Текст
                    СПРАВОЧНИК
ИНЖЕНЕРА
ШАХТО¬
СТРОИТЕЛЯ
Том
1
Под общей редакцией В.В. БЕЛОГО
МОСКВА ’’НЕДРА” 1983


УДК (622.012.2 : 69.05J (035) Справочник инженера-шахтостроителя. В 2-х томах. Том 1. Под общей ред. В. В. Белого. М., Недра, 1983. 439 с. Приведены краткие сведения по организации строительства шахт, проходческим комплексам, установкам и оборудованию на поверхности, крепям горных выработок. Изложены способы ведения буровых и взрывных работ. Рассмотрены конструкции машин и комплексов для проходки стволов. Приведена технология соору¬ жения вертикальных, наклонных и слепых стволов, восстающих выработок, приствольных камер, сопряжений, технология углубки вертикальных стволов. Обобщены и систематизированы опыт н до¬ стижения в области строительства и реконструкции шахт. Для инжеиеров-шахтостроителей угольной, горнорудной и горно-химической промышленности. Табл. 172, ил. 238, список лит. — 50 назв. Редакционная коллегия: В. В. Белый (главный редактор), Э. В. Полак (зам. главного редак¬ тора), А. А. Пшеничный (зам. главного редактора), Б. С. Амурский (редактор-организатор), И. В. Баронский, О. С. Докукин, 10. И. Жуйков, В. Т. Сапронов, 10. И. Сеирский, Л. Н. Смирное В. И. Тарасьев Авторы: М. И. Алешин, И. В. Баронский, Н. С. Булычев, Н. Б. Изыгзон, С. А. Кладиев, Н. Ф. Косарев, Д. И. Малиованов, В. И. Папазов, А. С. Поляков, 10. В. Рудаков, Р. С. Сайдиков, В. Т. Сапронов, Ю. И. Сеирский, 10. Б. Смольников, В. Т. Степанчук, Е. В. Стрель¬ цов, В. И. Тарасьев, Н. Р. Умнов, Л. А. Филатов г 2501000000—370 043 (01)—83 199—83 (Q Издательство «Недра», 1983
ПРЕДИСЛОВИЕ Советский народ под испытанным руководством ленинской партии достиг крупных успехов в создании материально-технической базы коммунизма. За годы десятой пятилетки возросло национальное богатство страны. Достигнут рост экономического и научно-технического потенциала, всех отраслей материаль¬ ного производства и непроизводственной сферы. Обеспечен дальнейший рост тя¬ желой промышленности — фундамента экономики. Увеличились добыча топлива, выработка электроэнергии, производство черных н цветных металлов. Весомый вклад в развитие экономики страны внесли работники горнодобы¬ вающих отраслей промышленности, в том числе и шахтостроители. В 1976— 1980 гг. сдано в эксплуатацию предприятий по добыче угля общей мощностью 89 мли. т., по переработке — 32,7 мли. т., а также ряд мощностей на заводах угольного машиностроения. В строй действующих вошли новые высокомеханизи¬ рованные шахты, разрезы, обогатительные фабрики: шахта «Ждановская-Капи- тальная» № 1 в Донецком бассейне, шахта им. 60-летия Ленинского комсомола с обогатительной фабрикой мощностью 3 млн. т. в Ростовской области, разрезы «Колбииский», «Сибнргииский», «Кедровский» и крупнейшая в отрасли шахта «Распадская» мощностью 7500 тыс. т., шахта «Тентекская» № 8 и ЦОФ «Восточ¬ ная» мощностью 6 млн. т., шахты «Бельковская» и «Владимирская» в Подмосков¬ ном бассейне. Всеми шахтостроительными организациями за годы десятой пятилетки было проведено 1825 км выработок, в том числе 103 км вертикальных стволов, 45 км наклонных стволов и 1677 км горизонтальных и наклонных горных выработок. При этом наибольшие объемы выработок на вновь строящихся шахтах были вы¬ полнены в угольной промышленности. Более чем иа 11 % возросла доля стволов глубиной свыше 1000 м на шахтах угольной и на 12 %—горнорудной промыш¬ ленности. Проделана большая работа по выполнению планируемых объемов строительно-монтажных работ, по развитию производственной базы строитель¬ ства, строительству объектов жилищного, социального и культурно-бытового назначения. За последние годы Центральным Комитетом КПСС и Советом Министров СССР принят ряд важных постановлений: «О мерах по ускорению технического перевооружения шахт Министерства угольной промышленности СССР», «О до¬ полнительных мерах по ускорению развития добычи угля открытым способом в 1981—1990 годах», «О повышении тарифных ставок и должностных окладов и совершенствовании организации заработной платы рабочих и служащих угольной (сланцевой) промышленности и шахтного строительства» и другие, направленные на дальнейшее развитие угольной промышленности. В соответствии с «Основными направлениями экономического и социального развития СССР на 1981—1985 годы и на период до 1990 года», принятыми XXVI съездом КПСС, многотысячному коллективу шахтостроителей предстоит в один¬ надцатой пятилетке выполните объем строительно-монтажных работ, в 1,3 раза превышающий фактически выполненный в истекшей пятилетке. Главным фактором роста эффективности строительного производства и улуч¬ шения работы шахтостроительных организаций по увеличению объемов строи¬ тельства является рост производительности труда на основе повышения органи¬ зационного и технического уровня строительства, применения более совершенной техники и технологии производства работ, внедрения новых прогрессивных ма¬ териалов и конструкций, снижения трудоемкости строительно-монтажных работ, повышения уровня механизации погрузки горной массы при проходке стволов, обеспечения строительных организаций средствами малой механизации. Для успешного развития топливной, металлургической, химической и других отраслей промышленности важное значение имеет дальнейшее увеличение объемов строительства горнодобывающих предприятий, а следовательно, объемов прове¬ дения подземных горных выработок и сооружения объектов шахтной поверхности. 1* 3
В Справочнике ииженера-шахтостроителя изложен комплекс вопросов, свя¬ занных со строительством шахт. При его подготовке авторы — инженерно-тех¬ нические и научные работники КузНИИшахтостроя, Донгипрооргшахтостроя, ВНИИОМШСа, Центрогнпрошахта, ЦНИИподземмаша, МакНИИ, Экономики промышленности АН Украинской ССР стремились учесть все новое в теории и практике шахтного строительства и надеятся, что он будет полезен производ- ственникам-шахтостроителям, работникам проектных, научно-исследовательских и учебных институтов горного профиля. Общее редактирование справочника выполнено В. В. Белым, организацион¬ ная работа по подготовке материалов к изданию — Б. С. Амурским. Коллектив авторов будет благодарен читателям за замечания, предложе¬ ния и советы, направленные на дальнейшее улучшение содержания последующего издания справочника.
1. ОСНОВНЫЕ ПОЛОЖЕНИЯ СТРОИТЕЛЬСТВА ШАХТ Современные угольные шахты — это сложные, высокомеханизированные горнодобывающие предприятия большой производственной мощности с высоким уровнем концентрации горных работ и, как правило, со значительной глубиной разработки. При строительстве новых шахт существенно возросли объемы горнопроход¬ ческих работ, выполняемых до сдачи шахт в эксплуатацию. Так, если на шахтах, запроектированных в 1951—1960 гг., суммарный объем горных выработок, соору¬ жаемых в период их строительства, составлял примерно 200—220 тыс. м3, в том числе горизонтальных и наклонных 140—160 тыс. м3, то на шахтах, строящихся в настоящее время, объемы горнопроходческих работ возросли до 700— 1100 тыс. м3. Значительно усложнились процессы и увеличились объемы строительно- монтажных работ, выполняемых на поверхности шахты. Общий объем зданий и сооружений достигает 400—650 тыс. м3. Кроме того, иа промплощадке шахты необходимо проложить десятки километров различных подземных коммуникаций, смонтировать тысячи тонн различного технологического оборудования и металло¬ конструкций. При сооружении шахт шахтостроителям приходится решать самые разно¬ образные горнотехнические задачи. К иим относятся: борьба с внезапными выбро¬ сами пород, угля и газа, горными ударами, повышенным газовыделеиием, высо¬ кими температурами. Нередко горные выработки проходятся в условиях вечной мерзлоты, в плывунах,"по неустойчивым породам, склонным к пучению при одно¬ временном проявлении горного давления. Постоянное наращивание мощности угольных шахт, вовлечение в эксплуата¬ цию запасов на больших глубинах и с более сложными условиями залегания при¬ водят к увеличению трудоемкости процессов проведения горных выработок, не¬ обходимости увеличения их объема и стоимости, а также к повышению потребно - сти в материально-технических ресурсах и горношахтном оборудовании. В этих условиях особенно актуальными являются задачи, поставленные XXVI съездом КПСС перед работниками капитального строительства — строить быстпо, экономично и на современной технической основе. Поэтому главным в работе проектных и шахтостроительных организаций должно быть максимальное применение высокоиндустриальных и экономичных методов строительства, использование новейших достижений науки и техники,- рациональное применение облегченных металлоконструкций и других прогрес¬ сивных строительных материалов. Процесс строительства шахты можно подразделить на несколько периодов — подготовительный; первый основной период (оснаще¬ ние и проходка стволов); переходный (от проходки стволов к проведению протяженных выработок); второй основной период (проведение горизонтальных и наклонных выработок, строительство шахтной поверхности, подготовка к сдаче шахты в эксплуатацию). Каждый из этих периодов характе¬ ризуется сложными и трудоемкими горно-проходческими и строительно-монтаж¬ ными работами, одиако одним из наиболее важных и ответственных является под¬ готовительный период строительства, так как от рациональной организации этого периода во многом зависит успех строительства шахты в целом. В подготовительный период выполняются работы как непосредственно на промышленной площадке шахты (виутриплощадочиые работы), так и вне ее (вие- плошадочные работы). До начала выполнения подготовительных работ необходимо осуществить сле¬ дующие организационно-технические мероприятия; утвердить проект и выдать строительной организации рабочую проектно¬ сметную документацию в установленные сроки; 5 , ■
решить вопросы, связанные с обеспечением строительства материалами, конструкциями и деталями в увязке с общим балансом этих ресурсов и учетом планов развития промышленности строительных материалов и конструкций в дан - ном экономическом районе (при необходимости должны быть определены подле¬ жащие дополнительному вводу в действие производственные мощности матери¬ ально-технической базы строительства, создаваемой по плану развития промыш¬ ленности строительных материалов, конструкций и деталей в сроки, увязанные с намеченным строительством); определить перечень строительных, монтажных и специализированных орга¬ низаций, привлекаемых для осуществления запланированного строительства. При этом должны быть рассмотрены вопросы, связанные с необходимостью увели¬ чения численности этих организаций, развития их производственных мощностей, а также предусмотрено надлежащее размещение и культурно-бытовое обслужива¬ ние строительных рабочих и ИТР; отвести в натуре территорию для строительства; оформить финансирование в органах Стройбанка СССР, а при выполнении работ подрядным способом заключить договора на строительство с подрядной организацией; получить фонды и разместить заказы иа поставку оборудования для строя¬ щегося предприятия в соответствии с разработанным графиком. В состав работ виеплощадочного подготовительного периода входят работы, связанные с сооружением магистральных линий, протяженность которых превышает 3 км. К ним относятся внешние подъездные железнодорожные пути, автомобильные дороги, линии связи, линии электропере¬ дачи с трансформаторными подстанциями, водопроводные линии с заборными сооружениями, канализационные коллекторы с очистными сооружениями, судо¬ ходные трассы с водными причалами. Продолжительность их строительства опре¬ деляют по соответствующим нормам. При этом наибольшую продолжительность строительства одного из указанных объектов с коэффициентом совмещения по вре¬ мени 0,5 прибавляют к норме продолжительности строительства предприятия и со¬ ответственно с этим определяют планируемое начало строительства собственно предприятия. Расчет нормативной продолжительности строительства предприя¬ тия с учетом строительства объектов виеплощадочного подготовительного периода выполняет заказчик по согласованию с генподрядчиком и представляет этот рас¬ чет плановым органам. Капитальные вложения на внеплощадочный подготовитель¬ ный период (до момента совмещения работ на внеплощадочных объектах с работами на строительной площадке) выделяют для каждого виеплощадочного объекта. Капитальные вложения по годам строительства предприятия с момента совме¬ щения работ на внеплощадочных объектах с работами на строительной пло¬ щадке распределяют в соответствии с нормами. В состав работ внутри площадочного подготовитель¬ ного периода входят освоение строительной площадки и организацион¬ ные мероприятия, обеспечивающие рациональное развитие строительства. В этот период создают геодезическую сеть, необходимую для дальнейшего строительства; расчищают территорию строительной площадки и сносят не используемые в про¬ цессе строительства строения; ведут инженерную подготовку строительной пло¬ щадки, выполняя первоочередные работы по планировке территории, обеспечению временных стоков поверхностных вод, перекладке существующих инженерных коммуникаций, устройству постоянных или временных виутриплощадочных дорог, прокладке сетей водо- и энергоснабжения, телефонной и радиосвязи; тампонажу с поверхности водоносных пород в зоне расположения стволов; одновременно с этим создают общеплощадочное складское хозяйство и сооружают площадки для укрупненной сборки оборудования и конструкций; монтируют инвентарные здания, механизированные установки и временные сооружения, а при соответству¬ ющем обосновании — возводят постоянные здания и сооружения, используемые временно для нужд строительства; обеспечивают строительную площадку противопожарным водоснабжением и инвентарем, средствами связи и сиг¬ нализации. Подготовительные работы должны быть технологически увязаиы с общим по¬ током основных строительно-монтажных работ и обеспечивать широкий фронт работ для строительных подразделений. 6
Продолжительность внутршлощадочкого подготовительного периода зави¬ сит от основного проекта строящегося предприятия и определяется проектом организации строительства. Важное значение имеет своевременное к рациональное снабжение строящейся шахты теплом, паром, сжатым воздухом, электроэнергией. При решении этих вопросов целесообразно руководствоваться следующими положениями. Воду, необходимую для нужд строительства, целесообразно подавать из дей¬ ствующих систем водоснабжения, расположенных вблизи строительной площадки. При устройстве временного водоснабжения в первую очередь следует проклады- зать и использовать сети запроектированного постоянного водопровода. Тепло- и пароэнергией стройку необходимо обеспечивать от действующих централизован¬ ных систем теплоснабжения. При соответствующих технико-экономических обо¬ снованиях можно применять инвентарные котельные, а также строить временные котельные, размещаемые в приспосабливаемых для этого помещениях. Для обеспечения строительства шахты сжатым воздухом следует использо¬ вать действующие стационарные компрессорные станции или передвижные ком¬ прессорные установки (в зависимости от объема и характера строительно-монтаж¬ ных работ). Временные внеплощадочиые и внутриплощадочные железные и автомобиль¬ ные дороги следует сооружать в тех случаях, когда нецелесообразно использовать постоянные дороги. Электроэнергию следует подавать иа строительство от действующих энерго¬ систем или от запроектированных постоянных электроподстаиций. Временные асточники (передвижные электроподстанции, энергопоезда) 'можно использовать только в самый начальный период строительства. Временные сети высокого и низкого напряжения, как правило, подвешивают аа столбах. Допускается прокладка линий электропередач в траншеях лишь в тех случаях, когда сооружение воздушных линий может осложнить выполнение ос¬ новных строительно-монтажных работ или если выполнение таких работ не допу¬ скается по технике безопасности. При сооружении временных линий электропередач следует преимущественно применять инвентарные передвижные и столбовые трансформаторные подстанции, переносные опоры. Схемы энергоснабжения, водоснабжения, теплоснабжения и связи должны быть увязаны между собой на всех этапах выполнения строительно-монтажных работ и учитывать последующее развитие строительства в данном районе. Для нужд строительства должны быть возведены жилые, общественные и культурно-бытовые помещения, для чего следует использовать инвентарные (пере¬ движные, контейнерные, сборно-разборные) и постоянные здания. Строительство для этих целей временных зданий и сооружений допускается только при соответ¬ ствующих технико-экономических обоснованиях. Сооружение ство юв при строительстве шахт является одним из наиболее трудоемких и продолжительных процессов в общем комплексе работ. Особенно эхо характерно для глубоких стволов, сооружение которых сопряжено с опреде¬ ленными трудностями и дополнительными затратами времени и средств иа прове¬ дение специальных мероприятий по нейтрализации явлений, усложняющих веде¬ ние работ на больших глубинах. Существенное влияние иа скорости сооружения ствола и шахты в целом ока¬ зывает оснащение проходки стволов. Технические решения по оснащению стволов должны обеспечивать: минимальную продолжительность сооружения ствола и максимальные ско¬ рости его проходки; минимальные продолжительность и стоимость работ по оснащению проходки; минимальную продолжительность переоснащения стволов для проведения горизонтальных выработок; высокую производительность подъемных установок по выдаче горной массы при проходке всех выработок с нормативными скоростями; возможность строительства в подготовительном периоде и при проходке ство¬ лов всех постоянных зданий и сооружений, имея в виду их максимальное исполь¬ зование в период строительства; 7
Повышение уровня индустриализации строительных и монтажных работ за счет широкого использования передвижного проходческого оборудования и инвен¬ тарных временных зданий и сооружений из конструкций повышенной заводской готовности. Передовая практика строительства современных угольных шахт показала, что использование при проходке стволов постоянных подъемных машин, АБК, механических мастерских, складских помещений, инженерных коммуникаций и сетей, элементов благоустройства дает значительный технико-экономический эф¬ фект. Однако при проходке стволов не представляется возможным ограничиться применением только комплекса передвижного оборудования и постоянными зда¬ ниями и сооружениями, поэтому неизбежно приходится использовать временное оборудование, временные здания и сооружения. Это обстоятельство вызвано тем, что в составе постоянного комплекса отсутствуют некоторые виды оборудования, здания и сооружения, необходимые для проходки стволов (проходческие лебедки, зарядные будки, здания для обслуживания проходческого оборудования и т. д.). Кроме того, к началу проходки не всегда удается получить с заводов и смонтиро¬ вать некоторые виды постоянного оборудования, которое могло бы быть исполь¬ зовано для проходки стволов, а также построить в необходимом объеме постоян¬ ные здания и сооружения. Следует также иметь в виду, что некоторые виды постоянного оборудования нецелесообразно использовать для проходки стволов. Так, при относительно не¬ большой потребности в тепловой энергии при проходке стволов нерационально применять для этих целей постоянные котельные, оборудованные котлоагрега¬ тами, производительность каждого из которых в несколько раз превышает по¬ требности проходки (2—3 т пара на одни ствол). Объемы рационального сочетания постоянного временного оборудования зданий и сооружений должны определяться на основе техиико-экономических расчетов. Из постоянных зданий и сооружений шахтной поверхности на период про¬ ходки стволов могут быть использованы: на главной промышленной площадке — башенные же¬ лезобетонные и металлические копры главных и вспомогательных стволов, частич¬ но блоки вспомогательного ствола с механическими мастерскими, административ¬ но-бытовой комбинат, столовая, резервуар противопожарного запаса воды, элек¬ троподстанция, козловой кран и площадка для открытого хранения оборудования, закрытый склад для хранения оборудования, насосная станция хозфекальиых стоков, трансформаторная подстанция, автомобильные дороги и узкоколейные пути, сети водопровода, канализации, сжатого воздуха, энергоснабжения, тепло¬ снабжения; на фланговых стволах — подъемные машины, котельные, резер¬ вуары противопожарного запаса воды, трансформаторные подстанции и распре¬ делительные устройства, автомобильные дороги и площадки, сети водопровода, канализации, энергоснабжения, теплоснабжения. В качестве временных зданий и сооружений в настоящее время для проходки стволов применяются в большинстве случаев сборно-разборные или передвижные здания подъемных машин и лебедок различного назначения, проходческие копры, компрессорные, градирни, котельные, вентиляторные установки, калориферные, административно-бытовые комбинаты и здания для хранения стволовых устано¬ вок БУКС, склады взрывчатых материалов, зарядные механические мастерские, молоточные, электроподстанции и высоковольтные распределительные устройства, отстойники шахтных вод, резервуары противопожарного запаса воды, склады с козловыми кранами или тельферами для разгрузки материалов и оборудования, закрытые склады и навесы для оборудования и материалов. Если невозможно использовать постоянные сети и коммуникации, то прокла¬ дывают временные сети теплоснабжения, питьевого и технического водоснабже¬ ния, канализации, сжатого воздуха, воздушные и кабельные линии электроснаб¬ жения и связи, узкоколейные пути, асфальтированные дороги. Важным направлением сокращения продолжительности сооружения шахтных стволов является создание комплексов передвижного проходческого оборудования, позволяющего свести работы по оснащению и работы подготовительного периода 8
к механизированному монтажу на строительной площадке блоков машин и обо¬ рудования полной заводской готовности и подсоединению их к инженерным ком¬ муникациям. Положительный опыт, накопленный в этом направлении Донгипро¬ оргшахтостроем и шахтостроительными организациями Донбасса, с успехом мо¬ жет быть использован при строительстве шахт в других районах страны. Напри¬ мер, передвижные проходческие машины, разработанные в 10 типоразмерах, мо¬ гут обеспечить скорость проходки до 70 м/мес при глубине сооружаемого ствола до 500 м. Опыт оснащения стволов на строительстве шахты «Ждановская-Капиталь- лая» показал, что трудоемкость при установке такой передвижной машины при¬ мерно в 20 раз меньше, чем при стационарной установке ее в здании и на монолит¬ ном фундаменте (в первом случае — 32 чел.-дня, во втором — 675 чел.-дней). В перспективе намечается разработка параметрического ряда передвижных подъемных машин, включая и машины с концевыми нагрузками 90 и 175 кН со скоростью подъема до 12 м/с для проходки стволов глубиной до 1200 м. Аналогич¬ ные преимущества имеют передвижные проходческие лебедки, компрессорные установки, котельные, вентиляторные установки, также разработанные Донги- врооргшахтостроем и успешно применяемые в шахтном строительстве. Для дальнейшего повышения технического уров¬ ня шахтного строительства наряду с широким использованием передвижного проходческого оборудования необходимо также вести работы по совершенствованию объемно-планировочных и кон¬ структивных решений таких временных зданий и сооружений, ко¬ торые еще не выполняются в передвижном варианте. В этом направлении значительные по объему проектные проработки выпол¬ нены Донгипрооргшахтостроем. Им разработан, например, проект а д м и - Ейстративно-бытового комбината на 125 рабочих- махтостронтелей. Здание такого административно-бытового комбината собирается из сборных унифицированных складывающихся секций (УСС) раз¬ мером 6Х3X2,5 м, каждая из которых состоит из наружной и внутренней стено¬ вых панелей н панели кровли. Наружная стеновая панель выполнена с несущим металлическим каркасом из гнутых профилей; наружная облицовка панели — из профилированного стального листа с высотой сечения 10 мм, внутренняя — из многослойной фанеры. Утеплителем служат полужесткие минераловатные плиты. Внутренняя стеновая панель также имеет несущий металлический каркас. Кро¬ вельная панель выполнена из профилированного настила с высотой сечения 80 мм. Утепление и внутренняя облицовка этой панели аналогичны наружным стеновым ааяелям. Панели крепятся друг к другу на шарнирах, что позволяет при транс- еортнровании складывать их в пакет.Несмотря на то, что в этом проекте приме¬ нены металлоконструкции, общий расход металла на 1 м2 полезной площади со¬ ставляет 61,4 кг, в то время как по типовому проекту административно-бытового комбината, разработанному ВНИИОМШСом с применением железобетонных эле¬ ментов, этот показатель составляет 63,4 кг; сметная стоимость 1 м2 полезной пло¬ щади — соответственно 102,5 и 111 руб. Трудоемкость возведения такого здания составляет 487 чел.-дней, продолжительность строительства — 14 дней. В то же время по проекту ВНИИОМШСа трудоемкость составляет 1048 чел.-дней, а про- Жшкнтельность возведения такого здания — 29 дней. Интересные технические решения приняты Донгипрооргшахтостроем з проектах зданий временных подъемных машин и проходческих лебедок. Эти здания запроектированы в виде пирамид, усеченных плоскостью, не параллельной основанию. Такая форма здания соз¬ дается складывающимися унифицированными секциями размером 3X9 и 3X4,8 м, жаждая из которых состоит из стеновой и кровельной панелей, соединенных между собой шарнирами. Свободная часть кровельной панели опирается на металли¬ ческую стойку, установленную внутри здания. Кровельные и стеновые панели вы¬ полнены с несущим металлическим каркасом из гнутых профилей и заполнением типа «сэндвич». Такое заполнение состоит из листов профилированного стального настала, между которыми проложены листы жесткого пенополиуретана с плот¬ ностью 60 кг/м3. Заполнение панелей проходческих лебедок однослойное. Фундаменты под наружные стены — сборные железобетонные балки по кон¬ туру здания, под колонны — отдельно стоящие фундаменты. Полы в здании бе- товкые. Все элементы при монтаже соединяются болтами. 9
Здания подъемных машин оборудуют системой воздушного отопления, при¬ точно-вытяжной вентиляцией, водопроводом, канализацией, сжатым воздухом, электросиловым оборудованием и освещением. Такое здание можно построить за 10 дней, трудоемкость его возведения со¬ ставляет 243 чел.-дня; трудоемкость же возведения аналогичного здания из тра¬ диционных материалов (сборного железобетона) со.тавляет 1860 чел.-дней, а про¬ должительность строительства — 170 дней. Таким образом, и здесь имеются боль¬ шие резервы по снижению трудоемкости и сокращению сроков строительства горных предприятий. Из общего объема горных выработок, сооружаемых в период строительства шахты, на долю стволов приходится 20—25 %, а продолжительность их сооруже¬ ния составляет 35—50 % общего срока строительства шахты. Поэтому повышение скорости проходки вертикальных стволов, особенно глубоких, имеет большое значение для сокращения сроков ввода в действие новых мощностей угольной промышленности. В настоящее время при проходке стволов успешно применяют прогрессивные технологические схемы, исключающие применение временной крепи; получила широкое распространение совмещенная схема проходки стволов с возведением постоянной бетонной крепи у забоя; внедрена параллельно-щитовая схема про¬ ходки глубоких стволов, позволяющая достигать рекордной скорости проходки, и др. При проходке стволов рекомендуется максимально использовать постоянное проходческое оборудование, шире применять крепь из быстротвердеющих бето¬ нов, подаваемых по трубам за передвижную опалубку, а также погрузочные ма¬ шины с механизированным вождением и дистанционным управлением грейфером в сочетании с большегрузными саморазгружающимися бадьями вместимостью до 6—6,5 м3. Одним из основных направлений технического прогресса в шахтном строительстве является про¬ ходка стволов с помощью стволовых проходческих к о м'б айвовых комплексов. Применение стволовых проходческих комбайнов с механическим разруше¬ нием горных пород (типа ПД и типа СК) позволяет совместить во времени основные трудоемкие операции — разрушение забоя, погрузку породы, крепление ствола. Это дает возможность повысить в 2—3 раза среднюю скорость проходки стволов по сравнению с проходкой буровзрывным способом и снизить стоимость проход¬ ческих работ. При этом существенно возрастает производительность труда про¬ ходчиков, улучшаются санитарно-гигиенические условия работы и повышается безопасность труда. Кроме того, при механическом разрушении пород не проис¬ ходит нарушения взрывом стенок ствола, что позволяет уменьшить толщину по¬ стоянной крепи до 250 мм. При разработке проектов организации строительства шахты (и, в частности, при проектах сооружения шахтных стволов) необходимо с достаточной степенью точности определять величину скорости сооружения шахт¬ ных стволов. Эта величина определяется как суммарная величина скорости проходки собственно ствола, сопряжений, приствольных камер, армирования, а также продолжительности подготовительного и переходного периодов от проходки ствола к проведению горизонтальных выработок. Величину среднемесячной технической скорости проходки ствола vMec можно выразить в виде функциональной зависимости «мёе = / (*ъ *2, • • хп; Уи Уч, . . ., ут), где х1г хп—горнотехнические условия проходки ствола (глубина и диаметр ствола, вид и толщина крепи, геологическая характеристика пород и др.); уъ ... ■ Ут •—основные параметры принятой в проекте технологической схемы про¬ ходки ствола (производительность бурильного и погрузочно-подъемного комплек¬ сов, численность проходческих бригад и др.). Для определения технической скорости проходки ствола рекомендуется ис¬ пользовать методику, предложенную канд. техн. наук Р. А. Тюркяном, согласно которой последовательно определяются трудоемкость и продолжительность вы¬ полнения работ по всему проходческому циклу: буровзрывным работам, погрузке породы, возведению крепи и др. 10
Любая технологическая схема оценивается в конечном итоге по сметной стой¬ кости и уровню фактических затрат, произведенных шахтостроительной органи¬ зацией при проходке ствола. В тресте Донецкшахтопроходка внедрена система э к о н омическо й о ц е и к и применяемых т е х н о л о г и ч е с к и х схем на основе так называемого экономического паспорта. Этот паспорт представляет собой расчетно-нормативный документ, регламенти¬ рующий по основным экономическим показателям уровень и структуру затрат при выполнении различных видов и объемов работ по каждому сооружаемому стволу. Применение такой системы позволяет оперативно определять величину фактических производственных расходов при сооружении ствола в зависимости от применяемого проходческого оборудования, схемы и скорости сооружения. Система экономического паспорта предусматривает ежемесячное программи¬ рование производственных издержек проходческого участка в течение всего вре¬ мени его функционирования как на планируемый объем работ (ожидаемый), так и на фактически выполненный с последующим сопоставлением указанных пока¬ зателей с данными бухгалтерского учета. Для реальных условий указанное разде¬ ление затрат по отношению к объему работ, выполняемых за месяц, имеет важное значение для планирования экономических показателей, так как увеличение объема производства при прочих равных условиях обеспечивает существенное снижение себестоимости выполняемых работ и улучшает другие показатели работы шахто- проходческого участка (или управления). Таким образом, система экономического паспорта, наряду с принятыми фор¬ мами бухгалтерского учета, является действенным методом повышения эффектив¬ ности проходческих работ. Она способствует внедрению прогрессивных техноло¬ гических процессов при сооружении шахтных стволов. Стволы современных угольных шахт, как правило, сооружают в сложных горно-геологических условиях, что в значительной мере сдерживает скорость про¬ ходки и увеличивает стоимость их строительства. Так, при притоке воды до 20 м3/ч в забой ствола глубиной 500 м сметная стоимость проходки ствола увели¬ чивается примерно на 15 % по сравнению с проходкой при притоке 5 м®/ч, а с уче¬ том дополнительных затрат, связанных с чвеличением сроков строительства, — аа 30—35 %. Для выполнения проектного объема горнопроходческих работ и завершения строительства шахты в установленные сроки необходимо после сооружения стволов организовать четкий производственный процесс для перехода к проведе¬ нию горизонтальных и наклонных выработок. Согласно действующим норматив¬ ным документам (СНиП), подготовку к проведению горизонтальных и наклонных выработок следует осуществлять в первом основном периоде строительства шахты, т. е. работы, связанные с переходом от проходки стволов к проведению горизон¬ тальных и наклонных выработок, входят в состав одного из этапов сооружения шахтных стволов. В то же время анализ фактических данных свидетельствует о том, что продол¬ жительность перехода от проходки стволов к проведению горизонтальных и на¬ стенных выработок на строящихся угольных шахтах достигает 10—15 % общей продолжительности строительства и составляет от 8 до 20 ыес (в зависимости от объема работ). Такая продолжительность вызвана большими объемами работ, вы¬ полняемыми в этот период, а также необходимостью переоснащения стволов и ввода в действие новых проходческих машин и механизмов. Кроме того, в период перехода от проходки стволов к проведению горизонтальных горных выработок меняются схемы выдачи породы по стволу, транспортирования горной массы на поверхности, вентиляции, появляется необходимость в складировании попутно добываемого угля. Б этот период на поверхности должны бытв выполнены работы по демонтажу проходческого оборудования, применявшегося при проходке стволов, а также разобраны фундаменты временных зданий и сооружений, возведены постоянные копры, смонтированы постоянные подъемные машины, завершено строительство временных вентиляторных и калориферных установок, административно-быто¬ вых комбинатов, механических мастерских и др. На горизонтах должен Сыть оборудован зумпфовый водоотлив, смонтированы вентиляционные и обменные устройства, проложены необходимые трубопроводы и кабельные линии электропередач.
