.1.4. Особенности расчета производительности комплексов, включа-
ющих комбайны с барабанным исполнительным органом . . . 280
8.1.5. Длительность проходки выработок комбайновым комплексом
со средствами непрерывной доставки руды........................283
466
8.1.6. Расчет производительности погрузочно-транспортных нашив 284
8.1.7. Исходные данные для расчета производительности комбайно-
вых комплексов и самоходного оборудования в условиях Верхне-
камских рудников..............................................285
8.1.8. Примеры расчета производительности комбайновых комплексов 288
8.2. Методики расчета параметров и определения рациональных схем
расположения шпуров и скважин при ведении буровзрывных работ
на калийных рудниках ......................................... 293
8.2.1. Расчет параметров буровзрывных работ при параллельном
расположении шпуров...........................................294
8.2.2. Пример расчета параметров буровзрывных работ при парал-
лельном расположении шпуров...................................296
8.2.3. Расчет веерного комплекта скважин......................299
8.2.4. Пример расчета параметров буровзрывных работ при веерном
расположении взрывных скважин.................................302
8.3. Расчет и организация проветривания выработок калийных руд-
ников .........................................................304
8.3.1. Определение депрессии рудников и выбор вентиляторов глав-
ного проветривания .......................................... 304
8.3.2. Проветривание тупиковых выработок......................309
8.3.3. Порядок расчета количества воздуха, необходимого для про-
ветривания горных выработок...................................317
8.3.4. Борьба с утечками (подсосами) воздуха в поверхностном
комплексе вентилицнонного ствола..............................328
8.4. Инженерные методы расчета параметров системы разработки 329
8.4.1. Расчет параметров жесткого целика......................330
8.4.2. Расчет параметров податливого целика...................333
8.4.3. Расчет пролетов очистных выработок.....................335
8.5. Основы расчета величин сдвижения и деформаций земной по-
верхности .....................................................337
8.5.1. Исходные параметры процесса сдвижения..................337
8.5.2. Условия безопасной подработки водозащитной толщи . . 340
8j6. Основы расчета производительности закладочного оборудования
и полноты заполнения выработанного пространства .............. 343
8.6.1. Расчет производительности закладки с использованием скре-
перных лебедок................................................343
8.6.2. Расчет производительности технологических схем закладки с
использованием самоходных вагонов............................347
8.6.3. Расчет гидрозакладочной установки......................356
8.6.4. Расчет коэффициента заполнения камер при применении само-
ходных вагонов................................................362
8.6.5. Расчет коэффициента заполнения камер при гидрозакладке 364
8.6.6. Определение приемной способности калийного рудника по за-
кладочному материалу..........................................369
8.6.7. Основные методические положения по размещению шламов
калийных производств в горные выработки.......................370
8.7. Методика расчета потерь и разубоживания руд при очистной
комбайновой выемке.............................................378
8.7.1. Выявление характера взаимосвязи между потерями и разубо-
живанием руды.................................................378
8.7.2. Количественная оценка складчатости пласта . . . ... 378
8.7.3. Определение площадей элементов комбайновых выработок 380
8.7.4. Расчет потерь и разубоживания руды при прямом характере
взаимосвязи между ними........................................384
8.7.5. Расчет потерь и разубоживания руды при обратном характере
взаимосвязи между ними........................................385
8.7.6. Примеры расчета потерь и разубоживания руды при очистной
выемке........................................................388
8.8. Методика выбора рациональных вариантов и технологических па-
раметров очистной комбайновой выемки...........................392
30*
467
8.9. Выбор рациональной формы поперечного сечеиия очистной ком-
байновой выработки.............................................402
9. Технические характеристики горного оборудования...............406
9.1. Забойное оборудование..................................... 406 •
9.2. Оборудование рудничного транспорта........................448
9.3. Оборудование вспомогательного иазиачеиия..................456
Список литературы................................................459
Приложение. Аэродинамические характеристики вентиляторов . . . 460'
Методическое руководство по ведению горных работ на
М 54 рудниках Верхнекамского калийного месторождения/
Уральский филиал ВНИИГ.— М.: Недра, 1992.— 468 с.:
ил.