2. ОРГАНИЗАЦИЯ И УПРАВЛЕНИЕ СТРОИТЕЛЬСТВОМ ШАХТ Организация строительства шахт — система подготовительных и техноло¬ гических мероприятий, проводимых для организации работ по строительству надземных и подземных комплексов шахты. Основная цель организации строительства (ОС) — обеспечить качественное выполнение работ по сооружению объектов с наименьшими затратами труда и средств и ввод их в действие в сроки, установленные нормами продолжительности строительства. Пр одолжительность строительства шахты опреде¬ ляется продолжительностью работ критического пути сетевого графика строи¬ тельства, включающего подготовку и оснащение стволов; проходку стволов; про¬ ведение горизонтальных и наклонных выработок от ствола до очистного забоя. Суммарная продолжительность последовательного выполнения этих работ, как правило, значительно превышает продолжительность строительства любого дру¬ гого объекта шахты, осуществляемого параллельно. ОС шахт осуществляется на основании проектно-сметной документации, кото¬ рая должна базироваться на передовом опыте строительства, на достижениях строительной науки и техники. Для выбора наилучших решений применяется сравнительный анализ вариантов ОС. Проектно-сметная документация разрабатывается на основании задания на проектирование и включает технический и рабочий (техно¬ рабочий) проекты, сводную смету на строительство, объектные (поузловые) сметы по рабочим чертежам. Строительство осуществляется в соответствии с проектом организации строи¬ тельства (ПОС) и проектами производства работ (ПНР). Проект организации строительства предусматривает предварительное планирование строительства и определение ряда показателей, в том числе местных условий строительства на выбранной и утвержденной пло¬ щадке, сроков строительства в целом и основных объектов, последовательности, сроков проведения, объемов подготовительных и основных строительно-монтаж¬ ных работ, методов производства основных видов работ, потребности строитель¬ ства в основных материально-технических ресурсах, рабочих кадрах и порядка обеспечения этой потребности, решения по организации строительной базы (для новых районов), определения объемов и стоимости временного строительства, обес¬ печения жилой площадью и соцкультбытовыми объектами строительных рабо¬ чих, решение общих вопросов организации строительства площадки, оснащения механизмами проходческих и общестроительных работ, временного энергоснаб¬ жения, водоснабжения и пр. Кроме того, ПОС определяет организацию (объемы и сроки) поставок технологического оборудования, выдачи проектной документа¬ ции и порядок работ по освоению проектной мощности шахты. Проект производства работ — один из основных документов на строительной площадке. Он определяет наиболее эффективные способы выпол¬ нения строительно-монтажных работ, способствующие снижению их себестоимо¬ сти и трудоемкости, сокращению продолжительности строительства объектов, по¬ вышению степени использования строительных машии и горнопроходческого оборудования, улучшению качества строительно-монтажных работ и обеспечению безопасности труда. Осуществление строительства без проектов производства работ запрещается. ППР должен разрабатываться с учетом применения прогрессивных ме¬ тодов и способов организации производства работ и содержать следу¬ ющие основные д о к у м е н т ы: комплексный сетевой график или календарный план производства работ (в зависимости от степени сложности объекта), в которых иа основе объемов строи- 12
i .-льне»-монтажных работ и разработанной технологии устанавливаются последо¬ вательность и сроки выполнения работ, определяются их трудоемкость, потреб¬ ность в трудовых ресурсах, а также сроки поставки всех видов оборудования и и а термально- технических ресурсов; строительный генеральный план с расположением приобъектных постоян¬ ных и временных транспортных путей, сетей водоснабжения, канализации, элек¬ троснабжения, теплоснабжения, административно-хозяйственной и диспетчер¬ ской связи, монтажных кранов, механизированных установок, складов, времен¬ ных инвентарных зданий, сооружений и устройств, используемых для нужд строительства; график поступления на комплекс, узел (объект) строительных конструкций, деталей, полуфабрикатов, материалов и оборудования с приложением комплекто¬ вочных ведомостей; график потребности в рабочих кадрах по комплексу (узлу); график потребности в основных строительных машинах и горнопроходческом оборудовании по комплексу (узлу); технологические схемы проведения горных выработок, технологические карты па сложные работы и работы, выполняемые новыми методами, на остальные работы — типовые технологические карты и технологические схемы проведения горных выработок, привязанные к объекту и местным условиям строительства, азану горных работ, или технологические схемы с описанием последовательности ж методов производства работ с определением сроков и стоимости работ, трудо¬ затрат и потребности в материалах, машинах и механизмах по этапам для бригад, работающих по методу хозяйственного расчета с указанием по технике безопас- шсги выполнения работ; технологические схемы производства геодезическо-маркшейдерских работ с j казанием методов обеспечения необходимой точности построений и измерений, местоположения знаков геодезической плановой и высотной основы, способов обеспечения их сохранности; решения по охране труда и технике безопасности, требующие проектной раз¬ работки; документация для осуществления контроля и оценки качества строительно¬ монтажных и специальных работ (указания о допусках, схемы операционного контроля и качества и пр.); мероприятия по организации работ методом бригадного хозрасчета и коы- шектному обеспечению бригад необходимыми материалами, инструментом, осна- пгкой, приспособлениями и машинами; пояснительная записка, содержащая обоснование решений по производству | мог, в том числе выполняемых в зимнее время; расчеты потребности в алектро- := ергяи, воде, паре, кислороде, сжатом воздухе и решение по устройству времен- п . го освещения строительной площадки и рабочих мест с составлением, в случае аесбходимости, рабочих чертежей подводки сетей к объекту от источников лита- а*к; перечень временных инвентарных зданий и сооружений с обоснованием усло¬ вий привязки их к участкам строительства; мероприятия по защите действующих ж еуннкаций от повреждений; технико-экономические показатели решений, яршатых в ППР. Инженерная подготовка строительного произ¬ водства — комплекс взаимоувязанных организационных, технических, кланово-финансовых документов и мероприятий, систематически разрабатывае¬ ма и оперативно контролируемых с целью выполнения заданной программы строительства с наибольшей экономической эффективностью. Глазной задачей инженерной подготовки строительного производства яв¬ ляется обеспечение планомерного развертывания и осуществления строительно¬ му влажных работ индустриальными и поточными методами, сдача в эксплуатацию объектов строительства в установленные сроки с высокими технико-экоиомиче- сзшми показателями и качеством работ. Основными документами, определяющими под¬ готовку строительного производства, являются: р абочие чертежи и сметы объектов строительства с выделением в них норма- тшшой условно-чистой продукции; годовой план строительно-монтажных работ; 13
пусковые комплексы и внутрипостроечные титульные списки объектов строи¬ тельства; ведомость товарной строительной продукции (по сдаваемым в эксплуатацию заказчику объектам, предприятиям, пусковым комплексам); проекты производства работ с комплектами типовых технологических карт, содержащих в своем составе калькуляции трудовых затрат на измеритель конеч¬ ной продукции, матрицы оценочных показателей и фасетные классификации фак¬ торов, влияющие на величину расхода трудовых затрат, заработной платы, мате¬ риально-технических ресурсов и др.; поузловые сетевые графики строительства сложных объектов и крупных про¬ мышленных комплексов; ведомости поузловой потребности в трубах, рельсах, металлопрокате и дру¬ гих материально-технических ресурсах, разработанной проектной организацией в составе проектной документации и в соответствии с требованиями ГОСТа; ведомости поузловой потребности в металлоконструкциях и сборном железо¬ бетоне; ведомости потребности в строительно-дорожных механизмах, машинах, гор¬ нопроходческом оборудовании, приспособлениях, инвентаре; баланс потребности и покрытия дефицита мощностей строительно-монтажных организаций и рабочих по специальностям; данные о действующих мощностях и расчеты потребных мощностей по про¬ изводству товарного бетона, раствора, арматуры, опалубки, закладных деталей и других изделий, материалов и полуфабрикатов. Основой своевременной и качественной подготовки производства работ является всестороннее изучение технической документации инженерно-техниче¬ скими работниками строек. Заказчик передает генподрядной строительно-монтажной организации не позднее 1 июля года, предшествующего планируемому, комплект доку¬ ментации: утвержденный в установленном порядке проект со сводным сметным расчетом и сводкой затрат, а также материалы и данные в соответствии с инструкциями и указаниями по разработке проектов и смет (в двух экземплярах); сводные и локальные сметы на здания и сооружения, виды работ и затрат ведомости сметной стоимости товарной продукции, каталоги индивидуальных единичных расценок, ценники сметных цен иа местные материалы и изделия (фран¬ ко-строительная площадка в трех экземплярах). рабочие чертежи (включая ведомости объемов строительных и монтажных работ и сводные ведомости потребности в материалах) с отметкой заказчика «Го¬ ден к производству работ» вместе с заглавным листом комплектно на объект в це¬ лом или на укрупненный технологический цикл, но не менее чем на объем работ, подлежащий выполнению в планируемом году (в трех экземплярах). Заказчик обязан передать генеральному подряд¬ чику до 1 апреля года, предшествующего планируе¬ мому, сборник заказных пообъектных спецификаций на металлопрокат, трубы, металлический шпунт, рельсы и стрелочные переводы, общие виды металлокон¬ струкций, течек, вороиок, желобов, лотков, по которым разрабатываются рабочие чертежи для их изготовления. Для размещения заказов на изготовление нетиповых сборных железобетонных и металлических конструкций заказчик выдает четыре экзем¬ пляра рабочих чертежей этих конструкций и гарантию предоставления пред- приятию-изготовителю необходимого числа форм (бортоснастки) для их изготов¬ ления. Заказчик передает генподрядчику в сроки, обусловлен¬ ные договором: документы на отвод территории в натуре; данные геологических и гидрогеологических исследований строительной пло¬ щадки; схемы и чертежи существующих подземных и надземных коммуникаций и сооружений на застраиваемом участке; гидрогеологические данные, данные по вертикальным стволам, разрезы по ним с указанием категорий пересекаемых пород и притоков веды; 14
акты освидетельствования прочности отдельных зданий и сооружений, под¬ лежащих реконструкции; документы о разрешении соответствующих органов на производство работ в зоне воздушных линий электропередачи и линий связи, эксплуатируемых участ¬ ков железных дорог или в полосе отвода железных дорог, а также на вскрытие дорожных покрытий, на производство работ в местах прохождения подземных коммуникаций (кабельных, газопроводных, водопроводных, канализационных и других), расположенных на строительной площадке. Основными функциями управ л е н и я при строительстве шахт являются планирование капитальных вложений, учет, контроль, ана¬ лиз, оперативное планирование. Поскольку вопросы планирования рассмат¬ риваются в разделе экономики шахтного строительства, а функции учета, контроля и анализа не специфичны для шахтного строительства, здесь рас¬ сматриваются лишь вопросы оперативного управления строительством шахт. Одним из важнейших мероприятий по улучшению оперативного управления с т р о и т е л ь с т в о м является внедрение на всех стройках единой системы оперативного недельно-суточного планирования производства строительно-монтажных работ и их материально-технического обеспечения в соот¬ ветствии с недельно-суточными графиками, а также организация диспетчерского контроля за выполнением графиков и принимаемых оперативных решений. Недельно-суточные графики составляются на все горные, строительные и мон¬ тажные работы, подлежащие выполнению в наступающей неделе, в соответствии с организационно-техническими мероприятиями, директивными и рабочими узло¬ выми сетевыми графиками. Исходными данными для разработки недельно- суточных графиков служат: организационно-технические мероприятия, директивные и рабочие узловые сетевые графики строительства объектов; месячные планы строительно-монтажных работ и мероприятия по их выпол¬ нению; месячные планы и графики поставки материалов и конструкций; месячные планы грузоперевозок; оперативная информация о ходе выполнения позиций сетевых и недельно- сугочных графиков производства работ и их материально-технического обеспече- еия за предыдущие и текущую недели. В проект недельно -суточного графика включаются в первую очередь работы, находящиеся на критических и подкритических путях сетевых графиков, а также работы, открывающие фронт работ для смежных и субподрядных организаций, выполнение которых обеспечено технической доку- мазтацней, необходимыми числом рабочих, фронтом работ, материально-техниче¬ скими ресурсами. Набор работ и сроки их выполнения определяются с учетом складывающейся производственной обстановки на каждом объекте, результатов выполнения графи¬ ке в за предыдущие недели и ожидаемого выполнения за текущую неделю. Подготовленные недельно-суточные графики производства работ, сводные графики материально-технического обеспечения и автоперевозок на предстоящую неделю перед утверждением рассматриваются с участием всех служб и субпод¬ рядных организаций у главного инженера треста. При этом взаимоувязываются вопросы производства строительных работ, раскрытия фронтов работ специализи- р ованными организациями, материально-технического обеспечения, работы ме¬ ханизмов и автотранспорта с тем, чтобы на решение управляющего трестом выно¬ силось минимальное число нерешенных вопросов. На основании утвержденных недельно-суточных графиков производства ра¬ бот начальники участков, горные мастера, мастера и производители работ еже¬ дневно в конце рабочего дня обсуждают с бригадами задание на следующий день, уточняют расстановку рабочих, потребность в ресурсах и выдают бригаде сменное ЗЗДЗНИС- В соответствии с основными задачами главный диспетчер и аппарат диспет¬ черской службы обеспечивают сбор, обобщение и анализ оперативной информации, поступающей от подведомственных и субподрядных организаций, предприятий стройиндустрии, транспортных организаций о ходе выполнения недельно-суточ- 1 е
иых графиков, информируют руководство по подчиненности о выполнении недель¬ но-суточного графика и организационно-технических мероприятий по пусковым и важнейшим объектам (по утвержденному перечню), причинах срыва выполнения объемов работ и поставок, неполадок, аварий, о принятых мерах по их устранению и недопущению в дальнейшем. Мастера с участием бригадиров (звеньевых) про¬ водят учет выполнения работ по пунктам недельно-суточного графика и делают соответствующие отметки в исполнительной части графика. Ежедневно в 16 ч про¬ водится диспетчерское совещание у управляющего генподрядным трестом, цели которого: контроль выполнения недельио-суточного графика; координация деятельности всех производственных звеньев; решение возникших неувязок в работе; вскрытие и устранение причин, мешающих работе подразделений; уточнение заданий подразделений на следующие сутки. Одной из задач оперативного совещания должно быть повышение персональ¬ ной ответственности руководителей всех уровней за обеспечение выполнения не¬ дельно-суточных графиков. В целях укрепления хозяйственного расчета, повышения роли недельно- суточных графиков и материальной ответственности строительно-монтажных управлений и других хозяйств треста, комбината, объединения за выполнение за¬ даний и обязательств, предусмотренных недельно-суточными графиками, устанав¬ ливается материальная ответственность сторон. Управление строительством горных предприятий из года в год усложняется. Это объясняется, с одной стороны, масштабами роста производства, а с другой — ухудшением горио-геологических условий строительства, так как современные шахты строятся на более глубоких горизонтах. Качественно новым подходом к вопросу управления шахтным строительством в настоящее время является разработка автоматизированных систем управления. Мероприятия по обеспечению сдачи в эксплуа¬ тацию крупных объектов содержат следующие ос¬ новные документы: краткую пояснительную записку; основные вопросы, требующие решения с указанием ответственных исполнителей и сроков исполне¬ ния; краткую характеристику объекта; основные показатели по стройке; ситуа¬ ционный план района; план промплощадки с нанесением объектов, входящих и не входящих в пусковой комплекс объекта; планы горных работ с поквартальной разбивкой объемов горных работ; объемы строительно-монтажных работ и сводную ведомость их распределения по исполнителям с разбивкой СМР по направлениям; объемы проведения горных выработок; график потребности в рабочих кадрах (по исполнителям) по пусковому комплексу; укрупненный директивный поузловой сетевой график строительства; перечень и состав узлов; содержание, схему и сете¬ вой график узла; перечень основного проходческого оборудования и строительно¬ монтажных работ с указанием сроков поставки; графики поставки сборного желе¬ зобетона, металлоконструкций, труб и кабельно-проводниковой продукции. Разработка мероприятий должна осуществляться на базе имеющихся ПОС и ППР с учетом реальных остаточных объемов строительно-монтажных работ, обеспечения пускового комплекса строительно-дорожными машинами, горнопро¬ ходческой техникой, рабочими кадрами всех специальностей и поставки в уста¬ новленные директивными графиками и ППР материальных ресурсов, технологи¬ ческого оборудования и кабельно-проводниковой продукции. Приемочная комиссия принимает объект в эксплуатацию при условии выпуска предусмотренной проектом продукции в заданном объеме. В исключительных слу¬ чаях допускается наличие недоделок, не препятствующих нормальной эксплуата¬ ции шахты, ие ухудшающих санитарно-гигиенических условий и безопасность труда работающих. Акт приемочной комиссии должен содержать; перечень и крат¬ кое описание принятых объектов с указанием их техиико-экоиомических показа¬ телей; данные о соответствии произведенных работ утвержденному проекту, ра¬ бочим чертежам и требованиям СНиП; перечень выявленных неполадок с установ¬ лением cdokob их устранения и их сметной стоимости; оценку качества выполнен¬ ных СМР н установленного оборудования, данные о сметной и фактической стои¬ мости строительства, об остатке сметного лимита; выводы и предложения. 16
Датой сдачи в эксплуатацию законченных строительством шахт считается дата подписания акта государственной приемочной комиссией. Автоматизированная система управления шахт¬ ным строительством (АСУШС) представляет собой совокупность эко¬ номико-математических методов и технических средств передачи, хранения и обра¬ ботки информации. Функциональный состав АСУШС включает: планирование развития и размещения предприятий и организаций стройин¬ дустрии; управление научно-техническим прогрессом; технико-экономическое планирование; управление производством строительно-монтажных работ; оперативное управление подрядными работами и сдачей объектов и мощно¬ стей в эксплуатацию; управление подготовкой производства; управление собственным капитальным строительством; управление промышленным производством; управление механизацией работ; управление транспортом; управление материально-техническим обеспечением; управление финансовой деятельностью; планирование, учет и анализ труда и заработной платы; планирование, учет и анализ кадров; бухгалтерский учет. В настоящее время разработка АСУ в шахтном строительстве, как и АСУ з строительстве и промышленности в целом, ведется главным образом в рамках функциональных подсистем, состав которых для АСУШС был перечислен выше. Объясняется это невозможностью и нецелесообразностью иа сегодняшний день при нынешнем состоянии развития математического моделирования и средств вы¬ числительной техники, создания и функционирования системы управления на базе обобщенной единой модели отрасли. Тенденция членения, дезагрегации крупных систем прослеживается в настоящее время при проектировании АСУ во всех об¬ ластях ее применения. Единая модель системы по крайней мере в строительстве гока далека от реализации. В лучшем случае делаются попытки создания единого ззашюувязанного комплекса моделей (например, в подсистеме технико-экономи¬ ческого планирования), охватывающего целиком подсистему или ее значительную честь. В основном же используется так называемый позадачиый принцип реали¬ зация АСУ, т. е. разработка подсистем АСУ ведется решением отдельных задач в рамках общей концепции. Этот же ппинцип реализуется и при создании АСУ шехгным строительством. При этом в АСУШС включаются задачи и комплексы за¬ дет. разработанные в Минуглепроме СССР, а также другими организациями глав¬ ам» образом строительных министерств и ведомств. АСУ шахтным строительством, разрабатываемая и внедряемая в настоящее время в отрасли, включает: технико- экономическое плани рование; управление подготовкой производства; управление строительно-монтажными работами; управление промышленным производством; управление материально-техническим снабжением и комплектацией; управление механизацией работ и транспортом. Отнесение объемов СМР к тому или иному способу строительства должно удовлетворять определен¬ ным требованиям: 1. К СМР, выполняемым хозяйственным способом, следует относить: горнокапитальные работы на действующих шахтах, не предусматривающие аекрыткя новых пластов и строительства новых горизонтов; техническое перевооружение действующих мощностей; работы, непосредственно связанные с ведением горных работ иа действующих теразонтах: работы на поверхности, связанные с ее модернизацией, стоимостью не свыше вД млн. руб.; 17
работы по развитию баз отдыха и профилакториев. 2. К объемам СМР, выполняемым подрядным способом силами производст¬ венных объединений по добыче угля, следует относить: гориокапитальиые работы на действующих шахтах, связанные со строи¬ тельством новых горизонтов и развитием шахт в случаях, когда нет возможности для создания обособленной транспортной сети; работы, связанные с развитием действующих мощностей объединения; работы по строительству и развитию баз отдыха и профилакториев. 3. К объемам СМР, выполняемым подрядным способом силами различных шахтостроительиых организаций и внешними подрядными организациями, сле¬ дует относить: строительство новых шахт, разрезов, обогатительных фабрик и других пред¬ приятий; горнокапитальные работы на действующих шахтах, не связанные с ведением работ на действующих горизонтах;., жилищно-коммунальное и соцкультбытовое строительство; работы, связанные с освоением новых угольных районов; реконструкцию и строительство промышленных объектов иа поверхности. Подготовительный период строительства— один из важнейших этапов строительства шахты. Он связан с освоением территории строительства, сооружением магистральных инженерных коммуникаций, возве¬ дением временных, а также постоянных, используемых в период строительства зданий и сооружений и оснащением стволов для проходки. Продолжительность подготовительного периода не должна превышать 25 % общей продолжительности строительства. В подготовительный период выполняются работы по освоению территории строительства, планировке строительной площадки, отводу поверхностных вод, устройству внутриплощадочных коммуникаций, организации временных и по¬ стоянных узлов водо- и теплоснабжения, пиевмохозяйства, устройству подъезд¬ ных путей, фундаментов под первоочередные здания и сооружения, проходке устьев стволов, оснащению стволов на период проходки по коренным породам, строительству временных и некоторых постоянных зданий; при проходке стволов специальными способами проводятся дополнительно работы по их подготовке. Очередность строительства объектов подготовительного периода опреде¬ ляется календарным графиком с учетом принципа равнопоточиости выполнения работ. Техническое обеспечение строительной площадки включает: электро-, водо- и теплоснабжение, снабжение сжатым воздухом, обеспечение стройки изделиями, материалами, строительными машинами и механизмами. Электроснабжение, как правило, осуществляется от имеющихся сетей высокого напряжения (преимущест¬ венно воздушных). Для понижения напряжения используются временная или по¬ стоянная трансформаторная подстанции на площадке. В необходимых случаях иа стадии подготовительных работ могут использоваться передвижные электро¬ станции. Водоснабжение обеспечивается по возможности от действующих водо¬ водов с устройством в необходимых случаях дополнительных сооружений. Как правило, строится постоянная линия водоснабжения и от нее проводится времен¬ ная разводящая сеть. Для теплоснабжения в период строительства шахты может быть использована постоянная или временная котельная. Передача теплоносителя осуществляется по постоянным теплосетям строящегося объекта с ответвлениями к временным зданиям и сооружениям. Снабжение сжатым воздухом осуществляется от компрессорных станций, со* оружаемых в подготовительный период. Тип и число компрессоров определяются иа основании потребности в сжатом воздухе строительных механизмов. Обычно предусматривается резерв (1—2 компрессора). Конструкциями, материалами и изделиями стройку обеспечивают как соб¬ ственные предприятия, так и в порядке централизованного снабжения в соответ¬ ствии с выделяемыми фондами. Местные материалы стройка получает от подсоб- ных’предприятий. При необходимости строятся заводы по производству~сборного железобетона и товарного бетона. Для хранения запасов материалов, изделий конструкций в подготовительный период вводятся в действие склады и временные хранилища, 18
Обеспечение строек строительным и горнопроходческим оборудованием Про¬ изводится организациями, осуществляющими строительство. - В подготовительном периоде при сооружении современной шахты возводится в среднем 50—75 зданий и сооружений различного назначения. В связи с тем, что все здания и сооружения подготовительного периода ие представляется возмож¬ ным возводить поточным методом, так как не все из них имеют сходные объемно- планировочиые и конструктивные решения, наиболее приемлемой формой органи¬ зации строительства в этот период является групповой (объектный) поток. Целе¬ сообразна при этом взаимоувязка поточного метода с сетевым планированием. Организация работ при проходке шахтных стволов, переходного периода и проведения горизонтальных и наклонных выработок будет освещена в соответ ствующих разделах справочника. То же касается возведения надземных зданий i сооружений в основной период строительства. Контроль за качеством выполнения строительно- монтажных р а б о т (СМР) осуществляется периодически ежесменно, еже¬ недельно и ежемесячно. Конечный контроль по выполнению работ осуществляется приемочной комиссией при сдаче объектов в эксплуатацию. Ежесменный контроль качества продукции осуществляется техническим над¬ зором при приемке-сдаче смены. Еженедельный и ежемесячный контроль осущест¬ вляется лицами технического персонала строительной организации. При произ¬ водстве маркшейдерских замеров на горных работах контроль осуществляется лицами технического надзора заказчика, органами горного надзора и т. п. Кон¬ троль за качеством строительной продукции производится также организациями Стройбанка СССР путем проведения контрольных обмеров оплаченных объемов СМР. Особый контроль в процессе строительства ведется за качеством «скрытых» работ, к которым относятся конструктивы, недоступные контролю после оконча¬ ния сооружения объекта. В этом случае участниками инвестиционного процесса оформляется совместный акт промежуточной приемки работ. Окончательный контроль качества строительной продукции производится при сдаче шахты в эксплуатацию государственной приемочной комиссией. Комис¬ сия создается.ие позднее чем за три месяца до сдачи шахты. В ее состав включаются представители заказчика, генерального подрядчика, генерального проектиров¬ щика, органов государственного санитарного и пожарного надзора, технической инспекции, профсоюзов. Для установления готовности отдельных комплексов и объекта в целом прие¬ мочная комиссия назначает рабочие специализированные подкомиссии. До про¬ ведения работы по приемке генеральный подрядчик должен представить рабочей комиссии следующую документацию: акты отвода земельных и горных участков; утвержденный технический проект с комплектом рабочих чертежей; данные об испытании грунтов, анализы грунтовых вод; акты иа «скрытые» работы и кон¬ струкции; акты промежуточной приемки отдельных объектов и работ; маркшей¬ дерские данные иа день приемки объекта в эксплуатацию; акты испытания и апро¬ бирования работы агрегатов, оборудования и установок; основные технико-эконо¬ мические показатели принимаемых объектов. Структура управления строительством представляет собой совокупность взаимодействующих, иерархически расположенных элемен¬ тов (подразделений), необходимых для выполнения функций управления и наде¬ ленных правом принимать решение. Основным государственным органом, планирующим социалистическое про¬ изводство в стране, является Государственный плановый комитет СССР (Гос¬ план СССР), осуществляющий разработку планов, в том числе и планов капиталь¬ ного строительства. Задачи проведения единой политики в строительстве, направленной на уско¬ рение технического прогресса, совершенствование нормирования и строитель¬ ного проектирования, возложены иа Государственный комитет СССР по делам строительства (Госстрой СССР). Ему подчинен Государственный комитет по гражданскому строительству и архитектуре СССР, который призван улучшать шоектиые решения по градостроительству и архитектуре. Непосредственно строительство предприятий в стране осуществляют следую¬ щее министерства; Министерство строительства предприятий тяжелой индустрии 19
СССР (Миитяжстрой СССР), выполняющее подрядное строительство для черной и цветной металлургии; Министерство промышленного строительства СССР (Мин- промстрой СССР), выполняющее подрядное строительство для химической, нефте¬ химической и нефтеперерабатывающей промышленности; Министерство строи¬ тельства СССР (Минстрой СССР), выполняющее подрядное строительство для предприятий машиностроения, легкой и пищевой промышленности; Министерство сельского строительства СССР (Минсельстрой СССР), выполняющее подрядное строительство для сельского хозяйства. Кроме того, для специфических работ отрасли созданы строительно-монтаж¬ ные организации в составе Министерства энергетики и электрификации СССР, Министерства строительства предприятий нефтяной и газовой промышленности СССР, Министерства транспортного строительства СССР и Министерства угольной промышленности СССР (Минут лепр ом СССР).
3. ОБОРУДОВАНИЕ, ЗДАНИЯ И СООРУЖЕНИЯ НА ПОВЕРХНОСТИ ДЛЯ СТРОИТЕЛЬСТВА ШАХТ 3.1. ПОДЪЕМНОЕ ОБОРУДОВАНИЕ Шахтная подъемная установка — основной транспортный комплекс, связывающий подземную часть шахты с поверхностью. В состав шахт¬ ной подъемной установки входят подъемное оборудование и горнотехнические соо¬ ружения. К подъемному оборудованию относятся: подъемные машины, подъем¬ ные сосуды (скипы, клети, бадьи), канаты, подвесные устройства, шахтные пара¬ шюты, качающиеся площадки и посадочные кулаки. К горнотехническим сооружениям относятся копры и стволы. 3.1.1. Подъемные машины В шахтном строительстве для подъемных установок применяются следующие подъемные машины: проходческие передвижные, временные стационарные и по¬ стоянные. Как правило, передвижные и временные стационарные подъемные ма¬ шины применяются в период проходки и армирования стволов, а временные ста¬ ционарные и постоянные — в период проведения горизонтальных и наклонных торных выработок. По принципу действия подъемные машины разделяются на машины с ба¬ рабанными органами навивки и со шкивами трения. Барабанные подъемные машины в зависимости от органов навивки могут csn> однобарабанными, однобарабанными с разрезным барабаном, двухбарабан- жъеин и бицилиндроконическими с разрезным барабаном. Однобарабанный орган навивки двухконцевой подъемной установки обслужи¬ вает два головных каната. Средняя часть барабана, общая для обоих канатов, по- веременно служит для навивки левого и правого канатов. Однобарабанный орган аавввки придает подъемным машинам компактность, уменьшает их массу, сокра¬ щает размеры машинного здания, однако не позволяет обслуживать одновременно зежодько горизонтов при работе двумя концами каната. 2&ухбарабанные органы навивки позволяют производить подъем груза с не- гзшльких горизонтов и по сравнению с однобарабанными имеют большую канато- ■аиаюсть. У подъемных машин с двумя цилиндрическими барабанами каждый гсаозной канат обслуживается отдельным барабаном. Причем один барабан на- иухс связан с валом машины, а другой является переставным, оборудованным езедвальньш механизмом перестановки, отключающимся от вала и после поворота аэследнего на любой угол снова с ним соединяющимся. При смене горизонта, с жогерсго поднимается груз, подъемный сосуд, канат которого навивается на герестазной барабан, устанавливается иа верхней приемной площадке. Затем гереетавной барабан отсоединяется от вала и стопорится тормозом. Включается ацдьемная машина, и поднимается на нужный горизонт сосуд, канат которого взвивается на барабан, жестко связанный с валом. После этого переставной ба- gafias соединяется с валом, и подъемная установка готова для работы с нового гшазонта. Аналогично осуществляется регулирование длины каната. Двухбарабаиный орган навивки при расположении подъемных шкивов в од- тж плоскости не всегда может обеспечить требуемый угол девиации струи кана- 3ss- Последний недостаток в значительной мере устранен в однобарабанном органе гаааакя с разрезным барабаном. Такой барабан состоит из двух частей — длинной, авжлвнеиной на валу, и короткой — переставной, регулирующей длину каната. Регулировка осуществляется так, чтобы один канат находился на переставной 21
части, а Другой иа заклиненной и при навивке не переходил нй Переставную пасть, т. е. подъемный сосуд должен переставляться относительно другого на высоту, равную длине каната на переставной части. Навивка каната на разрезной барабан может производиться только в один слой (на одно- и двухбарабанных органах навивка может быть многослойной). Бицилиндроконические разрезные барабаны обеспечивают уравновешивание системы подъемной установки. Они позволяют осуществлять регулировку длины каната и смену горизонта. В зависимости от типа органа навивки и технических данных подъемных ма¬ шин выбирается область их применения. Подъемные машины с двумя цилиндри¬ ческими барабанами следует устанавливать иа двухсосудных подъемных установ¬ ках при работе с нескольких горизонтов; с одним цельным барабаном — на вспо¬ могательных одноклетевых и односкиповых подъемных установках с противове¬ сом; с одним разрезным барабаном — на двухсосудиых подъемных установках при работе с одного горизонта. Машины с бицилиндрическим барабаном приме¬ няются для глубоких шахт и рудников с сосудами большой грузоподъемности. Подъемные машины со шкивами трения могут быть с одноканатными или мно¬ гоканатными шкивами. Подъемная установка с одноканатным шкивом трения компактна, имеет малую ширину, ио ей присущи значительные недостатки; снижение безопасности подъема, так как при обрыве каната в ствол падают оба сосуда; сложные навеска канатов и регулирование их длины; невозможность работы двумя подъемными сосудами с нескольких горизонтов и т. д. В шахтном строительстве такие машины не используются, а применяются только на некоторых вспомогательных подъемах действующих шахт. Преимущества подъемных машин с многоканатными шкивами трения (мно- гокаиатиые машины) по сравнению с машинами, оборудованными барабанными органами и одноканатиыми шкивами: меньший диаметр каната (в связи с примене¬ нием нескольких канатов); меньший диаметр канатоведущего органа (из*за мень¬ шего диаметра каната), а следовательно, и меньший крутящий момент; безопас¬ ность в работе, так как шкив трения представляет собой фрикционную защиту против чрезмерных возрастаний усилий в подъемных канатах от экстренных и ава¬ рийных нагрузок; исключаются парашюты на клетях, так как одновременный об¬ рыв нескольких канатов практически невозможен; компактность, что удешевляет изготовление машин и упрощает их транспортирование; возможность поднятия тяжелых грузов с больших глубин, возможность размещения подъемной машины непосредственно на копре, что требует меньших площадей под поверхностные соо¬ ружения шахты и улучшает условия эксплуатаций канатов, предохраняя их от вредного воздействия атмосферы. Недостатки многоканатных машин-, сложность надзора за канатами и кон¬ троля за их состоянием, так как иа каждой подъемной установке имеется по не¬ скольку подъемных и уравновешивающих канатов; возможность скольжения подъ¬ емных канатов из-за уменьшения коэффициента трения; неравномерное распре¬ деление нагрузки между отдельными канатами. Экономическая эффективность многоканатных машин и указанные выше их преимущества привели к быстрому распространению миогоканатиых установок в угольной и рудной промышленности (особенно на глубоких шахтах). Стационарные подъемные машины. При строительстве шахт используются барабанные подъемные машины, выпускаемые по ГОСТ 18114—72 и ГОСТ 18115—72, а также многоканатиые серий МК и ЦШ (ГОСТ 18116—72). Подъемные машины с барабанными органами навивки изготовляются четырех типов, которые обозначаются в соответствии с требованиями ГОСТов; Ц — ци¬ линдрические однобарабаниые, ЦР — цилиндрические одиобарабаниые с разрез¬ ным барабаном, 2Ц — цилиндрические двухбарабанные, БЦК — бицилиндро¬ конические с разрезным барабаном. Стандартный ряд барабанных подъемных машин предусматривает в зависи¬ мости от диаметра органа навивки разделение машин на малые и средние — с диа¬ метром барабанов от 1,2 до 3,5 м (ГОСТ 18114—72) и крупные — с диаметром от 4 до 9 м (ГОСТ 18115—72). В табл. 3.1 приведена техническая характеристика ма¬ шин с цилиндрическим барабаном. 22
Техническая характеристика машин с цилиндрическими барабанами Я К О X ‘вин - esotfAdoyoodiM^i/G сэр nodoxxAtfad о гснигпви воэек хдя ‘ветахваиеН чхэон -1TJOW кенноеонвхэЛ BCHhOHOdHXH9HdO aodoxnAtrad овоин aonhoxetfaday э/и ООО о О ^ ^ Ю О О ° LO ^°°§Sxxx OHM СЧ О CM о со 1_о о О . - _Г со г—, q о О о О CN о _ .„СОСО со со со со # „О! Ю о со о ... СО о . „ О) о CNtO о о о о о OOO -^qoiOlOiO §S^§|ooo222 VVXXXXXXXXX ££««5«««е,0,с* .-ХГ/Ц',Л, • ~ tD^ О О О ,.Ь Ю i ^ .-^-Г ^"ibtOLO - s—•< <~~> CD . tD . . - - - Г ’_Г. %С lO юооой.2 £2 lOiO o'о О О СО ч#* LO t-cCOOcO'f^f'^S «^«oeetNCJSSiSiSJS Высота подъема, м | имяиа -вн вшгэ iidx ' —.,—1 гм им -аинвн BOifO eetf — -ys 1 f" 'j lO ( j ^—> (О lO UllsipSsSsS il=§f=ss=iss ияаие -вн yoiro ниж> "isgiglissggsS SllsSSSSSII ии ‘вхвнен dxaKUHtf Нмнчнеииэмвэд — _ ... ю ю u'i to tqio toio - cooocococococo LO to о со 1Л LO Ю О CD CO CO csj СЧ CO CO ^ ' C*4 ^ . .. НМ ‘ВИНЭЖВХВН О-ОНЭЭЬИХВХЭ чхэон -ted ввнчь'еинэмву/ Л к_ 1 n CN ^ CO 00 CM c£? CO CO CO <M CD iDC4r-CM<M СЧ1^ ro tO lO ^VcD lO СЧ Ю СЧ S8SSSoSSSSSP$g SScoo2:5og«^s Нм ‘ЭННЭЖВХ -ВИ ЭОМЭЭЬИХВХЭ ^CiN <N<N 1Л-°)'Г~'2'^СО гЛ JncTalfi V 00 «' gfoo — К ‘ВН -BpBdcp BHHdnrn W-, on ^OOCO-^CO^CCOO 0310 С^-^СЧОООО „ ГУЧ со CO С0--^СЧСЧ<>1СЧ СЧ СЧ ^ ,-TrH CM(NWCCOO'-,r^ и *вн -BpedBp dxawimfcf 33« «-« ££--*-'« « « «■ eoHBpedBp oiroHh <M<N<N<N<NCM -• . <M<N<N<N<N<N<N Тип подъемной машины CM <M Г» T °® | to~ J, o0000'-<m oo *£ <"-.££-£ >, — <n сч r£cS —ГХ'ю —«'^■c*ic2.4:dlc2.':1l0o — —' <л <n <N <N oo v V X X—<'x£coc,:i<vi£,-’C4,cs<Nc^c^c^ - X X- Xci X хй£££ x X X X X X X X X X X (-<мо х>л Хюю~'^'«счтоо[3'?1?с?а?'~''Т1-?1?0'£1Ф ЁЭйЗЗЗЭй^^йае&я&я^йэдйн 23
Малые, средние и многоканатные подъемные машины изготовляет Донецкий машиностроительный завод им. Ленинского комсомола Украины, а крупные подъ¬ емные машины — Ново-Краматорский ордена Октябрьской Революции машино¬ строительный завод им. В. И. Ленина (НКМЗ). Машины изготовляются с редукторным и безредукторным приводами от ти¬ хоходного электродвигателя с правым или левым (по заказу) расположением при¬ водов. Редукторы принимаются цилиндрические одноступенчатые ЦО и двухсту¬ пенчатые ЦД. В обозначении редукторов с зацеплением Новикова добавляется буква Н (ЦОН, ЦДН). Под правым исполнением машины понимается следующее ее расположение (если смотреть на машину со стороны пульта управления): для двухбарабанных машин заклиненный барабан, редуктор и подъемный двигатель расположены справа, а переставной барабан — слева. для однобарабанных подъемных машин с цилиндрическими и бицилиндри- ческими барабанами заклиненная часть барабана расположена слева, а перестав¬ ная часть барабана, редуктор и двигатель справа. Под левым исполнением машины понимают следующее расположение: для двухбарабаниых подъемных машин подъемный двигатель и заклиненный барабан расположены слева, а переставной барабан справа; для однобарабанных машин с цилиндрическими и бицилиндроконическими барабанами заклиненная часть барабана, редуктор и подъемный двигатель распо¬ ложены слева, а переставная часть справа. Крепление канатов на барабанах и иарезка желобков под канат предусма¬ тривают правую навивку каната. Шахтные подъемные машины с цилиндрическими барабанами допускают трех¬ слойную навивку каната на барабан (за исключением машин с разрезным бараба¬ ном). Примеры условных обозначений подъемных машин, выпускаемых по ГОСТ 18114—72: подъемная шахтная машина с одним цилиндрическим барабаном диаметром 3 м н шириной барабана 2.2 м Ц-3 X 2.2: то же. с. цилиндрическим разрезным барабаном диаметром 3.5 м и полной шириной барабана 3,2 м, шириной узкой части барабана 0,8 м ЦГ-3,5 X 3,2/0,8- Подъемные шахтные барабанные машины с диаметром барабана 4 м и более должны изготовляться с правым расположением приводов. По заказу потребителя допускается изготовление машии с левым расположением привода. Двухбарабанные машины типа 2Ц-4Х1,8; 2Ц-4Х2,3; 2Ц-5X2,4; 2Ц-6Х2,4; 2Ц-6Х2,8 допускают двухслойную навивку, а машины 2Ц-5X2,8 и 2Ц*6Х2,8У предназначены только для однослойной навивки. Машины 2Ц-4X1,8; 2Ц-4Х2,3; 2Ц-5X2,3; 2Ц-6Х2,4 изготовляются, как пра¬ вило, с редукторным приводом, а машины 2Ц-5X2,8; 2Ц-6Х2,8; 2Ц-6Х2,8У с безредукторным. Примеры у с ч о п н ы х обозначений подъемных машии, выпускаемых по ГОСТ 18115—'2: подъемная шахтная цилиндрическая машина с разрезным барабаном диаметром 6 м (полная ширина барабана 3 м, ширина узкой части барабана 0.6 м) и цилиндриче¬ ским одноступенчатым редуктором ЦО-22 при передаточном числе С — 10.5: подъемная шахтная машина ЦР-6 X 3/0.6 с редуктором ЦО-22 при f ----- 10,5: то не. дгухбарабанная с цилиндрическими барабанами диаметром 6 м и шириной барабана 9 Л м с безредукторным приводом. Подъемная шахтная машина 2Ц-6 X 2.4 безредукторная. Подъемные машины с барабанными органами навивки состоят из следующих основных узлов: коренной части, привода и тормозной системы. Каждая подъем¬ ная машина оборудуется пультом управления и контрольно-измерительной аппа¬ ратурой (указателем глубины, ограничителем скорости, регулятором хода и т. д.). Коренная часть подъемной машины включает узел главного вала с барабаном (барабанами), исполнительные органы и приводы тормозных уст¬ ройств. На главном валу монтируется механизм перестановки барабанов. Редукторы современных подъемных машии выполняются в виде само¬ стоятельных узлов с передаточным отношением 7,5—11,5 (одноступенчатые) и 11,5; 20; 30 (двухступенчатые). Они могут устанавливаться с правой или левой стороны передней части подъемной машины. В редукторах применяются косозу¬ 24
бые шестерни (часто сдвоенные). Причем эвольвентное зацепление постепенно вытесняется зацеплением Новикова. Редукторы могут снабжаться двумя приводными валами для двухдвигатель¬ ного привода. Корпус редуктора крепится анкерными болтами жестко к фунда¬ менту или опирается на специальные пружины. Новые малые и средние подъемные машины снабжаются тормозными устрой¬ ствами с приводами: пружинно-грузовыми, регулируемыми пневматически и пружинными, регулируемыми гидравлически, обеспечивающими дистанционное и автоматическое управление. Основные узлы этих машин монтируются на одной жесткой разъемной раме и испытываются в заводских условиях, что облегчает и ускоряет монтаж машины на месте ее установки. Крупные подъемные машины снабжаются тормозными устройствами с пружин¬ ными и пружинно- грузовыми пневматическими приводами, позволяющими осу¬ ществлять подъем грузов в автоматическом режиме. Крупные подъемные машины отличаются друг от друга в основном конструкцией органа навивки. Остальные узлы унифицированы. Управление машиной осуществляется с пульта, на котором установлена контрольно-измерительная и предохранительная аппаратура, а также с помощью рукоятки управления. Пульт управления с подъемной машиной имеет только электрическую связь. Многоканатные машины применяют для двухскипового и двухклетевого подъемов, а также для одиососудных подъемов с противовесом. При двухсосудном подъеме машина может обслуживать один горизонт, а при одиососудном подъеме с противовесом — несколько горизонтов. Применение однососудного подъема с противовесом является более предпо¬ чтительным для миогоканатиого подъема, так как кроме возможности одновре¬ менного обслуживания нескольких горизонтов повышается надежность работы подъемной установки, меньшее влияние на подъемную установку оказывает вы¬ тяжка канатов, упрощается схема автоматизации, повышается запас на несколь- жение и расширяется область использования установки на минимальных глуби¬ нах подъема. Целесообразно устанавливать две однососудные подъемные установки с про¬ тивовесом вместо одной двухсосудной. Увеличение капитальных затрат в этом случае компенсируется увеличением эксплуатационной надежности, маневрен¬ ностью подъемных установок и увеличением их производительности. Донецким машиностроительным заводом им. Ленинского комсомола Украины серийно изготовлялись по межотраслевым техническим условиям многоканатные подъемные машины серии МК грузоподъемностью до 50 т с диаметром приводных шкивов 2,25—5 м. Машины серии МК имеют следующие обозначеи и я: МК3.25 X 2РП или МК4 X 4Л, где МК — многоканатная подъемная машина; 3.23 или 4 (первые цифры) — диаметр приводного шкива, м; 2 или 4 (вторая цифра) — число подъемных канатов; Р — наличие редукторного привода (для безредукторного привода индекс не пишется); П и Л — исполнение машины правое или левое по схеме размеще¬ ния редуктора. С 1 января 1275 г. многоканатные подъемные машины поставляются в соответ¬ ствии с ГОСТ 18М6 — 72 (серия ЦЩ. где Ц — цилиндрические, Ш — шкивы). Схемные решения и компоновка подъемных машин различных типоразмеров серии ЦШ идентичны машинам серии МК, но конструкция их узлов более совер¬ шенна. Техническая характеристика подъемных машин серии ЦШ с передаточ¬ ным числом редуктора 7,35; 10,5 и 11,5 приведены в табл. 3.2. По заказу потребителя машины должны изготовляться правого или левого исполнения. Пример условного обозначения м н о г о к а н а т и о ii ма¬ шины с диаметром канатоведущего цилиндрического шкива 2.8 м и шестью подъем¬ ными канатами в соответствии с ГОСТ 18116—72: подъемная машина ЦШ2.8 X 6. Многоканатные подъемные машины состоят из следую¬ щих основных узлов: коренной части, редуктора, устройств управления тормо¬ зом, аппарата контроля хода, пульта управления, отклоняющих шкивов, тахо‘ генераторов, приспособления для проточки канавок в футеровке, устройств для навески канатов и др. 25
Техническая характеристика многоканатных подъемных машин 61 СО ч ю Ь’Хс.ЦШ _ СО 00 о <5 О I ^ 1 1 1 2? О о 1 £> ю CnJ 00 * CM 9xs-mn 5 1,7 6 0,3 2150 16 8750 600 235 i-xs-mn J 5 1 4 0,3 1450 350 16 6250 500 165 !■ x t'-mn 4 1 4 0,3 800 250 10 14 16 210 500 1900 110 t x sfe-mn )P, J^OlO^h. ^+,сг>0 О О , о 2 ^2^ loloP СО О ^ О CO Co ^ 9X8‘c-!Tin 2,8 1,6 6 0,25 780 220 10 12 14 80 800 75 exse's-mti 2,25 1,4 6 0,25 500 150 12,5 12 14 40 450 50 *xse‘e-mn ■*% 1 § § 2-8 8 1 s' j'X I'j-mn 5§ 1 S | —- S § Й X а п о ^ £-< Я о> cd ; с? ж : Is ! Sg , га ° ■ £ о *0 да »=t о о н и * к X я м и о> в* я а в к га х §8 га о с- о Я g X о сж е-< та га к il 1° Х\о cd а s g и -га - га ч га о я с Н g н . cd g оз « В га « з м р, я сз X £ 5 ю К сз я^ S Я « <У u *£ §’-*=£ Э сз о ™ Cl С е* о н я р та ^ а Й* Е Я av F и л ж я сз g й ай О о ь D.H Е О ж о» *5 ч о >.<и 5 *=t сх а> ss Ян со о О CQ ало о X cd я м 3 X я я 2 к я о 4 м V* Н S о « сз О ж S о, а . Ь ж а Ан <у га Ж t; Я „ СО S с Ч « £" §• gss Ё О & ^is Э° о. S"ls И X \о я § га я я a X я . g£ Ё 2ms к g к g f 2 ч S • 5 ® £ e й« « £2g - Я m g О o.4ije s s s s о « osS g о ййё'В 26
Рис. 3.1. Схема передвижной про- ходческой подъемной машины МПП-6,3: 1 — редуктор; 2 — электродвигатель; 3 — аппарат АЗ К; 4 — высоковольт¬ ный разъединитель; 5 — машинный блок; 6 — блок электрооборудования; 7 — междублочиое электрическое со¬ единение; 8 — станция управления; 9 — роторное сопротивление; 10 — пульт управления Рис. 3.2. Схема передвижной про¬ ходческой подъемной машины МПП-9: 1 — редукторный блок; 2 — редуктор ; 3 — электродвигатель; 4 — система обдува двигателя; 5 — высоковольт¬ ный разъединитель; д — аппарат АЗ К; 7 — промежуточный вал; 8 — между- блочное электрическое соединение; 9 — коренная часть^Г машины; 10 — роторные сопротивления; 11 — панель тормоза; 12 — компрессорный блок; 13 — блок электрооборудования; 14 — станция управления; 15 — пульт управления; 16 — машинный блок ф
Многоканатные подъемные машины серии МК снабжаются пружинопневмо- грузовыми тормозными устройствами, машины серии ЦШ — пружинопневмати¬ ческими тормозами с двумя приводами на каждый исполнительный орган. Характерной особенностью машин серии ЦШ является размещение основных узлов на общей раме. Наличие такой рамы позволяет упростить фундамент и вы¬ полнить на заводе монтаж, регулировку и фиксацию узлов, провести испытание сборки главного вала без нагрузки, статическую балансировку приводного шкива н снятие характеристик тормозных устройств. Многоканатные подъемные машины выпускаются с редукторами и в безре- дукторном исполнении. Редуктор обычно соединяется с электродвигателем зубча¬ той муфтой, а с главным валом коренной части жесткой фланцевой муфтой. Ре¬ дукторы устанавливаются на пружинных опорах, что снижает динамические на¬ грузки на подъемную машину. Передвижные подъемные машины. При сооружении ствола используются две бадьевые одноконцевые подъемные установки с одиобарабаииыми подъем¬ ными машинами, которые громоздки, требуют строительства зданий и сложных монолитных фундаментон. Трудоемкость н стоимость работ, связанных с установ¬ кой подъемных машин, достигают 35 % общей трудоемкости и стоимости строи¬ тельно-монтажных работ по оснащению поверхности. По окончании сооружения ствола и перехода' к'проведениго горизонтальных горных выработок с постоянных подъемных машин временные проходческие подъ¬ емные машины демонтируются, а здания и фундаменты разбираются. Все это также связано с большими потерями материалов, кабельной продукции и электрообору¬ дования. Техническая характеристика Параметр Нормы для ППМ-2 X 1,5АЦ МПП-6,3 Статическое натяжение каната, кН Размеры барабана, мм: 61,8 61,8 диаметр 2000 2000 ширина 1500 1500 Скорость подъема, м/с 5 5 Диаметр каната, мм 22 22 Шаг нарезки канавок по металличе¬ ской обечайке барабана, мм 25 25 Глубина подъема, м Для БПС-2,0-390 Для БПС-1,5-740 Для БПС-2,0-390 Для БПС-1,5-740 Тип электродвигателя АК-12-39-6 АК-12-39-6 Мощность электродвигателя, кВт 320 320 Частота вращения, с-1 16,4 16,4 Тип редуктора Ц2-710Н Ц2-710Н Передаточное число Размеры, м: 20 20 в рабочем положении 13,6x8,8x3,8 10,65x 3,85x4 наибольшего транспортируе¬ мого блока Масса, т: 9,3x3,9x3,3 10,5x3,73x4 машины (без подъемного кана¬ та и фундаментных блоков) 69 63,2 наибольшего транспортируемо¬ го блока 31 44,5 Число фундаментных блоков, шт. 6 6 Масса фундамента, т 94 70 Примечание. Основные размеры и масса машин серии МПП в последующих 28
Для снижения трудоемкости и стоимости строительно-монтажных работ по оснащению стволов, сокращения срока строительства или реконструкции шахты целесообразно применение передвижных подъемных машин, состоящих из отдельных транспортабельных блоков полной заводской готовности. Донгипрооргшахтостроем с участием ЦНИИподземмаша и НИПТИуглегор- маша, завода им. Ленинского комсомола Украины разработаны и применяются при сооружении шахтных стволов в Донбассе передвижные проходческие подъем¬ ные машины. Техническая характеристика их приведена в табл. 3.3 (при напря¬ жении трехфазного тока 6 кВ). Машина МПП-6,3 (рис. 3.1) состоит из двух транспортабельных блоков. В одном блоке размещена механическая часть машины, во втором — комплект аппаратуры управления и кабина машиниста. Передвижная подъемная машина МПП-9 (рис. 3.2) состоит из трех блоков, а машина МПП-17,5 (рис. 3.3) — из шести. В машинах ППМ-2Х 1,5АЦ, ППМ-2,5Х2А, МПП-6,3 и МПП-9 принята схема одноконцевого подъема со сходом каната с нижней части органа навивки. Машина МПП-17,5 предназначена для эксплуатации как в режиме однокон¬ цевого подъема со сходом каната с нижней части фугированного деревом органа навивки, так и в режиме многоканатного подъема с двумя канатами. Прессмассовая футеровка для эксплуатации машины в режиме миогоканат- ного подъема устанавливается на орган навивки каната взамен деревянной. Передвижные подъемные машины МПП-9 и МПП-17,5 разработаны с макси¬ мальной унификацией и полной взаимозаменяемостью всех блоков, кроме машин¬ ного. Использование для соединения коренного вала с тихоходным валом редук- передвижных подъемных машин Т а б л и ц а 3.3 типоразмеров I ППМ-2.5Х2Л МПП-9 МПП-17,5 1 88,2 88,2 171,5 1 2500 2500 2850 2000 1350 1550 6,7 7 8 25 25 33 27 28 35 Для БПС-3,0-425 Для БПС-3,0-425 Для БПС-5,0-680 Для БПС-2,5-760 Для БПС-2,5-760 Для БПС4,0-1170 1 Для БПС2,0-1070 Для БПС-2,0-1070 Для БПС-3,0-1270 АКН-2-15-57-10 АКЗ-13-46-6 АКЗ-13-46-6 1 630 630 630 9,83 16,4 16,4 Ц2Ш-900 Ц2Ш-900 Ц2Ш-900 11,5 20 20 I 18,7x7,9x4,1 14,1x11,6x3,56 23,30x12,68x3,56 1 11,6x4,0x3,4 10,2x2,75x3,31 8,6x3,77x3,5 102 ПО 177 47 41,1 49 9 11 20 1 106 130 240 «спусках могут иметь небольшие изменения. 29