ISBN 5-247-03233-0
Приведены результаты обобщения передового опыта работы руд-
ников ПО «Уралкалий» и ПО «Сильвинит», научных и проектных раз-
работок и специальных исследований, направленных на решение техни-
ческих и организационных вопросов и связанных с добычей калийно-
магниевых солей. Обоснован выбор рациональной техники н технологии
ведения подготовительных, очистных и закладочных работ. Приведены
методики определения параметров систем разработки, проветривания и
поддержания горных выработок.
Для инженерно-технических работников рудников ПО «Уралкалий»
и ПО «Сильвинит», научно-исследовательских, проектных и конструк-
торских организаций, занимающихся решением проблем, связанных с
добычен калийно-магниевых руд.
М 2502?.!”200~242.. Заказное ББК 33.343
043(01)—92
<
ПРОИЗВОДСТВЕННО-ПРАКТИЧЕСКОЕ ИЗДАНИЕ
МЕТОДИЧЕСКОЕ РУКОВОДСТВО ПО ВЕДЕНИЮ
ГОРНЫХ РАБОТ НА РУДНИКАХ ВЕРХНЕКАМСКОГО
КАЛИЙНОГО МЕСТОРОЖДЕНИЯ
Заведующий редакцией Е. И. Кит
Редактор издательства Э. Н. Чернигова
Переплет художника К. В. Голикова
Художественный редактор О. Н. Зайцева
Технические редакторы JI. Н. Фомина, М. П. Виноградова
Корректор Л. В. Сметанина .
н/к
Сдано в набор 25.03.92. Подписано в печать 22.09.92.
Формат 60X907)6. Бумага книжно-журнальная. Гарнитура литературная.
Печать высокая. Усл. печ. л. 29,5. Усл. кр.-отт. 29,5. Уч.-изд. л. 31,45.
Тираж 800 экз. Заказ 157/12914.
Издательство «Недра»,
125047, Москва, Тверская застава, 3.
1'99178, Санкт-Петербург, Средний пр. 72
Санкт-Петербургская картографическая фабрика ВСЕГЕИ
ВНИМАНИЮ СПЕЦИАЛИСТОВ!
ИЗДАТЕЛЬСТВО «НЕДРА»
ГОТОВИТ В 1993 ГОДУ НОВЫЕ КНИГИ
Агабалян Ю. А.
ТЕОРИЯ И ПРАКТИКА ОПТИМАЛЬНОГО ОСВОЕ-
НИЯ НЕДР
13 л.
Рассмотрены решения задач по оптимизации параметров кон-
диций и разработки месторождений полезных ископаемых. Пред-
ложены методы обоснования минимального промышленного и
бортового содержаний, оптимальной годовой добычи горного
предприятия, границ открытых горных работ, выбора системы
подземной разработки, очередности разработки месторождений
и их частей. Приведена классификация забалансовых запасов
полезных ископаемых.
Для инженерно-технических работников горнорудных пред-
приятий.
План 1993 г., № 51.
Мар юта А. Н.
ФРИКЦИОННЫЕ КОЛЕБАНИЯ В МЕХАНИЧЕ-
СКИХ СИСТЕМАХ
16 л.
Изложена теория фрикционных колебаний для механизмов и
машин, применяемых в горнодобывающей промышленности. Рас-
смотрены математические аспекты составления и анализа диф-
ференциальных уравнений механических систем, в которых осу-
ществляется передача энергии трением от источников к рабочим
органам (конвейерные линии, подъемные установки, рудничный
транспорт, мельницы, дробилки). Предложены математические
модели колебаний рабочих органов такого рода механизмов.
Для инженерно-технических работников горнорудной про-
мышленности.
План 1993 г., № 57.