rill—111—Hf—1
тора удлиненной зубчатой муфты позволяет избежать необходимости точной взаим¬ ной центровки. При сооружении стволов передвижная подъемная машина МПП-17,5 экс¬ плуатируется в режиме одноконцевого подъема, а в период проведения горизон¬ тальных горных выработок переоборудуется в двухканатную подъемную машину со шкивом трения и используется для двухклетевого или одноклетевого подъема с противовесом. Благодаря уравновешенности подъемной установки разность ста¬ тических натяжений уменьшается, поэтому отпадает необходимость в одном ре¬ дукторном блоке н в одном блоке управления. К месту эксплуатации передвижные подъемные машины доставляются авто¬ мобильным или железнодорожным транспортом и устанавливаются на фундамент¬ ные железобетонные унифицированные блоки типа БФ-2. Передвижные машины могут использоваться во всех угольных бассейнах СССР при температуре окружающей среды от —45 до 40 °С. Полная заводская готовность к эксплуатации, мобильное исполнение, малый объем строительно-монтажных работ, небольшие затраты труда по вводу в действие, возможность многократного использования являются основными до¬ стоинствами передвижных подъемных машин. Выбор и расчет производительности подъемных установок. Параметры подъ¬ емных установок, используемых при строительстве шахт, определяются расчетом. Они должны обеспечивать заданную скорость проходки ствола и выдачу горной массы при проведении горизонтальных и наклонных горных выработок. При строительстве современных угольных шахт значительно возросли объемы горных работ по проведению горизонтальных и наклонных горных выработок. Поэтому мощность подъемных установок, как правило, определяется необходимостью обес¬ печения выдачи горной массы во втором периоде строительства шахты. При проходке стволов используются одноконцевые и двухконцевые подъем ные машины. В последнее время наметилась тенденция к использованию при проходке стволов одноконцевых подъемных машин (по две машины на одном стволе). Одноконцевые машины менее экономичны, но обладают большой манев¬ ренностью и обеспечивают возможность достижения более высоких и устойчи¬ вых скоростей проходки. Кроме того, применение при проходке стволов двух независимых подъемов повышает безопасность работ и создает возможность использования одного из бадьевых подъемов для выдачи горной массы во втором периоде строительства. Такое решение позволяет на фланговых стволах осуществить в минимальные сроки переход к проведению горизонтальных и наклонных горных выработок. Для выбора подъемных установок, используемых при проходке стволов, определяют производительность подъемов, исходя из условий обеспечения заданной скорости проходки ствола при соответствующей вместимости и харак¬ теристики подъемных сосудов. Производительность подъемных установок опре¬ деляется по соответствующим формулам или номограммам. Выбор подъемных машин начинается с определения концевой нагрузки Q0 иа канат. Для бадьевого подъема концевая нагрузка Qo = 9,81 (Со + ftp), (3.1) где Qg — масса бадьи, прицепного устройства и направляющей рамки, кг; Qrp — масса груза в бадье состоит из горной массы и воды, заполняющей пу¬ стоты в бадье, кг. Qrp = Кбу + (Кб — Va/k р)ув&в> (3-2) где Уд — вместимость бадьи, м3; у — плотность (кг/м3) горной массы в раз¬ рыхленном состоянии (определяется путем деления массы 1 м3 породы в мас¬ сиве на коэффициент разрыхления). Масса 1 м3 породы в массиве берется из данных горно-геологического раз¬ реза по контрольной скважине. При отсутствии горно-геологического разреза для угольных шахт можно принять у = 1600 кг/м3, а для рудных шахт у = = 2000-т- 2400 кг/м3; /гр — коэффициент разрыхления породы; уЕ — плот¬ ность воды, кг/м3; к3 = 0,5 — коэффициент заполнения пустот водой в за¬ груженной бадье. 31
Для клетевого подъема концевая нагрузка Qo — 9,81 (Qk 4“ Qrp + nQPj, (3.3) где QK — масса клети с прицепным устройством, парашютом и клетевыми сто¬ порами, кг; Qrp — масса груза, кг. Qrp = nVuY, (3-4) где п— число вагонеток, шт.; Кц— вместимость вагонетки, м3; QB — масса порожней вагонетки. После определения концевой нагрузки рассчитывают основные параметры подъемного каната. Расчетная масса 1 м каната для стволов глубиной до 600 м Р= /^/(9,81у„т)’ (3'5) где kz — расчетное временное сопротивление разрыву проюлок, Па; у0 — фик¬ тивная (или приведенная) плотность каната (для канатов круглопрядных и двой¬ ной свивки — 9400 кг/м3, трехграннопрядных — 9200 кг/м3, закрытых — 8700 кг/м3); т — коэффициент запаса прочности (ПБ § 324); Но — максималь¬ ная длина отвеса каната, м. Для шахт глубиной более 600 м канаты могут иметь переменный запас прочности. В этом случае выбор массы 1 м каната производится путем вычис¬ ления требуемого суммарного разрывного усилия по формуле Щ — Р сум/(9,81(>о), (3.6) где РСум — суммарное разрывное усилие всех проволок каната; Q0 — масса каната. По вычисленному суммарному разрывному усилию Реум = 9,81 m^Qo выби¬ рают канат с учетом рекомендаций для соответствующей подъемной уста¬ новки . Для выбора подъемной машины необходимо рассчитать максимальное ста¬ тическое натяжение QCt шах и максимальную разность статических натяже¬ ний Qpa3. Максимальное статическое натяжение ветви каната (в точке касания каната копрового шкива) QcTmax= 9,81 (Q0+ рЯ0). (3-7) При двухкоицевом подъеме и неопрокидных подъемных сосудах максималь¬ ная разность статических натяжений: при отсутствии уравновешивающего каната Qpaa = 9,81 (Qrp + р//0), (3.8) при равновесном хвостовом канате Qpa3 ~ 9,81 Qrp, при тяжелом хвостовом канате (q > р) Qpaa = 9,81 [(<? - р) Я0 -f Qrp ], (3.9) при легком хвостовом канате (q < р) Qpaa = 9,81 [(р - <?) Я0 + Qrp], (3.10) где q — масса 1 м хвостового каната. После определения расчетных величин QCt тахи Qpaa предварительно вы¬ бирается машина. При этом QcTmax^T’lI Qpaa ^^2, где Тг — максимально допустимое статическое натяжение каната для конкрет¬ ного типа подъемной машины; Т2 — максимальная разность статического натя¬ жения каната для конкретного типа подъемной машины. 32
После проверки производительности подъемной установки производится выбор редуктора, двигателя и пуско-наладочной аппаратуры. Производительность подъемной уст а .н о в к и опре¬ деляется раздельно для проходки ствола и для проведения горизонтальных горных выработок. Техническая производительность подъемной установки при проходке ствола зависит от длительности цикла выдачи бадьи и ее вместимости Р тех = 3600<2б/<т/(7уг2/гз), (3.11) где Qg — вместимость бадьи, м8; кг = 0,85 — коэффициент заполнения бадей горной массой; k2 = 1,15 — коэффициент неравномерности работы подъемной машины в течение всего времени, отведенного на уборку горной массы; ks — коэффициент разрыхления породы; Тц — фактическая длительность цикла вы¬ дачи бадьи, с. Фактическая длительность цикла определяется по формулам; для одноконцевого подъема Тц~ (2#Ст — 56)/17тах + 5,8l/max -j- Q(jt3ar -j- ^pas 4- /май! (3.12) для двухконцевого подъема Гц=(ЯСТ-56)/Утах + 2,9У max “Ь Сб^заг + /маи> (3.13) где Нет — глубина ствола, м; Vmax — максимальная скорость подъема, м/с; /заг — норма времени на загрузку 1 м8 вместимости бадьи; /раз — норма вре- Т а б л и ц а 3.4 Нормы времени на маневры в нижней части ствола Без перецепки бадей типа С перецепкой бадей типа Подъем БПСМ БПСД, БПСК БПС БПСМ БПСД, БПСК БПС Одноконцевой Двухконцевой 95 */150 135/190 95/150 155/210 113/168 173/228 132/187 172/227 132/187 192/247 150/205 210/265 * В числителе приведены нормы времени при применении погрузочных машин с механизированным, а в знаменателе — с ручным вождением грейфера. мени на разгрузку, с; /Ман — норма времени (табл. 3.4) на маневры в нижней части ствола, с. Тип погрузочного комплекса КС-3 Норма времени на загрузку 1 м8 вместимости бадьи, с . . . . 147 —153 Тип бадьи БГТСМ Норма времени иа разгрузку ба¬ дей для одноконцевого подъ¬ ема, с 80 КС-2у/40 2КС-2у/40 КС-1м 52—57 37—43 45—50 Б ПС и БПСД БПСК БНП 115 135 110 Примечания. 1. БПСК — криворожский вариант бадьи БПС (разгрузка ее осуществляется с помощью посадки на крюк). 2. При введении телевизионного контроля за процессом разгрузки нормы необходимо уменьшить на 20 с. Часовая производительность подъемной установки при проведении гори¬ зонтальных и наклонных выработок Рч = 3600Сс/(/цЫз). (3.14) где Qc — вместимость сосуда, м3; /г2 = 1,5 — коэффициент неравномерности работы подъема; ks — коэффициент разрыхления; — продолжительность цикла, с. Продолжительность цикла (рис. 3.4) для одноконцевого подъема *ц=2(/д+0), (3.15) 2 П/р В. В. Белого 33
Суточный график работы подъемной установки при проведении горнзонтальных^выработок I Смены 34
где tn — tx + t2 -f ts — время движения сосуда; 0 — продолжительность паузы, с; — время ускоренного движения сосу- Vmw/a, (3.16) где Утах — максимальная скорость дви¬ жения подъемного сосуда, м/с; а — уско¬ рение, м/с2; ts — время замедленного дви¬ жения сосуда. /3 = Ущах/й]., (3-17) где аг — замедление, м/с2 (как правило, a — ах и ty = t3); t2 — время равно¬ мерного движения сосуда по стволу, с. V,m/c Рис. 3.4. Трехпериодная трапецие¬ видная тахограмма подъема (3.18) — hJVniax> где — путь, пройденный сосудом с максимальной скоростью. h2= H-(h1 + h3), (3.19) где Н — высота подъема, м; рением, м hy — путь, пройденный сосудом по стволу с уско- А, = с7[/2. (3.20) А3 — путь, пройденный сосудом по стволу с замедлением, м. А3 = с,*§/2. (3.21) Суточная производительность подъемной установки Рсут — Рч/» (3.22) где t — время работы подъемной установки только по выдаче горной массы в течение суток, ч. Это время зависит от суточного графика работы подъема. Примерный суточ¬ ный график работы подъема приведен в табл. 3.5. В графике учтены неустра¬ нимые (технологические) потери времени согласно § 357 и § 370 ПТЭ (Прави¬ лам технической эксплуатации угольных и сланцевых шахт). 3.1.2. Подъемные сосуды В шахтном строительстве в качестве подъемных сосудов используются скипы, клети и проходческие бадьи. Скипы по назначению могут быть угольными и породными. Конструк¬ тивно они идентичны и различаются между собой в основном7соотношениями основных размеров. Стандартом предусмотрены скипы вместимостью 2; 3; 4; 5; 6,4; 7; 9,5; 11; 15; 17; 19; 20 м8. Загрузка скипов в шахте производится из бункера, оборудованного'загрузоч- ным устройством с дозатором. По способу разгрузки скипы разделяются на три типа: с неподвижным ку¬ зовом и разгрузкой через отверстие в передней или задней стенке; с откло¬ няющимся кузовом и разгрузкой через дно и опрокидные с разгрузкой через верхний срез передней стенки. Наибольший размер куска, загружаемого в скип, не должен превышать: Размер куска, мм Размеры выходного отверстия, мм 200 840X700 250 1150X870 500 1300x870 2* 35
Шахтные клети клепаной конструкции, выпускаемые Условное обозначение Основные размеры, мм Грузо- Число Тип вагонетки клети длина шн_ рипа вы¬ сота подъем - ность. т эта¬ жей по ГОСТ 15174—70 Опрокидные (унифици УК02.55Г-1И 2550 1420 6240 Н. д. * 1 ВГ 1,3-600 УК02.55Г-2И 2550 1420 6240 » I ВГ1,4-600 УК03.6Г-1И 3600 1840 6950 » 1 ВГ 1,4-600 УК03.6Г-2 3600 1840 6950 » 1 ВГ2,5-900 УК04Г-1И 4000 1936 7750 » 1 ВГЗ, 3-900 УК04Г-2 4000 1936 7750 » 1 ВГЗ,3—900 Шахтные неопрокидные клети 2КН4-2 4000 1500 5800 110 2 ВГ2,5-900 ВГЗ,3-900 ВГ4-900 ВДЗ, 3-900 2КН5.2-2 5200 1650 6000 140 2 ВДЗ,3-900 Неопрокидные мети для одноканатиого 1У КН 1,55-1 1550 960 5150 20 1 ВГ0,8-600 ВГ1-600 2УКН 1,55-1 1550 960 7900 41 2 ВГ1-600 1УКН1,9-1 1900 960 5170 24 1 ВГ1,2-600 1УКН1.9Г-2 1900 960 2885 35,5 1 ВГ1,2-600 2УКН 1,9-1 1900 960 7900 46 2 ВГ1,2-600 2УКН1,9Г-2 1900 960 5125 50 2 В 1,2-600 1УКН2.55Г-1 2550 1020 3025 30 1 В Г 1,3-600 1УКН2.55Г-2 2550 1020 3025 30 1 ВГ1,3-600 1УКН2.55Г-3 2550 1020 3000 30 1 ВГ1,3-600 2УКН2,55Г-1 2550 1020 3400 65 2 ВГ 1,3-600 ВГ1,4-600 1УКНЗ.ЗГ-2 3300 1000 3040 36 1 ВГ1,6-600 1УКНЗ,ЗГ-3 3300 1000 3030 36 1 ВГ1,6-600 2УКНЗ.ЗГ-2 3300 1000 5515 73 2 ВГ1,6-600 2УКНЗ.ЗГ-3 3300 1000 5310 73 2 ВГ1,6-600 1УКН3.6Г-1 3600 1400 3400 53 1 ВГ2.5-900 1УКН3.6Г-2 3600 1400 3400 53 1 ВГ2,5-900 1УКН3.6Г-3 3600 1400 3400 53 1 ВГ2,5-900 2УКНЗ,6Г-1 3600 1400 5480 105 2 ВГ2,5-900 36
Таблица 3.6 Ясиноватским машиностроительным заводом — ! Тип проводников Диаметр подъемного каната, мм Диаметр тормозно¬ го каната, мм Подвесное устройство, обозначенное по чертежу Парашют по ГОСТ 15850—70 Масса без пара¬ шюта и подвес¬ ного уст¬ ройства, кг рованные) клети Деревянный брус 30,5 ЗПТК12.5 3 600 160x180 мм То же 30,5 ЗПТК12.5 3 600 Рельсы Р38, Р43 — 30,5 — 7ПТК12.5 5 240 Деревянный брус — 30,5 — 7ПТК12,5 5 210 200 x200 мм Рельсы Р38, Р43 Деревянный брус — 35 8ПТК19 6 560 200x175 мм Рельсы Р38, Р43 — 35 — 8ПТК19 6 580 для многоканатного по; Рельсы Р38, Р43 *ъема По расчету Г рузоподъ- 13 000 Рельсы Р43 подъема (унифицирова Деревянный брус шые) До 25 емкостью 40—60 т Г рузоподъ- емностыо 60 т УО301 ДП 16 600 1 580 140x160 мм То же До 35 _ по 1,1 м УО301 ДП 2 630 » До 30 по 611 УО301 ДП 1 900 Рельсы Р38, Р43 17—30,5 25,5 по 1 м ПУМ1.000 1ПТК6,3 1 250 Деревянный брус До 40 — УО301 ДП 3 060 140x160 мм Рельсы Р38, Р43 До 40 30,5 по 6.11 ПУМ3.000 1УПТК12.5 2 150 Деревянный брус 23,5—36 25,5 ПУМ2.000 2ПТК6.3 2 010 160x180 мм; 160x160 мм Рельсы Р38, Р43 23,5—36 25,5 ПУМ2 000 2ПТК6.3 2 030 То же 23,5—36 25,5 ПУМ2.000 2ПТК6.3 2 020 Деревянный брус 32—36,5 30,5 ПУМ4.000 2ПТК12.5 3 115 160x180 мм Рельсы Р38, Р43 23,5—36 30,5 ПУМ2.000 2ПТК12.5 2 260 То же 23,5—36 30,5 ПУМ2.000 2ПТК12,5 2 145 » 32—36,5 30,5 ПУМ4.000 2ПТК12.5 3 815 » 32—36,5 30,5 ПУМ4.000 2ПТК12,5 2 815 Деревянный брус 28—45 30,5 ПУМ3.000 5ПТК12.5 2 875 200x200 мм; 220x 200 мм Рельсы Р38, Р43 28—45 30,5 ПУМ3.000 5ПТК12.5 2 900 То же 28—45 30,5 ПУМ3.000 5ПТК12.5 2 860 37
Условное обозначение Основные размеры, мм Грузо- Число Тип вагонетки клети длина ши¬ рина вы¬ сота _ подъем - ноеть, т эта¬ жей 2УКН3.6Г-2 3600 1400 5480 105 2 ВГ2,5-900 2УКНЗ,6Г-3 3600 1400 5450 105 2 ВГ2,5-900 1УКН4Г-1 4000 1476 3400 67 1 ВГЗ,3-900 1УКН4Г-2 4000 1476 3400 67 1 ВГЗ, 3-900 1УКН4Г-3 4000 1476 3400 67 1 ВГЗ,3-900 1УКН4Г-4 4000 1476 4200 120 С хво¬ сто¬ вым кана¬ том 1 ВГЗ,3-900 2УКН4Г-2 4000 1476 5740 165 2 ВГЗ,3-900 : УКН4Г-1 4000 1476 5800 148 2 ВГЗ, 3-900 2УКН4Г-3 4000 1476 5800 143 2 ВГЗ,3-900 2УКН4Г-4 4000 1476 6170 204 С хво¬ сто¬ вым кана¬ том 2 ВГЗ,3-900 Примечания. 1. При заказе клети заполняется анкета по установленной форме поставляет Ясногорекий машиностроительный завод. Масса и высота установки не учтены, приводов для открывания стопоров. Число приводов указывается в заказе. 5. Отдельно ства типа ПУМ по ГОСТ 15851—70 поставляются заказчиком. * Нет данных. На угольных шахтах преимущественное распространение получили скипы с неподвижным кузовом. Скипы с отклоняющимся кузовом, а также опрокид¬ ные скипы имеют ограниченное применение. Шахтиые скипы для вертикального одиоканатного и многокаиатного подъема выпу¬ скаются в соответствии с ТУ 24.08.951 —-80. Срок службы скипов ие менее пяти лет. При заказе скнпа и в технической документации следует указывать шифр скипа и номер технических условий. Шифр скипа состоит из буквенных индексов и чисел: СН — скип с неподвижным кузовом для вертикального одноканатиого подъема; СНМ — скип с неподвижным кузовом для вертикального многокаиатного подъема; числа справа от буквенного индекса — вместимость скипа, м3; число после дефиса — длина кузова в плане, см; число после второго дефиса — плотность насыпной массы выдаваемого мате¬ риала, т/м3. В следующей паре чисел: первая —тип и расположение проводников (1 —* короб¬ чатые двухсторонние; 2 — канатные); вторая — тип затвора (1 — секторный с решта¬ ком; 2 — секторный без рештака; 3 — секторный с приводом; 4 — шиберный; 5 —■ кла- пакиый). Пример условного обозначения скипа одноканатного подъема вместимостью 11 м3, длиной кузова 174 см, плотностью насыпной массы 1,8 т/м3, с коробчатыми проводниками и секторным затвором с рештаком; «Скип шахтный СН II —174 —1.8 — 11 .ОООТУ 24.08.951—80» Клети по конструктивному исполнению различают неопрокидные (обык- новенные), опрокидные и с подвижным кузовом (рис. 3.5), а по технологии изго¬ товления — клепаные и сварные. По назначению различают грузолюдские и людские клети. Последние, как правило, применяются на инспекторских подъемах и ие снабжены устрой¬ ствами для фиксирования грузовых вагонеток. Неопрокидные клетн могут быть одноэтажными и двухэтажными. Большинство эксплуатируемых клетей составляют клети неопрокидные. Они применяются на подъемах главных и вспомогательных стволов шахт. 38
Продолжение табл. 3.6 Тип проводников Диаметр подьемного каната, мм Диаметр тормозно¬ го каната, мм П щвесное устройство, обозначенное по чертежу Парашют j по ГОСТ 15850—70 Масса без пара¬ шюта и подвес¬ ного уст¬ ройства, кг Деревянный брус 220x 200 мм 38,5—64 35 ПУМ5.000 4ПТК19 4 960 Рельсы Р38, Р43 38,5—64 35 ПУМ5.000 4ПТК19 4 980 То же 38,5—64 35 ПУМ5.000 4ПТК19 4 980 Деревянный брус 220 x 200 мм 32—36,5 30,5 ПУМ4.000 6ПТК12,5 3 385 Рельсы Р38; Р43 32—36,5 30,5 ПУМ4.000 6ПТК!2,5 3 365 То же 32—36,5 30,5 ПУМ4.000 6ПТК12.5 3 325 » 38,5—64 35 ПУМ5.000 5ПТК19 4 500 Рельсы РЗЗ; Р43 42,5—64 40 ПУМ6.000 2ПТК12,5 5 800 Деревянный брус 220 x200 мм 42,5—64 40 ПУМ6.000 2ПТК25 5 785 Рельсы Р38; Р43 42,5—64 40 ПУМ6.000 2ПТК25 5 810 То же 42,5—64 45 ПУМ6.000 4ПТК30 6 525 завода-изготовителя. 2. Парашютные установки ПТК для клетей всех типоразмеров 3. Ширина иеопрокидных клетей указана по размеру в свету. 4. Масса клетей указана без приводы стопоров ие поставляются. 6. Парашюты по ГОСТ 15850—70 и подвесные устрой- Кроме того клети различают по числу этажей, размерам в плане и по высоте, типу и расположению проводников и направляющих устройств, пара¬ шютных и подвесных устройств, по типу и размерам транспортируемых в них вагонеток, стопорам, по конструктивному исполнению несущего каркаса. В табл. 3.6 приведена техническая характеристика унифицированных клетей, выпускаемых Ясиноватским машиностроительным заводом. Клети параметрического ряда выпускаются в соответствии с ТУ 24.08.952—80. Срок службы клети пять лет. При заказе клети следует указывать шифр клети и номер технических условий. Шифр клети состоит из обозначения типоразмера и цифровых индексов, определяю¬ щих конструктивное исполнение клети. Типоразмер включает буквенные индексы и числа: НВ —клеть цпхтная иеопрокидная для вертикального одноканатиого подъема; КН — клеть ипхтная с неподвижным кузовом для вертикального многоканатного подъема; КП — клеть шахтная с подвижным кузовом для вертикального многоканатного подъема; КИ — клеть шахтная инспекторская; число слеза от буквенного индекса — количество этажей. Число справа от бук¬ венного индекса — длина пояса клети, м; через дефис — грузоподъемность клети, т. Тип проводников и колея вагонетки обозначаются числами после грузоподъемности: первое — тип и расположение проводников (1 — коробчатые двухсторонние; 2 — канатные; 3 — рельсовые двухсторонние; 4 — рельсовые двухсторонние; 5 — коробча¬ тые двухсторонние; 6 — рельсовые двухсторонние; 7 — деревянные двухсторонние); второе —- колея (1 — 750 мм, 2 — 600 мм, 3 — 900 мм); последние три нуля — основное исполнение клети. Пример условных обозначений клетей: клеть шахтная неопрокидная для вертикального одноканатного подъема, двухэтаж¬ ная, длиной пояса 4,5 м, грузоподъемностью 17 т, с рельсовыми односторонними провод¬ никами, на колею 900 мм, основного исполнения. «Клеть шахтная 2НВ 4.5 — 17—43.000 ТУ 24.08.952—80». 39
Шахтные неопрокидные клети сварной конструкции с парашютами и Клети Проводники Обозначение по ГОСТ .",950 -75 Обозначение по чертежу расстояние между про¬ водниками, мм расположение проводников 1НВ360.6,0.00.000 1500 Двухстороннее 1НВ360-6.0 01 1600—2200 Одностороннее 02 1470—1500 Двухстороннее 1НВ400-9,0.00.000 1580—1610 » 01 1590 » 02 2400 Одностороннее 1НВ400-9.0 03 4100 Лобовое 04 1590 Двухстороннее 05 06 1800—2800 Одностороннее Подвесные устройства обозначение обозначение диаметр подъемного по ГОСТ 15851-70 по чертежу каната, мм КЮ-900Х 2000 ПУМ3.000 28—45 КЮ-900Х2000 ПУМ3.000 28—45 КЮ-900х2000 ПУМ3.000 28—45 K15-1000X2150 ПУМ4.000 32—56,5 К15-1000Х2150 ПУМ4.000 23—56,5 К15-1000Х2150 ПУМ4.000 32—56,5 К15-1000х2150 ПУМ4.000 32—56,5 К15-1000х2150 ПУМ4.000 32—56,5 К15-1000 Х2150 ПУМ4.000 32—56,5 К15-1000х2150 ПУМ4.000 32—56,5 Примечание. При заказе клети заполняется анкета по установленной форме 40
Таблица 3-7 подвесными устройствами, выпускаемые Киселевским заводом «Гормаш» Стопоры тип проводников Масса бег пара¬ шюта и подвесно¬ го устрой¬ ства, т тип обозначение по чертежу тип вагонетки Рельсы Р38; Р43 3.6 2НВ360-11,5.02 2НВ360-11,5.02.000 ВГ2,5-900 То же 2НВ360-11,5.02.000 ВГ2,5-900 Деревянный брус 2НВ360-11,5.02 000 ВГ2,5-900 200 x 200 мм Рельсы Р38; Р43 1НВ400-9,0.02.000 ВГЗ,3-900 Деревянный брус ВДЗ,3-900 200 x200 мм Рельсы Р38; Р43 1НВ400-9,0.02.000 ВДЗ,3-900 Коробчатые 5,2 1НВ400-9,0.02.000 ВДЗ,3-900 160x160 мм Рельсы Р38; Р43 1НВ400-9.0.02 1НВ400-9.0.02.000 ВГ2,5-900 Деревянный брус ВДЗ,3-900 200 x 200 мм Рельсы Р38; Р43 1НВ400-9.0.02.000 ВДЗ, 3-900 Продолжение табл. 3.7 Шахтные парашюты обозначение по ГОСТ 16850—70 обозначение по чертежу диаметр тормозного каната, мм расстояние между осями тормозных канатов, мм 2ТК12.5 5ПТК12,5 000 30,5 1540 2ТК12.5 5ПТК12,5.000 30,5 1540 2ТК12,5 5ПТК12,5.000 30,5 1540 2ТК19.0 6ПТК19,0.000 35 1680 2ТК19.0 6ПТК19,0.000 35 1680 2ТК19.0 6ПТК19,0.000 35 1680 2ТК19.0 6ПТК 19,0.000 35 1680 2ТК12.5 6ПТК12,5.000 30,5 1630 2ТК12.5 6ПТК12,5.000 30,5 1630 2ТК12.5 6ПТ К 12,5.000 30,5 1630 завода-изготовителя. 41
им В табл. 3.7 приведена ха¬ рактеристика клетей сварной конструкции, выпускаемых Ки¬ селевским заводом горного ма¬ шиностроения. 3.1.3. Подвесные устройства Подвесное устрой¬ ство предназначено для при¬ соединения канатов к шахтным подъемным сосудам (клетям, ва¬ гонеткам для перевозки людей, скипам, бадьям, противовесам). Оно может отсоединяться от гру- зонесущей конструкции. Подвесное устройство подъ¬ емного сосуда состоит из при¬ цепного устройства (коуша), служащего для соединения подъ¬ емного каната с подвеской (для запанцировки каната), и элемен¬ тов конструкции подвески. Подвеска — это соеди¬ нительные звенья подвесного устройства, с помощью которых прицепное устройство сцепля¬ ется с неразборной грузонесущей конструкцией (подъемным сосу¬ дом). Для клетей вертикальных одноканатных подъемов приме¬ няются подвесные устройства типа ПКР, ПКН и ПУМ. Подвесные устройства типа ПКР (подвеска клетевая регули¬ руемая) и ПКН (подвеска клете¬ вая нерегулируемая) выпуска¬ ются Дружковским машиностроительным заводом и применяются на неболь¬ ших клетях. Они могут работать только с парашютами резания типа ДП. Техническая характеристика подвесных устройств типа ПКР приведена Рис. 3.5. Одноэтажная клеть с подвижным кузовом: 1 — предохранительный зонт: 2 — подвесное безуравнительное устройство; 3 — ограждение; 4 — каркас; 5 — подвижной кузов; 6 — роли¬ ковая направляющая; 7 — подвесное устройство для круглых уравновешивающих канатов в табл. 3.8, а типа ПКН — в табл. 3.9. Для клетей, разработанных Донгипроуглемашем и изготовляемых Ясиноват- ским машиностроительным заводом, применяется подвесное устройство типа ПУМ, выпускаемое Ясногорским машиностроительным заводом в соответствии с7 ГОСТ?15851—70 и ГОСТ 17755—72 Е. Техническая характеристика подвесных клетевых и скипозых нерегулируемых устройств наклонного подъема Статическая нагрузка, кН: для клетей 74,5 для скипов ’ 96,8 Диаметр каната, мм 20 -35 Основные размеры, мм: длина 1690 ширина ] . . . . 1030 высота 790 Масса, кг . . 270
Т а б л и ц а 3.8 Техническая характеристика подвесных клетевых регулируемых устройств одноканатного вертикального подъема Параметры устройств вертикального подъема Нормы для типоразмеров ПКР8.10. 00.000 ПКР12.10. 00.000 ПКР24.10. 00.000 по индивиду¬ альным зака» зам Статическая нагрузка, кН 78,5 118 236 344,7 Диаметр каната, мм 25-30 36—40 56—60 61—65 Основные размеры, мм: длина 650—750 650—750 800—900 920 ширина 650—750 650—750 800—900 910 высота 4000 4600 5750 5000 Масса, кг 595 955 1980 2900 Подвесные устройства типа ПУМ (табл. ЗЛО) изготавливаются шести типо¬ размеров и работают с парашютами типа ПТК- Для скипов одноканатных вертикальных подъемов применяются подвесные устройства типа ПУС. Дружковским машиностроительным заводом освоен выпуск подвесных ус¬ тройств типа ПУС. Основным элементом подвесного устройства является коуш К.КБ конструкции ВНИПИрудмаша, который может непосредственно присоеди¬ няться к скипу или через переходные звенья. Техническая характеристика подвесных устройств для скипов типа ПУС приведена в табл. 3.11. При многоканатном подъеме к сосуду необходимо присоединять от двух до восьми подъемных (головных) канатов и несколько уравновешивающих (хво¬ стовых) канатов, поэтому подвеска может осуществляться прямым присоеди¬ нением каждого каната (безуравнительное подвесное устройство типа ПМ) и посредством уравнительных элементов (уравнительные подвесные устройства типа 11МУ). Для присоединения уравновешивающих канатов к подъемным со¬ судам служат подвесные устройства типа УП. Техническая характеристика подвесных устройств типа ПМ, ПМУ и УП для клетей и скипов приведены в табл. 3.12, 3.13, 3.14. Эти подвесные устройства выпускает Дружковский ордена Ленина машино¬ строительный завод имени 50-летия Советской Украины. Число канатов под¬ весных устройств типа УП —- 3 шт. Срок службы подвесных устройств при условии соблюдения правил их хра¬ нения, монтажа и эксплуатации 5 лет. Подвесные устройства для проходческих бадей изготовляются Ясиноватским машиностроительным заводом: УПП — устройства прицепные проходческие для прядевых подъемных канатов; УПЗ — устройства прицепные проходческие для закрытых подъемных канатов (рис. 3.6). Техническая характеристика подвесных устройств для проходческих бадей приведена в табл. 3.15. Пример условного обозначения прицепного проход¬ ческого устройства грузоподъемностью 15 т для закрытого каната диаметром 38 мм: устройство прицепное УПЗ-15-38 ОСТ 12.44Л37—80. Пример условного обозначения прицепного проход¬ ческого устройства грузоподъемностью 5 т для прядевого подъемного каната: устройство прицепное УПП-5 ОСТ 12.44Л37—80. 43
Техническая характеристика подвесных клетевых нерегулируемых устройств одноканатного вертикального подъема е> со се ST к то Е- Нормы для типоразмеров IIKH24.10. 00.000 236 51-65 800—1300 850-1400 3050 1395 ПКН18.10. 00.000 177 46—65 600—1400 1200—1400 2830 1225 ПКН14.10. 00.000 137,5 41—45 600—1400 1200—1400 2650 985 ПКН10.10. 00.000 98 31—45 600—1200 1000—1400 2105 560 ПКН8.10. 00.000 78,5 31—45 800-1200 1000—1400 2005 515 ПКН5.5.10. 00.000 54 20—35 500-1000 800—1200 1660 280 пкнз.ю. 00.000 29,5 20—25 500—1200 800—1000 1340 175 Параметры устройств типа ПКН Статическая нагрузка, кН Диаметр каната, мм Основные размеры, мм: длина ширина высота Масса, кг £ со ю <у *=3 ЬЙ К ь X св 3, „ о 5 оз S ° ш a ь 5 О X О. -Я ь 2 о * X гО 2 ^ И X ч 2 се се * £ о ^ S х ! = |5 as я X гр ММ то о со ТО ТО СО CJ - со со то со CD s « si 1 г— 1 ТО 1 1 оо см 1 ТО 1 LO CtS СО см со оо оз — 03 со О о о о о о о то о ТО о о <—« 03 со счз та 5 = о о £Г н и О, я £> «с о о - с_ So £0 о о о о о о о о со о о о со ю о 03 о 03 о о о о о о о ю о ТО о со¬ оо оо о со то —- ■*—* 03 03 03 см о о о о о о со Ю о о то о t'- со о со о о о о о о о о о ТО CD s s s 5 g ^ кЪ с с с с с с ООО О то О со со (N X X о _ о о см ю о г- О О о Sgg oq CS X о ю X X ю о ю о ы: СЧ Г? 44
Техническая характеристика подвесных скиповых устройств одноканатного вертикального подъема I Нормы для типоразмеров Со >>о с ¥ с & с Оо >5° с ¥ с -о Ю о CD'® оо с *Юсо «N S' I I CD X —< LO о о со со о о СО С4 «—< СО СМ 00^4^ 1-0 союою cOOlOO ^ СО О CD f- gj* I ■'Г со со ID) Ю О О- О CD СО CD +—* С4-- LQ со со СО СО 1-0 ю —« со со О сDv-'LQ't го «О в*? - СП СМ CS СМ о> о ю ю> CD СО О Ь- -Ф со —■« LO^j,CM «й I CD bD гп, COO О О CD CM lD CO CO — CN — £ £ S - £ ^ Co CO ! rf o> : >> p- s s g Ч 3 я s £ К E cj ОЬЧО « cd н S о <U 5K *0 О е£ О, О о с to О 1S O.S ►О со и <и о ю § С X К н о К о, <и о, cd X к в X - UQ LO X §2 I «о” * LO ^ а t*r о„ о о LO о о -ф о Old I О см оо i о — О СМ „о{§ £ со ^ О О ID о Ю (МОЮ —< —< ^ со »—1 LQ СО OOidT К/ СО CD ^ ГУ 1 Г» L- L NX 0(00^ СО ID CD < — 0^(0 —« —« ^ см X н НХ ц ]xf со О CD О О о LO СО *—1 —« О 'ЧН со —« —. ^ см о ^ ОЮ |J NX ID LD ^ ГО СО ^ со л СМ СМ О CM LD со о о о —« •—« СО LD —* СО —1 со ^ ^ ^ I NX СО СО го к СМ СМ о см о со О О LO о О N CD -н —< СО *-н X VJ « со X « о <D о £ JS , ь ю ; сз о ! К Ь 1 03 rv! ! X Си 03 оз 3 £> Нч C-f X **-< С—L 5 h owes *3- си О х Ю a *=£ ;s ч о *=*■ я goes й:?£о 45
Техническая характеристика подвесных уравнительных устройств для клетей н скипов многоканатного подъема сб й Й С Й с Й £ с 2 со осе 1 о 05 ^ LO [_Т «м Q, COCJ I • оооо оюою С-1 со о — — СО СО оооо смолою со —< сс о —« —« СО СО £- СО го ' со о •сьс |< о ою СО «г* Ю CD •—< •—< о .—10 <5 РЭ 010 е? кУ ю ю ^ГО - О С-1 о о 'S-C5CC — — t'- ю —> — О!-- г-* CICO^ ^ о сз О НО CD С) СО ON ГС к “ Е 2 ^ ек *4 <и к ~ >=: S п н Сч! t- о к w м о. ж >-. 2 ~ „ f- о I i и2с; о ^ а о с ж к ж ж о St:. О Ж и ж о, >> зК О о. ж о, CD Ь Ж е н Cv Ю О УО с - с- I < тГГ-~ О ■ С ю ж^о ~ SS" - оооо ооою OOOON — о—. * о а х У Ч о С- ж >. X ж »=С со Ж f- ю Q ф с Эр Pod. 0.0 ооо *е- со со о о СОО о о оооо N- Г-~ О СО ШЮСО'С ОООО) NNOCO Ю Ю СОСО к g ж Я о 0} СС ж сз К КС ж 2 5 s « re <j Й а> ь Ж о ° о со к КС ж D-tt И о я но §С И gc ССЯр Я Я К к hhC(E- 2 я 4G
Рис. 3.6. Прицепное устройство: а — типа УПЗ для закрытых подъ¬ емных канатов; б — типа УПП для прядевых подъемных канатов; 1 — крюк; 2 — защелка; 8 — ниж¬ няя траверса; 4 — упорный под¬ шипник; 5 — щека; 6 — игольчатая страхующая муфта; 7 — основная цанговая муфта; 8 — верхняя тра¬ верса; 9 — амортизатор; 10 — кли¬ новая муфта; II — контрольный жимок; 12 — упорный жимок; 18 — шайба-амортизатор Таблица 3.15 Техническая характеристика подвесных устройств для проходческих бадей Обозначение прицепных устройств Статическая нагрузка, кН Диаметр подъ¬ емного каната, мм Длина прицепно¬ го устройства, мм Масса, кг УПП-2,8 27,47 18—26 790 92 УПП-5 49,05 23—35 970 118 УПП-5 49,05 20—35 970 118 УПП-8 78,48 37 1120 165 УПП-8 78,48 34—38 1120 165 УПЗ-4-20 39,24 20 1045 97 УПЗ-5-22 49,05 22 1165 131 УПЗ-5-25 49,05 25 1165 133 УРЗ-8-25 78.48 25 1165 148 УПЗ-8-27 78,48 27 1165 148 УПЗ-8-30 78,48 30 1270 165 УПЗ-11-33 107,91 33 1360 185 УПЗ-11-36 107,91 36 1360 204 УПЗ-15-36 147,15 36 1465 225 УПЗ-15-38 147,15 38 1465 225 47
3.1.4. Шахтные парашюты Согласно правилам безопасности все подъемные сосуды одноканатных подъ¬ емов, предназначенные для перемещения людей в вертикальных и наклонных выработках шахт, оборудуются устройствами (парашютами) для плавной оста¬ новки и удержания в аварийной ситуации (обрыв подъемного каната или выход из строя подвесного устройства, а также при напуске подъемного каната или заклинивании подъемного сосуда в стволе. Изготовляются следующие типы шахтных парашют о'в: ПТК по ГОСТ 15850—70 и ГОСТ 17754—72 Е с захватом за два тормозных каната; ПТКП с захватом за два тормозных каната, устанавливаемых на противовесах; ПКЛ с захватом за один тормозной канат, устанавливаемый на клетях с односторонними рельсовыми проводниками; ПКЛШ на базе парашюта ПКЛ, устанавливаемого на клетях в подъ¬ емах со шкивами трения; ДП с захватом за деревянные проводники. Шахтные парашюты типа ПТК серийно выпускаются Ясногорским машино¬ строительным заводом по ГОСТ 15850—70. Основные параметры и типоразмеры шахтных парашютов даны в табл. 3.16 н в выводах, приведенных ниже. Парашют с тормозными канатами (ПТК) состоит из ловителя (рис. 3.7), устанавливаемого на клети, двух тормозных канатов, навешиваемых на каждую Т а б л и ц а 3.16 Основные параметры и типоразмеры парашютов Обозначение парашюта по ГОСТ 15850 -70 Обозначение чертежа ловителя Статическая нагрузка, кН Диаметр тормозного каната, мм Расстояние между осями тормозных канатов, мм 2ТК6,3 1ПТК6,3.010 1150 2ПТК6,3.010 61,7 25,5 1200 1ПТК12,5.010 1150 2ПТК12,5.010 1200 2ТК12.5 ЗПТК12,5.010 122,5 30,5 1350 4ПТК12,5.010 1480 5ТК12,5.010 1540 6ПТК12,5.010 1630 7ПТК12,5.010 1730 1ПТК19.010 1150 2ТК19.0 2ПТК19.010 1200 ЗПТК19.010 186,2 35 1350 4ПТК19.010 1540 5ПТК19.010 1630 6ПТК19.010 1680 7ПТК19.010 1730 8ПТК19.010 1870 1ПТК25.0Ю 1540 2ТК25.0 2ПТК25.010 1630 ЗПТК25.010 245 40 1680 4ПТК25.010 1780 5ПТК25.010 1870 1ПТК30.010 1040 2ТК30.0 2ПТК30.010 1080 зпткзо.ою 294,1 45 1150 4ПТК30.010 1630 5ПТК30.010 1780 6ПТК30.010 1870 48
клеть па всю глубину ствола; амор¬ тизаторов с соединительными муф¬ тами, устанавливаемых на копре; крепления тормозных канатов в зумпфе; направляющих муфт. Кроме перечисленных узлов в парашютную установку входят амортизационные канаты. Ловитель устанавлива¬ ется на клети на двух специальных опорах и предназначен для улавли¬ вания клети в случае обрыва подъ¬ емного каната или при значитель¬ ном его ослаблении. Улавливание клети осуществляется путем захвата ловителя за тормозные канаты. Тормозные канаты используются в качестве опоры при улавливании и последующем удер¬ жании клети. Тормозные канаты навешиваются в стволе на всю глу¬ бину из расчета по два тормозных каната на каждую клеть. Верхние концы тормозных канатов с по¬ мощью соединительных муфт соеди¬ няются с амортизационными кана¬ тами. В качестве тормозных кана¬ тов применяются нераскручиваю- гциеся канаты крестовой свивки типа ЛК и ТК, имеющие наружные проволочки диаметром не менее 2 мм. Тормозные канаты предприятием-изготовителем парашютов не поставляются. Амортизаторы (рис. 3.8) устанавливаются на подшкивных или специальных площадках копра и служат для поглощения кинетической энергии улавливаемой клети и обеспечения плавного торможения ее с заданным за¬ медлением. / — опора; 2 — шток привода; 3 — привод¬ ная пружина; 4 — клин; 5 — рычаг; 6 —тор¬ мозной канат; 7 — вилка; 6’ — шток рабо¬ чей подвески Основные параметры и типоразмеры шахтных парашютов по ГОСТ 15850 — 70 Статическая нагрузка, кН . . Диаметр тормозного каната пря- 63 125 190 250 300 девой конструкции, мм . . . Расстояние между осями тормоз- 25.5 30,5 35 40 4 5 ных канатов, мм 1150 1015; 1150; 980; 1150; 1540 1040; 1080 1200 1200; 1350; 1200; 1350; 1630 1150; 1500 Масса парашюта без учета масс тормозных канатов и балок 1480 1480; 1540; 1630; 1730 1540; 1630; 1680; 1730; 1870 1680 1780 1870 1630; 1780 1870 для крепления, кг .... Масса парашюта, установление- 1300 1500 2150 2670 2720 го на клети, кг .... 270 460 620 750 900 Основные параметры и размеры парашютов типа ЛТКП Статическая нагрузка, кН 156,8 Диаметр тормозного каната, мм 30,5 Расстояние между осями тормозных канатов, мм 800; 900; 1000; 1150; 1200; 1350; 1480; 1540; 1630; 1730 Основные параметры и размеры парашютов типа ПК«П Статическая нагрузка, кН . . Диаметр тормозного каната, мм Расстояние от оси штока . . . до оси тормозного каната, мм Масса парашюта, установленного на клети, кг 68,6 98 55 41 495 500 555 555 735 735 — 780 485 640 147 196 52 56,5 500 555 555 735 735 780 780 — 825 ИЗО 49
Рнс. 3.8. Трехручьевой двухвинтовой амор¬ тизатор ТА2-2: I — кожух; 2 — винт; 3 — гайка; -1 — сухарь; 5 — амортизационный канат; б — уплотнение; 7 — валок; 8 — стяжные винты Амортизаторы состоят из двух стенок, между которыми размещаются неподвижные про¬ филированные валки и подвиж¬ ные сухари. Между валками и сухарями пропускаются один нлн три амортизационных ка¬ ната. Перемещением сухарей от¬ носительно валков достигается необходимый перегиб амортиза¬ ционных канатов, и, следова¬ тельно, необходимая величина статической энергии клети и ее торможение происходят за счет протя гива ни я амортнзационн ых канатов между сухарями и вал¬ ками амортизатора. Техническая характеристика амортизаторов ТА2-2 3 Число ручьев Диаметр амор¬ тизационного каната, мм Максимальное Динамическое усилие, к И Основные раз¬ меры, мм . . Масса, кг . ТА1-1 I 45 150 596 X Х252Х Х920 260 45 450 596 X Х340Х Х920 323 Амортизаторы настраива¬ ются на замедление 10 м/с2 при среднем грузе. Средним г р у з о м считается загрузка клети вагонеткой с углем. Масса клети с максимальным числом людей приближается в боль¬ шинстве случаев к массе клетн, груженной вагонетками с углем. Завод-изготовитель в паспорте каждого амортизатора указывает ряд значе¬ ний усилия статической протяжки канатов через амортизатор, соответствующих определенным положениям сухарей. Настройка амортизаторов производится следующим образом: а) выписывают значение силы торможения клети FTOp из паспорта пара¬ шюта или определяют по формуле Гтор = 19,62 (Qyr + Qxi!), (3.23) где Qyr — масса клети, груженной вагонеткой с углем, кг; QXB — масса хвосто¬ вого каната (если он имеется), кг; б) определяют необходимую для настройки величину статического сопротив¬ ления (при наличии двух амортизаторов для одной клети) /?о = Гтог./(2/г) + 9,8 \рИ, (3.24) где ft = 1,2—коэффициент; р — масса 1 м тормозного каната, удерживаемого амортизатором, кг; II — высота подъема, м; в) по полученному значению силы сопротивления амортизатора и соответ¬ ствующему ей усилию протяжки канатов принимают по заводскому паспорту амортизатора расстоянием (см. рис. 3.8) установки сухарей. Оба сухаря аморти¬ затора должны быть поставлены в одинаковое положение х. Соединительные муфты служат для соединения тормозных канатов с амортизационными. В зависимости от типа амортизаторов и их распо¬ ложения на копре соединительные муфты изготавливаются трех типов; одно¬ ручьевыми, трехручьевыми и блочными. Техническая характеристика соединительных муфт приведена в табл. 3.17, 50
Таблица 3.17 Техническая характеристика соединительных муфт Нормы для соединительных муфт типа Параметр ТАСМ1-2 ТАСМ2-2, ТАСМ2А-2 Т ACM 6*3 Максимальное динамическое 150 450 450 усилие, кН Диаметр амортизационного ка- 43 45 45 иата, мм Основные размеры, мм 145 x708 330x200x954 610x900 Масса, кг 57 80 160 Тормозные канаты в зумпфе крепятся с помощью балки, натяжной скобы, ограничителя натяжения см. рис. 3.9. Тормозные канаты в нижней части ствола натягиваются с усилием 10 кН и закрепляются таким образом, чтобы при возникновении в них больших усилий концы их освобожда¬ лись бы от крепления. Для натяжения служит натяжная скоба. После натяжения канатов устанавливаются ограничители натяжения, скоба снимается. Направляющие муфты устанавливаются на ловителе, на верх¬ нем и нижнем поясах каркаса клети и служат для направления движения тор¬ мозного каната и предохранения от износа рабочих поверхностей клиньев и спинок ловителя. Направляющие муфты устанавливаются строго по оси тор¬ мозного каната. В качестве амортизационного каната применяется стальной канат диа¬ метром 45 мм (ГОСТ 7665—80). Длина амортизационного каната 15—20 м. В комплектность поставки завода-изготовителя парашютов по ГОСТ 15850—70 входят ловитель, амортизаторы, соединительные муфты, аморти¬ зационный канат, направляющие муфты, ограничитель натяжения, скоба натя¬ жения и зажим. Пример условного обозначения парашюта с захватом за два тормозных каната со статической нагрузкой 63 кН: парашют 2ТК6.3; ГОСТ 15850 -70. Парашюты с захватом за деревянные проводники типа ДП предназначены для удержания и плавной остановки шахтных клетей в случае обрыва головного каната или подвесного устройства. Парашюты могут быть установ¬ лены на клетях вертикальных подъемов с концевой нагрузкой 117 кН (с мак¬ симальным числом людей в клети) и скоростью 8 м/с. Техническая характеристика парашютов 1ДП2 и 2ДП2 Статическая нагрузка, рав¬ ная массе клети с макси¬ мальным числом людей, кН 25,2 Максимальная статическая нагрузка, равная массе кле¬ ти с грузом, кН 49 Максимальное тормозное усилие, кН 84 Парашюты ДП созданы взамен парашютов ЦДП для деревянных про¬ водников. Для заказа парашютов и подвес¬ ных устройств требуется наряд, выде¬ ляемый Союзглавтяжмашем. Рис. 3.9. Ограни¬ читель натяже¬ ния: / — уголок; 2 — стяжные болты; 3 — болт; 4 — тормоз¬ ной канат; 5 — бал¬ ка 51
Для изготовления парашюта н подвесного устройства потребитель должен сообщать заводу технические характеристики заказываемого оборудования не позже чем за три месяца до начала квартала, в котором должно быть изготов¬ лено оборудование. Технические характеристики указываются в опросном листе установленной формы. При этом в сопроводительном письме должно быть указано: на основа¬ нии какого наряда и для какой шахты подлежит изготовить парашют (подвес¬ ное устройство). Название шахты должно быть полным, включать номер и наименование ствола, подъема, наименование комбината (производственного объединения). 3.1.5. Канаты В шахтных подъемных установках стальные канаты применяются: в качестве гибкого тягового органа для спуска и подъема людей, материа¬ лов, оборудования и горной массы; для уравновешивания подъемного каната, а также для увеличения тяговой способности шкивов трения при использовании последних; в проводниковых устройствах для направления движения подъемных со¬ судов (бадей, скипов и клетей) в стволе в тех случаях, когда вместо жесткой армировки применяется эластичная канатная; в парашютах с тормозными канатами на клетевых подъемах для улавлива¬ ния клетей при обрыве головного каната. Для шахтных подъемных канатов используется проволока с пределом проч¬ ности при растяжении 1,57—1,86 ГПа, причем для канатов людских и грузо¬ людских подъемов используется проволока марки В. Органический сердечник для шахтных подъемных канатов изготавливается из пеньки или манилы. Сердечники из манилы по сравнению с пеньковыми обла¬ дают тем преимуществом, что волокна их менее гигроскопичны, более износо¬ стойки и лучше сопротивляются сжимающим усилиям. В качестве металлического покрытия проволок канатов применяется цинк. В зависимости от условий работы каната цинковое покрытие может быть тонким (ЛС), средним (СС) и толстым (ЖС) для особо тяжелых условий эксплуа¬ тации. Для шахтного подъема применяются главным образом оцинкованные канаты группы ЖС. Подъемные канаты барабанных шахтных подъемных установок применяются, как правило, двойной крестовой свивки с органическим сердечником. Канат должен быть нераскручивающимся, т. е. с предельной деформацией прядей. Для проходческих подъемных установок с бадьями применяются канаты закрытой конструкции и малокрутящиеся. Канаты в процессе эксплуатации вытягиваются за счет структурного уплот¬ нения его сечения н других факторов. По этой причине канаты перед навеской необходимо подвергать предварительной вытяжке растягивающим усилием, составляющим (0,5—0,7) Рс (Рс - суммарное разрывное усилие). Для многоканатных подъемных машин применяются трехграннопрядные канаты, а также канаты закрытой конструкции. В качестве уравнове ш и в а ю щ их канате в применяются плоские, круглопрядные канаты крестовой свивки с предварительной деформа¬ цией прядей (нераскручивагощиеся, а также малокрутящиеся). Имеется также положительный опыт эксплуатации на многоканатных подъемных установках огнестойких резииотросовых канатов. Проводниковые канаты для направления подъемных сосудов при их движении по стволу применяются на подъемных установках эксплуата¬ ционных и строящихся шахт. В соответствии с § 393 ПТЭ в качестве проводниковых и отбойных канатов эксплуатационных шахт должны применяться канаты закрытой конструкции, имеющие в наружном слое проволоки фасонного профиля высотой не менее 5 мм, а также круглопрядные нераскручивающиеся однослойные канаты крестовой свивки с металлическим сердечником и диаметром наружных проволок не ме¬ нее 2 мм. Рекомендуется применение канатов, оцинкованных по группе ЖС. 52
В качестве проводниковых канатов при проходке ствола, а также при про¬ ведении горизонтальных и наклонных горных выработок должны,применяться однослойные круглопрядные канаты как с металлическим, так и с органическим сердечником, а также многопрядные канаты, имеющие наружные^ проволоки диаметром не менее 1,5 мм. Диаметр проводниковых канатов, используемых во втором периоде строи¬ тельства шахты, должен быть не менее 32 мм для одноканатных подъемных установок и многоканатных при концевых нагрузках до 25 т при глубине ство¬ лов до 800 м; не менее 38 мм для установок при глубине 1200 м и не менее 45 мм при большей глубине. Число проводниковых канатов для грузолюдских клетей должно быть, как правило, четыре. Для шахт глубиной до 150 м при концевой нагрузке до 50 кН допускается применение двух и трех канатных проводников. Проводниковые канаты располагаются симметрично по два с каждой стороны клети или вдоль длинной наружной стороны на возможно большем расстоянии ст подъемного каната. В случае применения двух проводников их располагают в противоположных по диагонали углах клети, а в случае применения трех канатных проводников два из них располагают вдоль боковой стороны клети з промежутке между клетью и крепыо ствола, а третий — на оси симметрии в промежутке между клетями. Допускается расположение четырех проводниковых канатов вдоль длинной наружной стороны клети. Натяжение проводниковых канатов в практике шахтного строительства осу¬ ществляется грузами в зумпфе, в копре или на копре, а также с помощью Рис. 3.10. Устройство для натяжения проводниковых и отбойных канатов: 1 — нижияя траверса; 2 — коуш; 3 — тяга; 4 — балки подшкивиой площадки; 5 — кронштейн; 6 — гидравлическая стойка типа ГСТ*6; 7 — верхняя траверса Рис. 3.11. Коуш ККБ для крепле¬ ния пряденых проводниковых кана¬ тов: / — корпус; 2 — подвижной клип; 3 — винтовое натяжное устройство; 4 — га¬ ситель колебания каната; 5 — зажим 53
натяжных устройств, устанавливаемых на подшкивной площадке копра (рис. 8.10). Верхние концы проводниковых канатов (при схеме натяжения грузами в зупмфе) закрепляются на специально усиленном устройстве, расположенном на подшкивной площадке копра, а нижние концы проводниковых канатов (при схеме натяжения грузами в копре, на копре или специальными устройствами) крепятся на специальной раме в зумпфе ствола. При этом крепление канатов производится для прядевых канатов с использованием коушей ККБ с углом заклинивания 25° (рис. 3.11), КРГ (рис. 3.12) или подвесного устройства УПЧ (рис. 3.13), а для канатов закрытого типа — коушей ККП. 7 в Рис. 3.12. Коуш КРГ для крепления прядевых проводниковых канатов: / — корпус; 2 — рычаг; 3 — горизонтальный клин; 4 — опорная плита; 5 — контр¬ гайка; 6 - опорная втулка; 7 - обратный клин; 3 — проводниковый канат Коуши ККБ, КРГ и ККП изготовляются Ясногорским машиностроительным заводом. Технические характеристики коушей ККБ приведены в табл. 3.18, подвесного устройства УПЧ — в табл. 3.19, коушей ККП — в табл. 3.20. Свободные концы проводниковых канатов рекомендуется оставлять длиной не менее 15—20 м. Это позволяет продлить срок службы проводников путем перемещения наиболее изношенного участка из зоны интенсивного местного износа. Крепление круглопрядных проводниковых канатов с натяжным грузом осу¬ ществляется подвесными устройствами с использованием коушей типа ККБ и КРГ, а закрытых канатов — с помощью подвесных устройств с коушем ККП или с клиновой муфтой. Предельный срок службы проводниковых канатов закрытого типа 15 лет, прядевых — 4 года. Натяжение проводниковых канатоз клетевого подъема. Масса груза (кг) для натяжения в зумпфе проводниковых ка¬ натов <2з = 12,5 (10 - L) 1л [L0/(Z-o - Щ (3.25) где L0 — предельная длина каната, м. Ц = kj(9,8i/rey), 54 (3.26)
где L — длина отвеса проводнико¬ вого каната, м; kz — предел проч¬ ности каната, МПа; т—запас проч¬ ности каната; у — плотность каната, кг/м3. у = p/S, (3.27) где р — масса 1 м каната, кг; S — площадь поперечного сечения всех проволок каната, м2. Масса груза (кг) для натяжения в копре про¬ водникового каната Qk = 12,5 (L0 — L) In [L0/(Lo -L)] + pL. (3.28) Натяжение направляющих ка¬ натов бадьевого подъема при скоро¬ сти движения бадьи до 12 м/с. Масса груза (т) д л я на¬ тяжения в зумпфе на¬ правляющих канатов Q3 = 10L — 1, (3.29) где L — высота отвеса направляю¬ щего каната, км. Масса груза (т) для натяжения в копре на¬ правляющего каната <2к = (Ю р) L — 1, (3.30) где р — масса 1000 м направля¬ ющего каната, т. Отбойиые канаты служат для предотвращения соуда¬ рения движущихся по канатным проводникам сосудов при малом расстоянии между ними. В соответ¬ ствии с ПБ на подъемных установ¬ ках с концевой нагрузкой до 98,1 кН включительно отбойные канаты навешиваются с зазором между сосудами до 700 мм, а при концевой нагрузке, превышающей 98,1 кН, —с зазором до 900 мм. В качестве отбойных применяются те же конструкции канатов, что и для проводников, но диаметр канатов должен быть не менее 40 мм. Отбойиые ка¬ наты закрытого типа являются предпочтительными для всех типов подъемных установок. Крепление и натяжение отбойных канатов аналогично креплению и натяжению проводниковых канатов. Предельный срок службы отбойных канатов закрытого типа 15 лег , а пря- девых — 4 года. Тормозные канаты парашютных устройств клетей служат опорой для ловителей парашютов и обеспечивают удержание клети после их срабаты¬ вания. В качестве тормозных канатов применяются нераскручнвающиеся кругло- прядные канаты крестовой свивки с органическим сердечником. Диаметр наруж¬ ных проволок в канатах должен быть не менее 2 мм. При навеске тормозных канатов во избежание срабатываний парашюта (особенно в зимний период) с наружной поверхности канатов должны быть уда¬ лены излишки консистентной канатной смазки. Чтобы не проводить удаления наружной смазки, можно оговорить в заказе на тормозной канат требование об ограниченном нанесении смазки при изго- 3.13. Подвесное устройство УПЧ крепления круглопрядных провод- втулка; 3 5 — ось; 6 Рис. для никовых канатов: / — жим он; 2 — клиновая клин; 4 — торцевая шайба болты
Техническая характеристика коушей типа ККБ со СО 03 ef К ю 03 (- С— CJ v; о СО tO О О © о та Ю Гч CD 1ч tO ID CO со % та а СМ 0-3 CD t4 о О О о о о о —- ю CD t4 со о о см “ • 1 ’ 1 * со сЗ о О CO Ю ю to «о '3' ю ID CD (4 t4 CO 03 СХ Й о CD О tO о Г4 CO о oq {4 to 03 CD CM CO CD [4 ММ CM CM CM CM см о ю О О -© to © о о CM СП 03 Г4 tO о <х а со со rf Ш CO 14 СО « о о О ю to to l.o о СМ f4 to GO LO CD CM о л CD CD CO 03 ~ CM «о CO CO co CM X ю CO 0-3 1 lO ID н CM f tC л 3 о о CD о о о си О. см CM со co to ex? CD СЗ у я -* та та CM со CO CD Ю к S CM co CO 2 я * о 5 ь т СЗ схр &S X со CO to in 03 CM я я СМ CM CO x** Ш CD 14 н о ! *t 1 1 1 1 1 I 1 Ч tO 1 CM 1 to ! CO 03 об сх с сГ CM CD CO co tO ю CM , СЗ та та . Я м я 5 о о о о о о О о рп Я > см CM CO CO CD in о см СЗ с схта я Ю CO CO CD CD CM CD « о сх •“Ч CM CM CO -Sf МЧ 1* о о £ та о та X? я о см CM о CO о to о см >. со to 00 CO CD CD CM со сх л- а» CM CM CO м- М4 та IS я ^ (X к *г та о - я с ’ О о О ” О о CO О о о о to ю CD О CD c 3 lO to Я о. §с Чо CM CM со со {X о л5 И о о <х о о О о о CJ о о о о CD с : CO CJ CD о CD CD о о lO ю о CO О CD о to* to CD .—« см CM со со са ca 0Л tQ 0Л Ш ил ил ч \У ч^ 4D 4D КУ ч< КУ т ч^ 4^ 4 IX' о со сЗ Е к *5 \о сЗ Н о с- Я t4^ CD со 03 со о СМ см CD с S са о £- о о о rt см см см к S 3> s: ьс X сл CD СО о s СМ 4}ч са о « ю о о X М" to CD за ж о са о ю о ю СО CM Е <3 ю о о И за ю CD о о о «=С «Л* см 0-3 К -о О. —i Е сс о о о О CD CD *2 Сч о СО to СХ сх о о о IS СО о CM S ■— 03 Г4 X й -Л СО о CD 03 SS *—< см CM Е - (М Г4 о 03 сх я Си >D 2 CM isi <и К « ts то о to о ef а 4J 03 *—1 со I—< М йч Q о о о sE О СХ 03 о см о о см н 2Q СО со о см со >> и о о о л см X lO CD о 03 са о о о о *сз Г4 со о Е а w X to (— о lij о о X СО с*^ сх "СЗ 1 I 03 ю to CD н X to o' о Е СМ СХ сЗ и • я . XI Е 03 Я s go”. см СО ю_^ см" СО CD X о 03 X та Ъ si e-gs с о СО CM ю X X X 03 CD Г4 СО сх о о о о о* о та о о CD та о о о СХ о о о 2 о о о РГ рг рг с с с ч ч 56
Таблица 3.20 Техническая характеристика коушей для проводниковых канатов закрытой конструкции Типоразмер Максимальная на¬ грузка на провод¬ никовый канат у коуша, кН Диаметр п роводн икового каната, мм Масса, кг ККП1-000 205,8 32 124 ККП2-000 313,6 38,5; 40 214 ккпз-ооо 392 45 239 товлении его. В этом случае при изготовлении каната ограничиваются пропит¬ кой органического сердечника и смазкой проволок в конце свивки прядей без нанесения смазки на готовый канат. В зумпфе тормозные канаты крепятся к специально установленной, балке. Крепление осуществляется с помощыо ограничителей натяжения, которые обес¬ печивают необходимое натяжение и в процессе нормальной эксплуатации исклю¬ чают появление в тормозных канатах больших растягивающих усилий в момент срабатывания ловителя и подпрыгивания клети вверх. При жестком закреплении нижних концов тормозных канатов может произойти расклинивание ловителя с его последующим вторичным захватом, что недопустимо. Натяжение тормозного каната производится специальной ско¬ бой. Для всех диаметров тормозных канатов применяется один и тот же типо¬ размер натяжной скобы и ограничителя натяжения. Натяжная скоба после установки ограничителя натяжения снимается. С течением времени тормозные канаты вытягиваются под действием собствен¬ ного веса, поэтому периодически требуется их дополнительно натягивать. Ниже балки натяжного устройства оставляется запас каната 5—10 м. Верхний конец тормозного каната соединяется с амортизационным канатом посредством соединительной муфты. В зависимости от типа аморти¬ заторов и их расположения на копре соединительные муфты изготавливаются трех типов: одноручьевые, трехручьевые и блочные. Одноручьевые муфты соединяют один амортизационный канат с тормозным. Трехручьевые муфты служат для соединения тормозного каната с тремя или двумя амортизационными. Здесь одноручьевая муфта соединяет тормозной канат с центральным амортизационным канатом. Если не устанавливать сред¬ ний амортизационный канат, то муфта превращается в двухручьевую. Блочные соединительные муфты применяются в тех случаях, когда аморти¬ заторы устанавливаются на подшкивных площадках в одной плоскости со шкивами. В этом случае возникает необходимость установки на одном тормоз¬ ном канате двух амортизаторов для обхода нижнего копрового шкива. В качестве амортизационных канатов должны применяться иераскручива- ющнеся канаты крестовой свивки диаметром 45 мм, изготовленные из проволоки не ниже марки 1. Длина амортизационных канатов принимается 15 мири ско¬ рости движения клети до 10 м/с и 20 м при скорости движения свыше 10 м/с. При применении соединительных муфт соответствующие концы амортиза¬ ционных канатов разделываются и заливаются баббитом в конусных стаканах, как и концы тормозных канатов. Свободные концы амортизационных канатов разделываются и заливаются баббитом в воронках, изготовленных из кровельного железа. Верхний диаметр воронки равен 2—2,5 диаметра каната, а высота 3,5—4 диаметра каната. Конус¬ ная воронка предназначена для удержания амортизационного каната в случае его полной протяжки через амортизатор. При разделке конца каната в воронке стальные клинья между проволоками не забиваются. В местах перегибов свободных концов амортизационных канатов иа копре должны устанавливаться деревянные подкладки. Свисающие с копра концы для фиксации положения привязываются к элементам копра медной двухмиллиметро- 57
Канаты, рекомендуемые к применению на подъемных установках, используемых в период проведения горизонтальных и наклоннь-х горных выработок СМ со СчЗ «3 К ЭГ <L> сх С О R К „ а > к -о сх' о с г «:« вс : йь»е гага « £ * Н ° г « г|§ a Kg . о о ч к * р.§ 2 & С О = « га :ПхоЧ Н° ' £ 9 ! s rat-, га go г St О : О... 0-5 t-ч о j- ; £ • я £ я | ' О и « 2- * н К о w ^ к га - к * о.’е о я _ U Й Л о * £ < O-g 0(- ° У w л и а но* зко tO S 3 е3 5 0-0 Я Н t с ^ о og£ ctEcS s s £ £ £ О * I «-> CO ira £ coo 5 IS - O - (p to О CO g ra ^ ra 2 н о н й w «я 3 ra »n ro a M £ « s Cf H о о u ct к о, с к га н Л с с >> сх U о га о X А га К Ч et ООО со со оо СО ЮСз (DOH СО СО О Г- 5"- со со - О СО О СО о о О СОО СО "С* 1 со г- со г- со П- СО со n- con- п- СО Mill 1 1 1 1 1 1 1 См О ю о to to см Сэ Ю СП to —< со о n- to п- со о п- (DOOOO to Г- to S'- S'- ю to to toco о 00 о г-. ОО СО соо со to СО о о —1 S'- Г- Г-- 5s- S-- 1 со 1111е0 П- S'- П- п- со to ,, о ьо СО СО •- о осоосоо to о о со to со 5 о со о со о S-- СО П- ооп- со со 00 too too °0 СОН-СОП-со 1 Mill S'- 1 ©con-со | Mill to NONON оо X ** , NONOtO о too to on¬ со СП too too to ю to О to о о to о COtDOO о П- СО П- со со Is- о ПС СО n-con-CO n- Н О 3 >• 3" о о as 3 a J3 а O' *=3 {_< [—1 о H CO \S к H c X 3 a H « 3 s J3 о o H H- o H N/ H О о $0 . d ra 4 Рн d CO ro о CO Of к ra o. CO CO а ^5*1=2 о 0 £ о £ a о Й d о о 4 c; 4 4 u о о CD CD А R хк сх ч С* О. - а о га 3 СО X <D •=> Л О Й Яга л с* 5 к к С К О- „К с / gft о Й Л с г? 5 я к U Г", о н >,£ ° CD сх к/ О о CD §£9 о Л 5 к о. £ я о га CD к я« га к к о га к о о 3 H <D J3 h: <u ra О о о с га га га о 3 га о *2 ra 9 5 га о Э a ra to ra a qd «a га га га X <D £ 5 3 £ ш га о Й о & 5 O s'S u CO о £ o. о H сх о < Трос га га Ч -л tt о а га га сх >> га о о. С а 2 о ХО О Н ч 53
Канаты, рекомендуемые при проходке вертикальных стволов СЧ О-} со Н Ч О ОО СО Ч ч ч Ч t- СО | 1 *г It- г- Г- ! 1 СО СО 1 1 со _LO О41 Л CD сч —< v—< cD X to- 1 СО 1 СО 1 о °Р§ оо Q CD СО 1 СО 1 СО t"- CD О со 1 г- о со It- t- о о со 1 ^ ,—< I 1 СО 1 со со | | со CD со г- СО „ -81, 7668- CD СО СО „ t- СО CD о с- О LO О см СО CD СЧ СО CD о СО ; СМ о О Ю О СЧ СО CD -о СО со сч 0 СО § CD | сч со CD о СО сч о СОЮ CD О о СО ’—« ’—« -—« 1 — 1 v~4 — 1 .—< г-Ч СО СО Г- 17- СО со СО СО CD CD СЧ CM CD CD CD CD CD CD СО со cD CD CD CD t"- t"- CD CD f- It- Г- Г— О сЗ Ч сх х С 2« Ж О 2 сх ~ о ж н к и g* е I 03 К |8 S3 »я эя 2°° ” В Й оз со • CL) О й> СХ КЗ с о VO X ►С Ж ж 5 * ~ >т Ж сх о 03 со Ж 03 сх сх ^ S S3 о S S §1Л к со —» си о 3<*> Я О 8 4 д ж ж ж ж к VO'O >> >> ч g ж ж ч ч чч о СЧ v X05 Ю 03 н Ж ж СЙ сх ч ю § н чем ч о VD сх£ о> S О) J3! Ч н =2 Ч Е ^ food 2,0,0, а, ОС? с? с? О а< =s ч Ч ^ : X Ж г , Ж ^ ч н ж Г) о . ЛК-РО ЛК-РО Спирал ЛК-Р( ЛК-РО ЛК-РО оо ООО а,т ОчОч 0,0,0, ЧЧ \к\к ччч чч чч ччч ю о ?о о Гч tk зч с? а> 3 • » 9ЁЗ *=С И к о Ж О Н m Си <и Q О хГк & 2 £|3У О S СХ ж г ж 2S сх а! Ж 3 О к 3 Ж ж сх 3 ж й> ж S ж S сх ч ж И ж о ч ж <и н 3 ж с <и о СХ S о сх ж сх 3 8 С О ж £ с о н сЗ со к ж ж ч а> ж Ч к сх Ж к Ч-. сх g ж С О о н ч g Ж g & о с ж £ ж ж ч 5 ж ж сх « Е ° ь »s о о <U со g X о сх с оз ж ж ж ч а о а> С са 4 о О х С о ж о ж £ 5 2 5 Ж О Ж си СХ РЗ с ч о С <U ж ж В ч I" ж . ч РЭ СХ« со g с <и ж £ vo ж >>. „ s ч L СХФ 03 ^ VO С Ч G g >т ~ Ж -Г* Ж £4 X g с X н о ^ си CQ О ч к o' £ ж gj §§ ч с S о со ж о о сх CU гд ч S ч о с ж ч t* си х ж ф и S СО CU х Ч ч £ О 53 С X w< |д у § ® 2 Ч н 59
вой проволокой в одну нитку. Прочное закрепление конца амортизационного каната к копру болтовыми зажимами не допускается. Амортизационные канаты должны быть по всей длине (включая оба конца) обильно смазаны канатной смаз¬ кой. Смазкой заполняются амортизаторы и соединительные муфты. Амортизацион¬ ные канаты поставляются совместно с соединительными муфтами. Предельный срок службы тормозных и амортизационных канатов 4 года.! В табл. 3.21 приведены канаты, которые рекомендуется применять на подъ¬ емных установках строящихся шахт при проведении горизонтальных и наклон¬ ных горных выработок, а в табл. 3.22 приведены рекомендуемые канаты при проходке вертикальных стволов. 3.1.6. Качающиеся площадки и посадочные кулаки Качающиеся площадки (ГОСТ 13864—68) предназначены для соединения путей приемных площадок с рельсовымитпутями унифицированных и типажных клетей, оборудованных жесткими роликовыми направляющими при боковых и лобовых проводниках с целью обеспечения обмена вагонеток в клетях без дополнительного маневрирования. В соответствии с ГОСТом качающиеся площадки должны изготовляться в правом или левом исполнении- Качающиеся площадки с вылетом 3 м для колеи 750 и 900 мм изготавливаются только для использования их в агрегатах для обмена вагонеток. Стандарт не распространяется на качающиеся площадки, устанавливаемые при клетях с канатными проводниками. Примеры условного обозначения качающихся п л о- щздок в соответствии с ГОСТ 13864—68. Качающаяся площадка с условной длиной вылета 1500 мм, шириной колеи 600 мм левого исполнения с гидроприводом ПК1.5-000ЛГ; то же, с условной длиной вылета 2500, шириной колеи 750 мм правого исполнения с электролрнводо.м''ПК2.5-750ПЭ: то же, с условной длиной вылета 3000 мм. шириной колеи 900 м левого исполне¬ ния с пневмоприводом ПКЗ-бООЛП- В табл. 3.23 приведены перечень и краткая техническая характеристика качающихся площадок, выпускаемых Ясиноватским машиностроительным за¬ водом. При'этом Время "наложения площадки для всех типов качающихся пло- 60
Техническая характеристика качающихся площадок выпускаемых Ясиноватским машиностроительным заводом Л СО см с о о со о о о Ю о о о CD ю оо о о О чф LO чф ч ю 05 О • ю со ю CD 05 со со СО со 00 СО CV чф о VO о> чф —« 05 то кУ с н с о О) Е о К о ю г- Ю 8 о о X г- ю оо о о ю 05 LO о о Ю 05 ю ю 05 СО г- со о со чф 00 см сГ чф —1 * <м чф —< 05 к/ с С? с о и: СО о о с о о со Ю о о о сх о (С ю ОО о о сэ 05 чф ю со с * 05 о © to СО со ОО 1.0 lO со со ОО оо d чф *-4 05 чф •—1 оо 'У ч/ с с !Г со аэ с О о о о о. о о C5 CD ю о © о 05 CD to 00 о о £ * 05 чф о со £ 05 о о см со о 05 ОО Ю со о со оо СО га С. о OJ уу чф 00 га сх о CN чф * 1 t"- п £ g с к С (- к со к Е й о о §• о о LO о о о to ю оо о о J3 05 чф о С-- -Л 05 о о со £ о СО оо о £ о со 00 со сх С-1 чф ■—< ОО сх CJ чф —« с- о & о & гс с ГС с СО с о о о CD ю о о о CD ю 00 о о ю 05 чф ю 1.0 05 о LO чф СО 05 С- со 'to СО СО t- 05 СО со •—ч СО ч/ С с СО с о о ш С'- ю о о S to f■ч- to оо о о 1Л 05 05 ю 05 LO to с- со t"- с- ю ю со чф с- оо со С- со со с с СО с о о о СО ю о о о со to СО о о ю 05 чф to о 05 о ю 05 со со г^- чф m СО СО с- со __ со •—1 t^- 7 СО со а с is is § S 2 2 о. сх, (X <0 CJ ь~ СХ н S £ га со то сх то то С5 £ га со то сх _ то X то н и, (X н Сч с ё х Л S й ч § * в. 3 о о 2 и X то о га С S х Л Й ч § * сх § о о 2 CQ X то о о о D то то о S! о £ 61
щадок составляет не более 2,5 с, время отхода в исходное положение — не более 1,5 с, максимальный рабочий угол поворота качающейся площадки, установлен¬ ной со стороны входа вагонетки в клеть, — не более 17°, напряжение питающей сети — 380/660 В, частота тока — 50 Гц. f , ; Самоходные посадочные кулаки Г предназначены для посадки шахтных клетей вертикальных одноканатных подъемов. Посадочные кулаки (рис. 3.14) изготовляются с взаимозаменяемыми элек¬ трическим, пневматическим или гидравлическим приводами. Техническая характеристика посадочных кулаков, выпускаемых Киселев¬ ским заводом горного машиностроения, приведена в табл. 3.24. При этом скорость подхода клети к кулакам всех типов равна 0,25 м/с, расстояние от оси вала до передней кромки посадочной поверхности кулаков 315 мм. Таблица 3.24 Техническая характеристика посадочных кулаков, выпускаемых Киселевским заводом горного машиностроения Тип кулаков Статиче¬ ская на¬ грузка на кулаки* к И Расстоя¬ ние между кулаками по оси ва¬ ла, мм Длина кала (с). мм Размер по¬ садочной поверхности кулаков (длина, ширина), мм Расстояние от подошвы опорной балки до посадочной поверхности кулаков, мм Масса без при¬ вода, кг КП 75-9Э, П, Г 75 900 1750 110x100 780 1750 КП112-6Э, П, Г 112 600 1450 110x100 780 1700 КП112-9Э, П, Г 112 900 1750 110x100 780 1800 КП170-6Э, П, Г 170 600 1450 110x100 800 1650 КП170-9Э, П, Г 170 900 1750 110x100 800 1900 КП375-9Э, П, Г 375 900 1750 110x110 800 2300 Примечание. Последняя буква в обозначении типоразмера соответственно обозначает: Э — электропривод; П — пневмопривод: Г — гидропривод Таблица 3.25 Основные параметры посадочных кулаков 'I и п кулаков Максимальная статическая на¬ грузка, кН Размеры, мм (см. рис. 3 И) А г, Б г а Е Ж М КП 75-9Э 75 2000—3000 1320—1330 1660 900 801 225 780 1460 КПИ2-6Э 112 1900 —3600 960—1400 1360 600 651 220 780 1160 КП112-9Э 112 1900—3600 960—1400 1710 900 826 225 780 1510 КП170-6Э 170 3200—4000 1400-1500 1360 600 651 225 800 1160 КП170-9Э 170 3200—4000 1400—1500 1660 900 80! 225 800 1960 КП375-9Э 375 5200—6500 1650 1720 900 831 225 800 1460 62
ho требованию потребителя в комплект поставки посадочных кулаков вхо¬ дит механизм управления клетевыми стопорами, изготовленный по технологиче¬ ской документации потребителя. Срок службы посадочных кулаков не менее семи лет. Г1 р и ад еры условного обозначения посадочных кулаков со статической нагрузкой 75 к И и расстоянием между кулаками по оси вала 900 мм с электропри* зодом в соответствии с ОСТ 12-44.17!—80: кулаки посадочные КП75-9Э ОСТ 12.44.171-80: то же, с пневмоприводом; кулаки посадочные КП75 —-9П ОСТ 12.44.171—80; то же, с гидроприводом; кулаки посадочные КП—9Г ОСТ 12.44.171 80; В табл. 3.25 приведены основные параметры посадочных кулаков, выпускаемых Киселевским заводом горного машиностроения. 3.1.7. Копры Копры относятся к горнотехническим сооружениям и входят в состав шахтной (рудничной) подъемной установки. Копры предназначены для размещения направляющих (копровых) шкивов, крепления направляющих проводников и разгрузочных кривых для скипов и опрокидных клетей, крепления посадочных устройств клетей, а также для расположения на них многоканатных подъемных машин. Копры воспринимают нагрузку от натяжения подъемных канатов, давления ветра, массы оборудова¬ ния, расположенного на копре. В зависимости от материала копры делятся на металлические и железобе¬ тонные. По существующим конструкциям копры могут быть А-образными, четырех- стоечиыми, башенными и шатровыми, по назначению — проходческими и эксплуа¬ тационными. Для проходки вертикальных стволов и проведения горизонтальных и на¬ клонных горных выработок используют проходческие или постоянные копры, переоборудованные для этих целей. В комплекс копров, применяемых для проходки стволов, входят подшкив- ная площадка, разгрузочный станок, нулевая рама и обшивка копра. Проходческие копры. Наиболее распространенными типами проходческих копров, используемых в шахтном строительстве, являются копры шатровой системы, разработанные ВНИИОМШСом и Донгипрооргшахто- строем. Технические характеристики копров ВНИИОМШСа и область их применения приведены в табл. 3.26 и 3.27. Проходческие копры (рис. 3.15 и 3 16) состоят из следующих основных узлов: надстройки /, подшкивиой площадки 2, шатра 3, разгрузочного станка -7, лестницы с площадками 5, нулевой рамы Б. Копер устанавливается на четырех или шести монолитных бетонных фун¬ даментах. Обшивка копров I, II, III, IV типов выполняется из асбестоцементных листов усиленного профиля по деревянной обрешетке или по стальному фах¬ верку, а обшивка копров ПК-8/1000 и «Север» — из газозолобетонных панелей по стальному фахверку. Область применения копров I и II типов ограничена из-за малой несущей способности и небольшой высоты. Копры III и IV групп более распространены. Однако при использовании большегрузных бадей (по условиям переподъема) необходимо наращивать стойки шатра или поднимать фундаменты на 0,8—1 м. Одним из недостатков копров ВНИИОМШСа является большое число мало¬ размерных элементов металлоконструкций, собираемых на болтах, что не поз¬ воляет достигнуть высокой степени индустриализации монтажных работ на строи¬ тельной площадке. Копры Донгипрооргшахтостроя, технические характе¬ ристики и области применения которых приведены в табл. 3.28 и 3.29, отли- - 63
СО СМ ч ю С СЗ о а £ о X X X со и о о, с о т СЗ ЙЙ К *- о к о, ф н йй СЗ о, СЗ X к СЗ йй о «J гг к я X со ^05 XX g СО О tO со —' о XX g СО О ю —- со XX Ю 00 _»Ч С_э Ш О ^ ^ СМ СО СО •—«ел ю XX <N 00 00 СЧ 1.0 t-' ‘л ft; XX §3 г- t-- ф« to XX о Ф4 о-- см ю см - т-« Ю XX а> CM LO ^ ю 00 со хГ, Ю LO „СО —> со фч СМ см ч: сз I ё С СЗ _ п Hg л СЗ йй ►О ся Э g.sg |ав со СЗ со Я S Ч СЗ СЗ за >>§ йй ’в" я о Ч сз*Я СЗ X о VO со Я х и я й X к £ 3 ао ^4- >> £-< VV я ь s U & ь § 3 о СЗ 2Ья а со о яг ч я S с _ ЭЯ S § *Я и О к с § к & а « й «53 сяк э§||з а 'О « О ЙЮ о к я я о к см ч ю СЗ о £ о X X X X и о о, с о й: г к о. с сз ч VD о с £ о о о °°й см со ^ S О '—' _ OcTirS10.^ СО-Ососо см о £ §°°ос Оохйм.^ ^ о ю ^ см О с- (^ю,о ’~н 1, ю ^ ^ О о Ф4 О Ю >>^ с g<°'g°°S о 00 oioocnS СЗ О СЗ со 4 с 5 S£lll 8 Ч <0 сз СЗ ч ч о о ё со е- V—1 W1 н и Н Е- 5 t- О о о о х о СЗ СО О ^ S Ь O-s Я Я Н S о >>сз с а ч s s 2 щ С—< RH И Рч 64
Вид к чаются от копров ВНИИОМШСа конструктивным исполнением. Шатер копра, разгрузочный станок, нулевая рама, ограждающие конструкции готовятся на за¬ воде укрупненными блоками с ограниченными размерами, массой, с учетом воз¬ можности перевозки с завода к месту монтажа автомобильным или железнодо¬ рожным транспортом. На рис. 3.17 показан общий вид такого копра (расшифровка позиций та же, что и к рис. 3.15 и 3.16). Копры, которые предполагается использовать после проходки ствола для проведения горизонтальных и наклонных горных выработок, имеют двухъярус¬ ную подшкивную площадку. На нижнем ярусе устанавливаются шкивы для подвески проходческого оборудования, используемого при проходке ствола, на верхнем — подъемные шкивы и оборудование клетевого подъема. Это решение дает возможность переоборудовать копер для проведения горизонтальных и наклонных горных выработок в минимальные сроки. Для более эффективного использования транспорта разгрузочный станок имеет аккумулирующие бункера. На всех разгрузочных станках применяется секторный затвор конструкции Доигипрооргшахтостроя. Обшивка копра выполнена в виде навесных металлических панелей длиной 6—12 м из профилированного настила, которые могут быть использованы много¬ кратно. Панели навешиваются на металлические конструкции шатра с помощью монтажных зажимов. Устанавливается копер на четырех отдельных фундаментах из инвентарных железобетонных блоков. Монтаж крупноблочного проходческого копра может осуществляться двумя способами. I с п о с о б. Из доставленных на площадку блоков шатра и подшкивной площадки с помощью автомобильных кранов собирают две секции, которые через шарниры опираются па фундаменты. Посредством падающей стрелы и по- 3 П/р В. В. Белого 65
Рис. 3.16. Проходческий шатровый Рис. 3.17. Проходческий крупнобяоч- копер ный копер лиспаста одна из секций поднимается до наклона 35—40°, при этом вторая секция служит якорем для полиспаста. После этого с помощью второго полиспа¬ ста, соединяющего обе секции, ставят первую в проектное положение и раскреп¬ ляют расчалками. Используя первую секцию как мачту, поднимают тем же поли¬ спастом вторую секцию и производят стыковку. Для подъема секции используют проходческие лебедки, устанавливаемые для проходки ствола. II способ. Копер собирается в горизонтальном положении. Две ноги копра через шарниры опираются на фундаменты. С помощью автокранов, па¬ дающей стрелы и лебедок копер поднимается в вертикальное положение. Об¬ шивка копра и разгрузочный станок при обоих способах монтируется после уста¬ новки шатра копра в вертикальное положение. Эксплуатационные копры. I [адшахтные копры различаются по роду материалов, из которых они изготавливаются, а также по числу и рас¬ положению подъемных машин. По роду материалов копры бывают: металлические, железобетонные и сме¬ шанные (металл и железобетон). Металлическ и е к о п р ы наиболее распространенные и представ¬ лены различными системами: шатровой, полушатровой, станковой и башенной. Копры ш а т ровой системы представляют собой пространствен¬ ную конструкцию, имеющую вид усеченной пирамиды, у которой все стенки наклонные. Эта система копра особенно рациональна при наличии двух подъемов в стволе, подъемные машины которых расположены под углом 180°. Копр ы полу ш а т ровой е и с т е м ы представляют собой про¬ странственную шатровую конструкцию, в которой передняя стенка вертикальна и перпендикулярна к оси подъема, т. е. полушатровая система копра получается в результате пересечения шатрового копра вертикальной плоскостью, перпен¬ дикулярной к плоскости подъема. Полушатровая система позволяет размещать подъемные машины только с одной стороны. 66
Т а б л и ц а 3.28 Техническая характеристика копров Донгипрооргшахтостроя Параметр Нормы для копров типа КПК-! КПК-2 кпк-з Размеры, м: 16x16 шатра в плане 12x12 14x14 подшкивной площадки по осям контурных 6x6 7X7 8x8 балок высота от верха фундамента до подшкивной 21 23,5 26 площадки Масса, т: общая 135 160 199 надстройки 8 9 9 подшкивной площадки 32 33 60 шатра с лестницами 56,8 15 80 обшивки 36 43 50 Таблица 3.29 Область применения копров Донгипрооргшахтостроя Нормы для копров типа Параметр КПК-1 кпк-2 кпк-з Глубина ствола, м 600 1100 1600 Диаметр ствола, м 6 7 8,5 Тип проходческого комплекса КС-2у/40 2КС-2у/40 2КС-1м Вместимость бадьи, м8 4 5,5 6,5 Примечание. Расчетная температура для всех типов копров составляет ие менее —40 °С. Станковая система копра состоит из пространственной кон¬ струкции прямоугольного сечения и укосины. Особенностью этой системы яв¬ ляется то, что несущая пространственная конструкция прямоугольной формы служит одновременно и станком. Поперечное сечение стайка определяется числом и размерами подъемных сосудов. Эта система наиболее распространенная и при¬ меняется на стволах всех назначений. Подъемные машины могут располагаться с одной стороны и под углами 90 и 180°. В этом случае копры имеют две укосины. Форма станкового копра соответствует действующим нагрузкам, т. е. уко¬ сина направлена по равнодействующей от натяжения канатов и воспринимает большую часть нагрузки от работы подъема, а вертикальный станок воспринимает нагрузку главным образом от собственного веса и давления ветра. Башенные копры по конструктивной схеме могут быть следующих типов: тип I — башенные копры с несущими наружными и внутренними стенами с полным контуром несущих стен; тип II —башенные копры с несущими наружными стенами на части пери¬ метра или на всем периметре (возможно выполнение внутренней шахты также с несущими стенами); тип III —башенные копры с несущими внутренними стенами по всему их периметру или только на части (например, в пределах внутренней шахты) и со стойками по наружному контуру; 3* 67
Рис. 3.18. Приспособление металли¬ ческого станкового копра для про¬ ходки ствола: 1 — шкивы проходческого подъема; 2 — дополнительные несущие конструкции; 3 — разгрузочный станок; 4 — нулевая рама Рис. 3.19. Приспособление железо¬ бетонного башенного копра для проходки ствола: 1 — подшкивная площадка; 2 — разгру¬ зочный станок; 3 — нулевая рама тип IV — каркасные башенные копры с рамным, рамно-связанным или связанным каркасом. Возможно применение смешанных типов, например: тип I илн II ниже машинного зала и тип IV — в преде¬ лах машинного зала. Унифицированные основные раз¬ меры башенных копров в плане для угольной промышленности следующие: 21 X 24 м для башен главного ствола, 18 X 21 м и 18 X 18 м для башен вспомо¬ гательного отвала. Использование постоянных копров для проходки стволов. В практике шахт¬ ного строительства применяются два способа использования станковых метал¬ лических копров: копры проектируются и изготавливаются с учетом нагрузок от подвесного проходческого оборудования; копры, изготовленные без учета этих нагрузок, приспосабливаются для целей проходки стволов. В последнем слу¬ чае для восприятия нагрузок от подвесного проходческого оборудования со¬ здаются дополнительные несущие конструкции, как это показано на рис. 3.18. После окончания проходки и армирования ствола дополнительные конструк¬ ции демонтируются. Приспособление башенного копра для проходки ствала заключается в устрой¬ стве отверстий в стенах и перекрытий для пропуска канатов проходческих лебе¬ док и подъемных машин, а также в размещении на соответствующих отметках подшкивной площадки, разгрузочного станка, нулевой рамы и др. На рис. 3.19 показано приспособление железобетонного башенного копра для проходки ствола. 68
Для снижения трудозатрат и времени на монтаж проходческих металлокон¬ струкций они изготовляются крупными блоками с максимальной степенью завод¬ ской готовности. При использовании постоянных башенных копров для проходки стволе® на шахтах, опасных по внезапным выбросам угля (породы) или газа, необходимо создавать систему вентиляции, предотвращающую скопление метака 8 кввещецвн копра. 3.1.8. Шкивы Отечественной промышленностью выпускаются несколько видов шкивов, конструктивное отличие которых обусловлено различным функциональным на¬ значением. Кыштымским машиностроительным заводом по ТУ 24-8-964—75 изготов¬ ляются шкивы, предназначенные для скиповых и клетевых стационарных подъемов угольных, сланцевых и рудных шахт (рис. 3.20). Техническая характеристика этих шкивов приведена в табл. 3.30. Ясиноватеким машиностроительным заводом по ТУ 24-8-842—79 выпу¬ скаются копровые шкивы, предназначенные для клетевых и скиповых одне- канатных подъемов действующих и строящихся шахт (рис. 3.2!). Техническая характеристика этих шкивов приведена в табл. 3.31. Условные обозначения шкивов: Ш — шкив копровой неразъемной конструкции со штамновым ^нефутерованным ободом; Ш1<Ф — шкив копровой неразъемной конструкции с литым футерованным ободом. Для поддержания и направления подъемных канатов бадьевых подъемов строящихся и реконструируемых шахт Донгипрооргшахтостроем разработаны копровые шкивы типа ШКБ (рис. 3.22). Эти шкивы изготовляются Донецким экспериментально-механическим заводом республиканского объединения Укршах- тострой по техническим условиям ТУ 12 УССР 7-2-002—80. Техническая ха¬ рактеристика шкивов типа ШКБ приведена в табл. 3.32. Рис. 3.20. Шкив Кыштымского машиностроительного завода для стаци¬ онарных подъемов 69
Техническая характеристика шкивов типа ШК \Q СС Ь u s га C3 О о ■Чр о о О со CD из to го 2! s -чр со С-- из см 3 , о as О к cCT О СО СО СО см Л s «г О 1 СМ см см CM из о п Е о НК! ГО 721 CD СО CD СО CD СО CD СО CD СО р X in О о О О О «о UO со из 03 СМ * 1 *-* *-ч о о о О о •а ID L.O из из из О ID to о о -S3 СО U3 UJ из со О О о о со СМ < п ХР из со CD со ■—■« см см со (М СО о О о о ю *=t мр 03 из СО со • см LD 03 хр 03 — ■’—< ■—1 -—1 см см (см. 00 СО со СО CD U3 из CD CD о- S 5S о о о О о см см см СМ со - CD CD CD CD CD -Г. a о £ с'. о О О О о го см сч СМ СМ со a U3 из из из из о ^р ■Чр со хр CD *ЧР -чр из хр хР из из CD 1^- СО со СО СО о О о О О см ~ О о о О о СО из из из со о GJ <U CJ 2„х Й О о ops g s.s О 5 2 к £ 2» 2 2 CD СО ■чр см со CD to из из О £ ар о И Ю 1.0 1"- 03 •чР = 5 " 5 0.5 5&S.?C3 **< »>-. **• со CD l"- см a мм из из t- U3 о ID о I"- <D еа см CM из со s о 1 1 I 1 ra н 1 1 i 1 ! s го ID ID и- о *=t га _r со см со *“1 U3 a CD CM CD U3 о о p г — —« CM см со H го а а а а а а а а а а га Б О О СМ GJ СО га го со о Ь О <и 2 го ЕС рЗ" SO О !— s а о а S О Е с р о о ?*» С « S . о гг ■ Сч — л {- . *5 о с и со со сз =Г \о СО Н ь к о о. н и о к с_ го — О О О -ЧР о о о о га •чР "ЧР оо и- СО о го 03 СО сз СО —’ |М- CD X СМ -ЧР ^Р CD оз «—« *чГ др по т -75 ^Р О ТР оз CM CD CD % 3 СО -Чр СО •чр из из из- So- CD CD CD CD CD CD CD , | Е о ►**“! и- CO CO CO CO CO CO CO р S ю э~ О О О О О О O' о нм о о о о о о о еЗ •* О О О О CD О О >: 2»f ОО СО —« со О -чр га с bCD^O-i^C} X г —1 CM cot— 03 —1 О 03 о о О О О —< -ф ^ ^р СО из из СО из со СО СО ^р "Чр из из из из о о о -г? NP-NNCOOO 1 I I I I S § ! 1 * 1 1 из из о о о о о о о CD 03 03 03 О CD CD — СМ СМ СМ СМ со со СО см со О О CD О О О О ■ с- и- из из из СМ О О — CD С-— ОО •—1 a 5 о о о о о о о „ " CD •■Ф М1 О "чР "чР «в U3 СО CD CD t>- О 03 О О О О О О О V4 из со из со СО СО О a -о 03 CD О О — — со о 2 га о о о о о о о си — из ОО со оо СО см см _ _ ^ см см О О "Чр О О "Чр CD -ч из О О -чР 00 00 из *=t —* см см см см см из СО "чР ^Р Ю CD U3 CD м ■^р о о о о о о М'ЮЮиЗ'РхР'Ф 03 03 03 03 03 03 оз СМ СО СО "Чр из *ЧР из О О О О из -ЧР "ЧР ч- •ЧР -ЧР -^Р -Чр из из си (U си & о S S из «о *“ с: из О О 00 о о о с P*S -^р .—1 СМ •—1 CD U3 'Ф о 5 л 2i р СМ оо из ОО хР —< о чг«5&5 X ° >. К _ ^ _ СМ оо ^Гр S -Q a - Н га из о к Й Г ^ с-7 о о со о см из s за го ег га = S со из из из CD со со Й а «- о a 03 № со ^ СМ Р 2 0 6"^ СЗ CD СО н га a кх v' хР из CD СО со нЗ-< ►-*-< « 1 1 со СО ээааакр 70
Рис. 3.21. Копровой шкив Ясииоватского машиностроительного завода для стационарных подъемов Рис. 3.22. Проходческий шкив ИЩБ конструкции Доигипрооргшахтостроя: / ось; 3 — ступица; 3 ~ спица; 4 — шкив; 5 — обод; 6 — муфта для балансировки; 7 — подшипниковая опора
9ГМ1П вша aeaaam вав&вавзддогбех екяезг>&8Ш»х СМ СО СО сЗ Ef О сз с~< • t- О о о о о " СО 05 ОО СО о to со 1 = S см £ ;° О К ГГ 1 Г-- о ф оо -—> VJ 1 СМ см см О £Г О .—• со со со СО о: СО со С * 1.0 о X* ^ 5 г Я 8 8 8 о Г- СМ 1.0 о Si 1.0 о о ф SS ем to о о о о о ~~ ю LO to to to ю ю ю •23 СО to 05 * ' • 1 ■~'4 о о о о о со 05 см ф ф Ф to о о о о со со оо см - ^ см С-1 "С о о о о W СО а) см ю о со СО Ф Ф о. о о о о X о см см см о 1 1 £ £ CQ ю о 140 160 180 Ct о со о см см см ю СС *'4 г- Г"- ь- ОО а. я 8 8 о с- •-3 СО 05 05 о о о о <р h- Г-т t"- СО см *“' см см со >ч я 8 8 8 со о to о т—< см см со - се •*• Si 8 ф о о со Ф см ч5 £к со V-< см а ~ сх см г- о § -? см см со ф я «3 Й 1 1 1 1 Я * \ о 1 to 1 о СО ГЕ[ “ ем см СО со Си о см со о о о о X о се о о — со ГС о ■" >5 ;т СО СО сб сз VO сЗ С~< лм тгимгп LO to о о о о о СО to to to f.N B0DBW —’ см Ф СО оо ю СО CO СО CO СО СО la см см CM см CM см см о о о о о о Г5 со со си ю Ф см ф со со си ф Ю о- си о о о ю о to 1.0 -•а СО со с- г- 05 0-1 см ’ ' ’ 1 to ю ю ю о о о -S3 СО со си ф ю си си о о о о о о Г5 . СО со СО со см см см СО см см см см оо ф ф СО о о о о о о Г5 [J о о о СО со 00 ОО — a к о о о о о о о о 10- I"- о 1.0 ф ф S3 1 1 т—< см см см со си сЗ 5£ о о о с к a •м 1 1 1 о 1 о о f- CL С2 -О си '<?. ф ф ф ф ф ф са $2 СО си СО си ! о см К a ф ф ф си 05 оо « 3 о о о о о о сЗ 43 СО си l'- СО см см Stf V— V—4 к ь о о о о о о о о к 43 05 05 о о ф со ОО СХ й) о о о о о о о CL ■* со о см С 5 со оо ф сЗ *■>» ф 1^- о о о .—1 X 1 1 ’ ’ ’ ’ к сз о ю о to to to о 5Й оо l'- Г"- 1^- if .5 if 5 ф и СО to ю оо СО ОО <и ЕГ X * i се •v, X се сг, “ - х~ ь <У L_, S = се Ь- - О СО to см ю ф to to IT* а: о л; а to ь- 05 см си см Ск? з 5 о " _ см <м ф «5 <5 £• “5- а а> СЗ г- _, to LO to to о ю to СО со о г; се см CM со CM ф ф си С7 " CL ф 1.0 to см to. см СО см о СО to 7 оГ см см to Cl to т—« ю to to с о to т-1ч to со со о СО см CM си CM ф ф с- ф CO СО <75 С75 05 см о о о о о о —* X X ± X X X X 48 ЬЙ LL ЬЙ « э 3 3 3 3 3 3 72
Рис. 3.23. Одинарный шкив Барвенковского машиносгроительного завода для подвески горнопроходческого оборудования Барвенковским машиностроительным заводом «Красный луч» по ТУ 24-8-975—75 выпускаются проходческие шкивы типа ШКН, концы осей которых размещены в опорах на подшипниках скольжения. Шкивы изготовляются двух типов: одинарные (рис. 3.23) к двойные (рис. 3.24). Техническая характеристика одинарных н двойных шкивов при¬ ведена соответственно в табл. 3.33 и табл. 3.34. Наличие подшипников скольжения 'приводит 'к существенным неудобствам при эксплуатации этих шкивов. Во-первых, требуется ежесменное пополнение смазки, и, во-вторых, вредные сопротивления, обусловленные силами тренна в опорах скольжения, снижают полезную грузоподъемность лебедок на 10—15 %. Донгипрооргшахтостроем разработан типоразмериын ряд проходческих шкивов типа ШПК па подшипниках качения, которые лишены вышеуказанных недостатков (рис. 3.25). Техническая характеристика этих шкивов првведвйа в табл. 3.35. Наличие самоустаиавливающихся подшипников качения в опорных узлах шкива позволяет исключить их заклинивание при определенных перекосах мон¬ тажа шкивов иа необработанных поверхностях балок подшкявныж площадок. Шкивы типа ШПК изготовляются по техническим условиям ТУ 12 УССР 7-2-001—80 Донецким экспериментально-механическим заводом республикан¬ ского объединения Укршахтострон. Рис. 3.24. Двойной шкив Барвенковского машиностроительного завода для подвески горнопроходческого оборудования 73
Техническая характеристика шкивов типа ШК.Н2 •Я СО СО ГО tJ ч VO го Н лм 8*»И>|ГП СО СО СО СО О Ш О OOCO'd'COlON СО СО СО СО О t^. о о о О О О О О СП 1-0 ьО СП СО СО л со СО со Г- СО СО со о о о о о о о ЧГ OOiOlOiOlOlO С"- со О *—* СО СО 'Я w lOiOlOlOOOO t'-. Г"- t>-1-" со со со iCiOiOlO соо „ О о о о о о о -J со со СО СО СМ ОЭ СМ "О СМ СМ СМ СМ СО СО СО см г/~ о о о о о о о -J СО СО СО 00 СО СО со о а о о оо о о о Я' —» _ _ _ tO to to (см см см см см см см см £ о о о о о о о S Я о о о о о о о —'' ' ’ ’ ' 1 ’ ' ’ ' ■ ' С. О эт to со со со со со со О из см см см (М см см см S lOiOlOlOlOlOiO СО со СО СО СО СО СО со со см со о ю со •—1 ■—’ •—1 »—^ '—4 о о о о о о о со со со со о о о о о о о о о о тг см см см см со со со ' *»—<—<«—' ’ < ' • ' о о о о о о о ггт СОСОЮЮЙ г-, г-, г-, г^. о о о *—' •—1 »“-* Ю lO iO ю ю ю ю ti t^. со СО со lO ю Ю Ю оо оо оо * , «5 - о а и я v« -р о ■“ я о о о о о о о >.* » оо со оо ОО СО со со rt; i « R 8 ~ •—' «—* —< о s >• '•£ И га =£ <и £■ а £ 2&gl ю СМ СО lO U0 Я* Г-- Сч ^ X' 2 см см см <М СО СО со (X <и £ ГГ! га а, °? СО СО СО СО о О0 —* —Ч О & о о О О о 1 ООЮС5СООО СО Ю <A Г'Р СО Ор СП СМ СО ТО lO^NN п см см со СМ СО СО со S: CD CD lO СО СП СП СП t— О О см о о о о см см см см см см см »Т^ l-j-i 1 Ь—1 1-гЧ Ь—{ 1-Ь—< 1-1-4 1-1-4 t-*-J |_1_1 зэзэззэ ю со го сг К «=: хо го Н С 3 го с * а о , £-. оооооооо о Ю Ю Я* СМ —1 СО СП СМ га я СЗ — СМ СО Ю CD t'- СП Ю % — га , о Ю ' ас QJ х Ег_*- ГЗ 1 СООЯСООООСМСО £ а гак 1 —■< СМ СМ СМ СМ СО СО СО О Ег Sc- LOtOiOlOvOlOlOiO Хо =1-г СОСОСОСОСОСОСОСО с к to COiOiOOOiOiO -d-'f ^-е-юююсо ооооооюю СМСОЮСО^СОСП~-< —- —* ’—< -—«-—i —< ’—' <гм OOOiOOiOOlO СЛСМСОЯ'СОГ-'ОСО см см оооооооо ^5 cncocot'^t'-.t'-t'^.t'-' , -r—l i ' 1 ’ ' ' ' ’ * ю , о о о о о о о 1 СП СП О О ООО СЧ со О оооооооо а CCOICNOOCOCO СО СО СО СО М4 М* ^ Я и оооооооо NCCi^NNOCM £ СОЯ'Я<Я<Я'Я<1ЛсО •и 3 оооооооо a — OOCDiCiOiC lOO о •* С^СОМ'СМ^М'С -3 ^NCOO-'-'COO Я'Я’ЯСОСОСОСОГ- Г- Я'аососоаосососо ХООООЮООО »-> смспспосмюою Пт CD СО О ■—1 СМ М1 CD оооооооо ОСО—’ОООСМСМ iDCDC^OOCnO—'СО f « га оооооооо 0! га Л- OiDCMOOOOO кг к га «а (X CMCMCO^iDcDt^-Cn a = £-ч £ lD iD as m-iOOiOODD р- с. СМСОСОЯЯтОЮСО CG н га 1 1 II I II 1 O0tDCMCDr-.cD—'IN счга -'^CMcO^’xf lOO cm a <и £ Cr-<CMCO^iOtDN оооооооо га о a о о о о СП о р4 74
No Рис. 3.25. Проходческий шкив типа ШПК конструкции Доигнпрооргшахто- строя: 1 — стопорная шайба; 2 - болт; 3 — торцевая шайба; 4 — пресс-масленка; 5 — ро¬ ликоподшипник; 6 — опора; 7 — сальниковое уплотнение; 8 — ось; 9 — шкив; 10 — болт; // - стопорная крышка; 12 — рым-болт Рис. 3.26. Проходческий шкив типа ШИО конструкции Донгипрооргшахто- строя: 1 — стопорная щека; 2 — ось; 3 — шайба; 4 — гайка; 5 — втулка; в — роликоподшип¬ ник качения; 7 — крышка; 8 — болт; 9 —- дистанционное кольцо; 10 — шкив; 11 — сальниковое уплотнение
©Um тан1 яоаюип таиынйэито&ж СО СО со КЗ Я Я ч \о ез Н ,n LOOIDQ2 S ,93 g Для подвески проходческого обо¬ рудования (полки, люльки и т. п.) Донгипрооргшахтостроем разработан типоразмерный ряд шкивов типа ШПО (рис. 3.26), техническая характерис¬ тика которых приведена в табл. 3.36. Изготовляются шкивы Донецким экс¬ периментально-механическим заводом республиканского объединения Ук- ршахтострой по техническим условиям ТУ 12 УССР 7-2-001—80. 3.2. ПРОХОДЧЕСКИЕ ЛЕБЕДКИ 8SSgS§2|! О СО W О '20 О ЙЙЙ со «со ,uObObO 10 03 0=^ , CSI CN СМ <М CD CD CD CD iC^SStDt-OlNCM CO CD СО О О О ,..£N00000 ^ S ^ LO О О й Р в £ Ш 1/3 о - _TtO о оО о со с СО еО ^ ОО ^ ^ Ю ^ Mill 1/3 £/3 *4// о Д -i- 1-0 1/3 со 00 й ,0/0 1-0 со Г> ОО ISgoSocoo 3.2.1. Общие сведения Проходческие лебедки предназна¬ чены для подвески стволового проход¬ ческого оборудования, коммуникаций, направляющих канатов и другого оборудования, используемого в пе¬ риод сооружения вертикальных ство¬ лов шахт и рудников, а также в период их углубки. Характерными особенностями про¬ ходческих лебедок являются боль¬ шая канатоемкость (до 1400 м) и низкая скорость движения каната (0,1 м/с). В зависимости от конструктивных особенностей проходческие лебедки классифицируются по виду привода, числу барабанов, виду исполнения. Различают лебедки с электриче¬ ским, пневматическим, резервным руч¬ ным приводами и автономным элек¬ троснабжением от дизель-электриче- ского генератора. Проходческие лебед¬ ки с электрическим приводом используются при про¬ ходке вертикальных стволов для под¬ вески проходческих полков, опалубок, забойных насосов, направляющих ка¬ натов, кабелей, трубопроводов и т. п. Они могут также использоваться для установки в подземных выработках в невзрывоопаской среде при углубке стволов и сооружении слепых стволов. Область применения проходческих лебедок с электрическим приводом приведена в табл. 3.37. Проходческие лебед¬ ки с пневматически м приводом применяются в основ¬ ном на шахтах, опасных по газу или пыли. Компактность и небольшая мас¬ са таких лебедок позволяют устанав¬ ливать их в сооруженном или углубляемом стволе на капитальном полке. 7fi
Т а б л и ц а 3.37 Область применения проходческих лебедок с электрическим приводом Передвижные проходческие лебедки, (см. табл. 3.39) Проходческие лебедки (см. табл. 3.40) Передвижные проходческие установки (см. табл. 3.41) Область применения — ЛПЭРП 6,3 ЛППР 6,3 Для подвески спаса¬ тельной лестницы при- проходке стволов глу¬ биной до 1000—1500 м ПЛПО-5 ПЛПЭ-5А ЛПЭП 6,3 Для натяжения на¬ правляющих канатов, подвески трубопрово¬ дов и кабелей плпэ-юм ПЛПЭ-ЮАМ ЛПЭП 10 ЛПП 10 Для натяжения напра¬ вляющих канатов, под¬ вески насосов, опалу¬ бок, трубопроводов различного назначения ПЛП-18Б ЛПЭП 16 ЛПП 16 Для натяжения на¬ правляющих канатов, подвески проходческих полков, опалубок, тру¬ бопроводов ЛПЭП 45 ЛПП 45 Для подвески, подъ¬ ема и спуска проход¬ ческих агрегатов, мно¬ гоэтажных полков, тру¬ бопроводов при про¬ ходке стволов глуби¬ ной до 1300—1500 м Для подвески пневмогрузчиков типа ГП-2, КС-3, а также для навески тюбингов применяются проходческие лебедки ЛГШ-5/300 и ЛПП-6,3; для под¬ вески спасательной лестницы, клетей-люлек при глубине стволов до 300 м — проходческие лебедки ЛППР-2/300 и ЛППР. Проходческие лебедки с электрическим приводом могут быть стационарными или в передвижном исполнении. Стационарные проходческие лебедки транспорти¬ руются к мест}- установки в разобранном виде и монтируются на монолитных фундаментах. Применение лебедок такого исполнения вызывает необходимость сооружения специального помещения. Характерной особенностью передвижных проходческих лебедок является возможность их транспортировки к месту установки в пол¬ ной готовности к эксплуатации и установки на инвентарные фундаментные блоки многократного использования. Передвижные проходческие лебедки выполняются в открытом или закрытом исполнении, при этом последние имеют помещение контейнерного типа, закрепленное на раме. В настоящее время приняты обозначения проходческих лебе¬ док, состоящие из буквенной и цифровой частей. Буквенная часть обозначений рас¬ шифровывается следующим образом: ЛПЭ — лебедка проходческая однобарабанная с электрическим приводом; Л ПЭР — то же с резервным ручным приводом; ЛПП 77
Техническая характеристика лебедок, изготовленных по ГОСТ 7828—80 СО СО со те fcf 1=3 ХО са Н S S * о о О о о о о о о о о О к о о О ю со ОО ОО ОО со ф ю . ~а 1- ю ю ю 05 г- ю ю ю ф СО со со со со ю а 0J S СО L о о о о о о о о о о о сс G.C3 СМ см г^ СО о со о о СМ см О. S Ж о со ОО о I- 05 о ш 3 СМ см со см со ф ю ф ф _ т е о Си о о о о о о о о о о о СМ ф СО t"- ОО ОО о оо о со CJ Ф 05 ф см ОО ф со ф о со со ° «=с О’ СМ со со ф со г- со 05 . о о ю о о о о о о о о и Ю о см о LD о см о о ю со о 0 г- о г- см СМ ю 05 СМ _ 05 £ со со ю г- ф _ 05 ф _ со __ СМ со CN ю о г- к * ю -А- к 5 Ь 2 o.S ^ о £ « -с ф СМ со о о -М -М СМ со г- с О. О о о о о о о о о о о о о о О о я о С5 сС « О. - a 5 a Ю ю ю Ю ю ю ю ю ю сч см см со со ф ф ф г- см ю -г- ,т» СМ см см со СО ф ф tO со см ГГ Ж 0(5» 1=3 0J сс О О ЕС О о со о со ОО ОО г- СО со со С О л 1 ' К с о . о о о о о о о о о о г :os о о о о о о о о о о с К 5 ж to о о ОО СО ф ф 05 со со со 5 S ХО ” й> ес а гг. Си к a as о о о о о о о о о ю с о со о ю о со со со о со ю о со ОО см г^ г- t"- о ю ю 5 СМ а ■ %% о о о о о о о о о о с о о ю о о о о о о г- ю ю ОО ОО ОО о ю ф см =f о о 2 « о ж О 3= с; 0J CJ « _ _ _ _ со со со ю *—> со О * £ at; к5с" оГ оГ со ОО ОО со со to _ 05 05 ф ф ф со со г- г- ф ф ф « н О со а ж * о с. СМ ф а нч о 'С н о о о о о о о о ф о о а о р о о о о о ОО СО ф о 05 со о о со ю to о о ОО оо to ю со СМ С ю " (Т) ю (h d (D го ch с го (Ь р см (h ф сЬ с d а с а с к к cq с с с с cq t=3 CN см ез ■ ез 78
Продолжение табл. 3.38 е л м *? £ « ГО £ ? ь d = О £С СЕ О (Я н и со л ямз л £ С—< со А СО ь о О о vc •S со О СП СО о ьГ о сч CD 1 оо ОО <и 3 сч я ф а. CD CD CD сч CD со со со 03 О О О d я Й Е СО со сч со сч" сч" СО СО 1 со СЧ ■d4 со е d -о® сЧС. CD со £ Ф о к “ !■ to СП ю t-Г- d X * о о _Т о со" сч о о CD \'е& |СО a.<u d d* tO со to -to CD со г- а» о а Г - Cl to «1, j" Г'- to t"» £ S CD CD сч CD со аЗ» —« _< —4 сч СЧ сч сч CD CD СО К я СЧ 3* f- §na ■d- СЧ г- сч Ьо •d* сч ОО сч сч ю о tO -Ф СП -“ц со сч to s o Ф D В , 1- d О ь*“ с. О ■d4 to 1 Iе * CD CD ОО сч I . 1 ! ! 1 |р сч CO СО 03 р* CO СО со ОО я 1 СЧ сч сч сч ар со ОО 00 CD сч to ю г-. CD ,—1 сч .—1 СЧ СЧ сч сч сч сч ОО СП СП СП О с; 1 > о сч сч сч сч •& to о о о о о т т СЧ t-T <; <; <; <£ ЬЙ < <£ < < с CL <и о I- о о о о О о о о о о о а. о о о о о СО CD о СП со о СО с to to о о со со to to со СЧ £ to ch LO d) Cl, (Г) (Т) S (Г) е СЧ d) d) с CL с c с С с с с и с с e; с; Ч сч с; сч с; е; с: 79 * Скорость при ручном приводе. Заводы-изготовители: КЗГМ — Киселевский завод горного машиностроения: ЯМЗ — Ясиноватскнй машиностроительный завод: ДМ3 — Донецкий машиностроительный завод. Sfe&sSt ГГ пл п л.п н топ к и апт и. октллоиип
Техническая характеристика передвижных проходческих лебедок СЗ :=г к к \о 03 Н н ... к л <и н S Ч « С к >. ■е <и £ 2 а ё§'° *-r w 3 О \о О о w S н 03 о о :> £ н ее 5= *- о\о * 2 о « . * У СХСЗ R s «5 а: wC 0)0 с QJ ее * * s gsg н £ с Я « с 'О о О « к 5 а: £ о с X *3 о с н о О о см см со СО ю tO см СО tO СМ со СМ со 'ф ю 03 tO о Ю о 1"- СО * ' см ю о ю о оз СО см со о о о о со со со со о о о о ю оэ •—1 •—' оз со 03 о о о о оо о ю ГО го с 1Д с; ее £ о Е п. сЗ ГО О О о о оо см со со Сз ■ 1 со 00 СО см см ю ю см КО «о со ю о о см со Is- см со СО со ю г- ю см г- о см оо со со о о о о СО о г- t- со со со со со со о о о о о о о о оо со со со со -ф to to о о о о г- со to to СО •чз* 03 03 ю оо оо о о о о о о о о ю оо 03 49,1 98,1 176,6 245,3 о о о о о о о о ОО 03 Ю 00 То to >—1 ■—• см го го го го с с с £7 ее се се се се зг о ш £ о < £ < о to to S •—1 1.0 >—| со ю о. 6 го ГО ГО ■"7 см С с с V—i С uO С се се се се с с с q К 80 н и е. Диаметр фундаментных болтов для всех типоразмеров лебедок равен 36 мм.
Техническая характеристика передвижных проходческих лебедок, изготовленных по ГОСТ 7828—80 Си «=3 о го « V f- 2100 2460 3045 3275 О О О О S X со СО ОО —1 X СО' -- О. со со со со о о о ю К о CD С з К о со СО ч: CD Г*- оо со о о о О t=£ - о о о о го го LO о 03 о о го Ю h- О- 1 * ' СМ со с : о * £ о Ю оо 1.0 ю Й X С- CD h- г— с. го о X О О О о с о к со о” о о о к о £ ю LO lO ю го 'S. £ со оГ CD*" —Г го СО со CD ОсзК с; о йз о О к к ч й т О С5 о 2 я ° Ь2 го а с- « Ф в> го К £ К £ 9 01 S- к с; s ^ ф го О LO со ю ю о о о о О дз г- о О о о го го ^ О о о о X S л Ю ю ю ю § го L £ о о о о о.. *® со см о со со со ю 3 X " 1 ’ 1 ’ ' Cl. н о •S О о О о s s го о см о {С Оз •—< LO к Ч и ' — со ю О0 l'- LO _г 03 Ю —, см С С С С Л CD СО СО С С *=> ^ о tJ- СО *=3 о *_ л х -X- ГО >5 о Й О л *Г С что1 л л ы го со £ g 2 ь CR ч о о ч оо О см CD 3 X -н1 ' ГО *- го о с£\0 Cl >•. jjj* СМ см см CD л. s s Ю го ч а о о §ss с- ю Ю а =Г S О Ф “ СО о со •—€ Ю CD со Cl. £- * >т ч: а с Z3 СО ГС О со о о н —■ ю ю О LO CD со >> ч ГС ч ГС s: см н ч а Ui и г- CD CD f- Zr 1 ГО Й ГО _ _ _ « го см =■ о. Й ь 23 СО HCQ ~ о о 1—< со СМ СО ю о н Эр55 $ со СМ ю с.’ Й * о о о. (- ость ПВ . кВт LO оо со 1 го S- - V.O см аз 1 ГГ §1» л см см со со г>3> >5 с оо со оо СМ см f- о CD Г- ОО о СМ СМ О и U а < и о < -ч* < < О- ф л о CD 1.0 1D см о. о Ч С с с с О) ГО (0 го Н с С с с ч 4 се ч 81 ЯМЗ — Ясииоватский машиностроительный завод; ЛКУ — машиностроительный завод имени Ленинского комсомола Украины.
Техническая характеристика передвижных проходческих установок СО сз СГ К с; \о а Н £ о с=СлС/ ?►> е гс а о- 2 Я S £ н .,>1 -кээиуу (N<N<NCg lO (ХЗОМ^ UJ л , CD <N od o~ )£ •K? lO f— OOOO о о О о со со ^ О 22&S оооо S счо^ —. о со СО СО СО СО СО о о о о о СОСО со (М I •—< ст ^«сосо oggo onog g tc со о cD ОО О 1 л х с = р- О X « схс S ГС V/ гс rt Р. ^ S « \о О ОО О о t" Q to to LO lO Статическое натяжение каната на первом слое навивки, кИ _ со °о ^ 42 ^ о S Ъ О ~ Р" ££ SsJ ссес О Е к О «ао Весе ОхО <!■> \С ~ чесе С _______ Сь й> со в. О ассс £ cctcg е- и ЛППР — обозначения лебедок с пневматиче¬ ским приводом. Цифровая часть обозначения представляет собой дробь, числитель которой .обозначает вели¬ чину натяжения каната на первом слое навив¬ ки. г тонно-снлах. а знаменатель — полезную канатоемкость в метрах. В последнее время рудоремонтным и экспериментально-механическим заводами Минуглепрома СССР изготовляются пере¬ движные проходческие лебедки на базе проходческих лебедок по ГОСТ 7828—80. Обозначение таких лебедок также состоит из буквенной н цифровой частей. При этом буквенная часть соответствует базовой ле¬ бедке с добавлением перед ней буквы П (передвижная). Цифровая часть обозначает величину наибольшего статического натяжения ка¬ ната на первом слое навивки в тонно-силах. Буквенный индекс после цифровой части обо¬ значает модификацию лебедки. Техническая характеристика передвиж¬ ных проходческих лебедок приведена в табл. 3.39. Проходческие лебедки со статическим натяжением каната от 63 до 450 кН являют¬ ся передвижными, однако поставляются за¬ водами без помещений контейнерного типа. Поэтому для их использования следует пре¬ дусматривать строительство временного по¬ мещения. Техническая характеристика передвиж¬ ных проходческих лебедок, изготовляемых в соответствии с ГОСТ 7828—80, приведена в табл. 3.40. Передвижные проходческие установки для подвески стволового оборудования имеют обозначение ЛПП. Цифровая часть указывает наибольшее статическое натяжение на пер¬ вом слое навивки в тонно-силах. Техниче¬ ская характеристика установок типа ЛПП приведена в табл. 3.41. Проходческие лебедки со статическим натяжением каната 450 кН изготовляет До¬ нецкий машиностроительный завод им. Ле¬ нинского комсомола Украины, лебедки со статическим натяжением от 100 до 250 кН Ясииоватский машиностроительный завод, электрические и пневматические лебедки со статическим натяжением каната менее 100 кН — Киселевский машиностроительный завод. Передвижные проходческие установки и лебедки типов ЛПП и ПЛП изготовля¬ ются рудоремонтными и экспериментально¬ механическими заводами Минуглепрома СССР по документации Донгипрооргшахто- строя. 62
3.2.2. Проходческие лебедки с электрическим приводом П р о х о д ч е с к и е лебедки с электрическим п р и- водом, изготовляемые по ГОСТ 7828—80, имеют наибольшее статическое на¬ тяжение от 63 до 450 кН. Эти лебедки обладают одинаковой канатоемкостью, равной 1500 м. Параметры лебедок, изготовляемых по ГОСТ 7828—80, приведены в табл. 3.23, по данным опытных образцов. Лебедки с электрическим приводом типа ЛПЭ 45/1300 состоят из следующих основных узлов (рис. 3.27): сварной рамы 1, стопорного устройства 2, бара- 83
Рис. 3.28. Проходческие лебедки ЛПЭ 18/400 и ЛПЭ 25/900 (в скобках ука¬ заны размеры для лебедки ЛПЭ 25/900) бана 3, главного редуктора 4, маневрового (рабочего) тормоза 5, асинхронного электродвигателя 6, предохранительного тормоза 7, рычажно-грузового электро¬ механического привода 8. Для осуществления пускорегулиругощих операций лебедка комплектуется пультом управления и набором роторных сопротивлений. Лебедки ЛПЭ 18/400 и ЛПЭ 25/900 конструктивно однотипны и изготов¬ ляются из унифицированных узлов. Устройство их показано на рис. 3.28. В со¬ став указанных лебедок входят: литой, собранный из трех частей барабан 1, предохранительный тормоз 2, открытая зубчатая передача 3, привод предохра¬ нительного тормоза 4, рама 5, пульт управления 6, шкаф управления 7, асин¬ хронный электродвигатель 8, маневровый (рабочий) тормоз 9, редуктор 10, зуб¬ чатая муфта 11, стопорное устройство 12. 84
ZZ6S Рис. 3.29. Проходческая лебедка ЛПЭ 10/800тк
Лебедки ЛПЭ 10/800, ЛПЭ 5/500, ЛПЭР 5/1000 выполняются заводамй- изготовителями в собранном виде с полностью выполненной электроразводкой. На рис. 3.29 показано устройство лебедки ЛПЭ 10/800тк., Наличие индекса «тк* после цифровой части обозначения указывает на отличие данной лебедки от предыдущих модификаций. Лебедки с такими индексами имеют трехколодоч¬ ный предохранительный тормоз, при отсутствии индекса — ленточный. При¬ менение трехколодочного предохранительного тормоза позволило расширить область применения лебедок ЛПЭ 10/800, которые после модификации могут использоваться для подвески полков. Лебедка состоит из следующих узлов: литого барабана 1, установленного на раме 2 сварной конструкции, короткозамкнутого асинхронного двигателя 3, маневрового тормоза 4, редуктора 5, зубчатой муфты 6, предохранительного тормоза 7. 3.2.3. Передвижные проходческие лебедки Передвижные проходческие лебедки в отличие от стационарных выпол¬ няются заводами-изготовителями в полной готовности к эксплуатации и уста¬ навливаются на инвентарные фундаментные железобетонные блоки. К месту установки такие лебедки транспортируются в собранном виде с выполненной электроразводкой. Передвижная проходческая л с б ед к а от кр ы того и с п о л н е н и я ЛПЭП 45 показана на рис. 3.30. Лебедка ЛПЭП 45 состоит из следующих узлов: сварной рамы 1, на которой закреплены все механизмы лебедки; пульта управления 2; шкафа управления 3\ редуктора 4; маневрового (рабочего) тормоза 5, установленного на муфте, соединяющей электродвигатель 6 с редуктором; открытой двухступенчатой зуб- 80
Рис. 3.31. Проходческие лебедки ЛПЭП 10, ЛПЭП 16, ЛПЭП 25 чатой передачи 7, передающей вращение от электродвигателя к барабану 8 свар¬ ной конструкции; стопорного устройства 9 с собачкой, упирающейся в зубья колеса открытой зубчатой передачи; предохранительного тормоза 10 с приво¬ дом 11; роторных сопротивлений 12; фундаментных блоков 13. Электрооборудование лебедки обеспечивает как местное, так и дистанционное (групповое) управление. На рис. 3.31 показано устройство лебедок ЛПЭП 10, ЛПЭП 16, ЛПЭП 25, сходных по конструкции и отличающихся размерами, сведенными в табл. 3.42. Перечисленные лебедки включают в себя следующие узлы; сварную раму 1; пульт управления 2; шкаф управления 3 с электрооборудованием; редуктор 4; электродвигатель 5; маневровый (рабочий) тормоз 6; литой барабан 7; стопорное устройство 8; предохранительный тормоз 9; фундаментные блоки 10. Лебедки ЛПЭП 10, ЛПЭП 16, ЛПЭП 25 по схемному решению аналогичны лебедкам ЛПЭП 45. Отличия от последней заключаются в конструкции отдель¬ ных узлов механизмов. Передвижные проходческие лебедки ПЛПЭ 5 и ПЛП 10 изготовляются на базе лебедок ЛПЭ 5/500, и ЛПЭ 10/800. Устройство лебедки ПЛПЭ-10 показано на рис. 3.32. Лебедка ПЛПЭ-10 имеет барабан 1, установленный на раму 2, на которой закреплена несколько измененная рама лебедки ЛПЭ 10/800; электродвигатель 3, от которого через открытую зубчатую передачу муфты 4 и редуктор 6 пере¬ дается вращение на барабан; маневровый (рабочий) тормоз 5; предохранитель¬ ный тормоз 7; храповое стопорное устройство 8. Передв и ж н ы е проходческие у с т а нови и д л я п о д- вески стволового оборудования выпускаются заводами-изготови- 87
Таблица 3.42 Размеры лебедок ЛПЭП 10, ЛПЭП 16, ЛПЭП 25 Обозна¬ чение размеров на рис. 3.31 Величина параметра (мм) при типоразмере лебедки по ГОСТ 7828—80 Обозна¬ чение Величина параметра (мм) при типоразмере лебедки по ГОСТ 7828 — 80 ЛПЭП 10 ЛПЭП 16 ЛПЭП 25 размеров на рис. 3.31 ЛПЭП 10 лпэп 16 ЛПЭП 25 D 710 900 1120 к 6000 6630 8300 В 1380 1340 1320 i7 2000 2500 3040 h 300 420 545 и 700 650 1000 h2 020 730 855 к — 510 320 ^наиб 2100 2500 2970 1000 1220 1260 2530 2540 2580 hi 1450 1220 1260 ^2 2860 2800 2715 ^12 1450,5 1220 1260 h 1217,5 1332,5 1337 — 1220 1260 и 3130 3130 3130 h 4 — — 1260 h ~—' 7360 9220 •гелями в полной г о т о внести к э к с п л у а т а н и и и разме¬ щаются в помещении контейнерного типа, закрепленных па раме, устанавливаемой на фундаментные блоки. Фундаментные блоки БФ-2 (рис. 3.33) устанавливаются на грунт, допу¬ скающий удельное давление не мгнее 98 кПа. Устройство передвижных проходческих установок для подвески оборудо¬ вания показано на рис. 3.34, основные размеры приведены в табл. 3.43. На раме 1 базовой лебедки установлено и закреплено металлическое поме¬ щение 2, в передней торцевой стенке установлено устройство 3 для уплотне¬ ния выхода каната и самоустаиавлнвающееся устройство для установки датчика ограничителя натяжения каната типа ОНК4. Для упрощения ремонтных работ во время эксплуатации лебедки на крыше помещения предусмотрены съемные люки 5. Выход в помещение — по откидной лестнице через дверь в. Таблица 3.43 Размеры передвижных проходческих установок Обозна¬ чение размеров на рис. 3.34 Величина параметра (мм) при типоразмере лебедки по ГОСТ 7828 — 80 Обозна¬ чение размеров на рис. 3.31 Величина параметра (мм) при типоразмере лебедки по ГОСТ 7828—80 ЛПП 10 ЛПП 16 ЛПП 25 ЛПП 45 ЛПП 10 ЛПП 16 ЛПП 25 ЛПП 45 D 710 900 1120 1350 к 2860 2800 2715 2800 В 1380 1340 1320 1450 и 127,5 1332,5 1337 1450 h± 300 420 545 500 к — 510 320 465 ^2 620 730 855 1050 к 1600 1220 1260 1230 3153 2870 3295 3350 к 1450 1220 1260 1230 к 3130 3130 3130 3130 и 2530 2540 2580 3220 к 6000 6630 8300 9200 88
sm н Рис. 3.32. Проходческая лебедка ПЛПЗ-10
А-А ■М
3.2.4. Проходческие лебедки с пневматическим приводом Проходческие пневматические лебедки имеют малые размеры и массу, так как предназначены в основном для работы в подземных условиях. Компактность лебедок достигнута за счет конструктивных особенностей — встроенного в барабан планетарного редуктора, компоновки тормозов и др. Лебедки состоят из следующих основных узлов: сварной рамы, к которой крепятся все остальные узлы лебедки; барабана; пневмопривода; маневрового (рабочего) и предохранительного тормозов; храпового стопорного устройства; пневмооборудования (концевые выключатели, пневморазводка и др.); пульта управления. Лебедка ЛППР 2 предназначена для подвески спасательных лест¬ ниц и кабелей, производства монтажных и вспомогательных работ при углубке и проходке неглубоких (до 300 м) вертикальных стволов. Отличительной особенностью лебедки является комбинированный пневмо- ручной привод, состоящий из поршневого пневмодвигателя, планетарного ре¬ дуктора, встроенного в барабан, и редуктора для резервного ручного привода, снабженного двумя рукоятками. Одна из рукояток имеет безопасный тормозной механизм, выполненный по принципу грузоупорного тормоза. Лебедка имеет блокировку, исключающую одновременную работу приводов. Маневровый тормоз — колодочный грузовой с растормаживанием сжатым воздухом при помощи пневмоцилиндра — расположен на промежуточном валу редуктора. Тормоз лебедки ЛППР 2 имеет пневматический конечный выклю¬ чатель, предотвращающий чрезмерный износ колодок. Предохранительный тормоз лебедки — колодочный, пружинный, с комбини¬ рованным растормаживанием сжатым воздухом при помощи пневмоцилиндра или вручную. Лебедка ЛПП 5/300 предназначена для подвески проходческого обору¬ дования (опалубок, погрузочных машин и т. п.), применяемого при углубке стволов. Лебедка устанавливается на капитальном полке. В отличие от лебедки ЛППР 2 в приводе лебедки ЛПП-5/300 применен шестереночный пневмодвигатель. 3.2.5. Выбор проходческих лебедок Выбор проходческих лебедок для оснащения проходки стволов шахт про¬ изводится в зависимости от назначения и рекомендуемой области применения лебедок, конечной глубины ствола и величины нагрузки от подвешиваемого оборудования. Выбор проходческих лебедок осуществляется в такой последовательности: выбирается канат, для чего определяется масса 1 м каната и подбирается необходимый диаметр стандартного каната; определяется величина наибольшего статического натяжения каната, дей¬ ствующего на барабан лебедки; по величине наибольшего статического натяжения каната, его длине и диа¬ метру выбирается соответствующий типоразмер проходческой лебедки. Масса 1 м каната-определяется по величине концевой нагрузки Рк= К/(yri-N* ’ (3'31> где QK — концевая нагрузка на канат, Н; Кз — расчетный предел прочности проволок каната, Па; п — запас прочности каната (для подвески полков, на¬ сосов, проходческих агрегатов принимается равным 6; для подвески опалубок, вентиляционных труб, трубопроводов для спуска бетонной смеси, сжатого воз¬ духа, кабелей — равным 5); Но — полная длина отвеса каната, соответству¬ ющая конечной глубине ствола, м; у0 — фиктивная плотность каната, кг/м3. Уо = pJF, (3.32) где рк, F — соответственно масса 1 м каната и площадь поперечного сечения всех его проволок (принимаются по таблицам стандартов на соответствующий тип каната). 91
Для канатов фиктивная плотность у0 принимается: круглопрядных и двойной свивки равной 9400 кг/м3, трехграннопрядных — 9200 и для закрытых кана¬ тов — 8700 кг/м8. Наибольшее статическое натяжение каната проходческой лебедки <2 = 9,81 ((Зк + РкЯк), (3.33) где QK—масса (кг), складывающаяся из массы подвешиваемого обору¬ дования и массы прицепного устройства; НА — длина каната от точки схода его с копрового шкива до точки прикрепления к оборудованию, м. Принятый канат проверяется по запасу прочности путем определения отно¬ шения суммарного разрывного усилия к величине наибольшего статического натяжения каната. Кроме того, рекомендуется также производить проверку на соответствие отношения диаметра барабана к диаметру каната D^IdK, допустимому ПБ, ко¬ торое должно быть не менее 20. 3.3. КОМПРЕССОРНЫЕ СТАНЦИИ 3.3.1. Общие сведения При строительстве шахт широко используется энергия сжатого воздуха (пневматическая энергия). Достоинствами пневматической энергии являются ее безопасность, особенно при строительстве шахт, опасных по газу или пыли, а также простота конструкции, компактность и надежность работы пневмати- Техническая характе Параметр 202ВП-10/8 302 ВП -10/8 305ВП-30/8 305ВП-40/3 103ВП-20/8 Подача, м8/мин 10 10 30 40 20 Абсолютное давление нагнетания, МПа Температура, °С: 0,9 0,9 0,9 0,45 0,9 всасывания 20 20 20 20 25 нагнетания 160 140 160 185 170 Расход масла в цилиндрах, г/ч 28 28 50 58 100 Количество масла в картере, л 35 35 136 130 — Масса без электродвигателя, кг 1430 1340 3770 3325 2700 Частота вращения, с-1 Двигатель: 12,25 12,25 8,3 8,3 8,3 мощность, кВт 75 75 200 200 125 частота вращения, с-1 12,5 12,5 8,3 8,3 8,3 Расход охлаждающей воды, л/мин 95 50 150 70 160 Общая масса, кг 3180 2980 7535 5810 5280 Забираемая из сети мощность, кВт 57 57 159 178 112 Удельный расход электроэнергии, кВт-ч/м8 0,095 0,095 0,09 0,075 0,061 Содержание масла в сжатом воздухе, мг/м3 Основные размеры, мм: 46,7 46,7 27,8 24 . длина 1300 1650 2395 3060 2345 ширина 1655 1200 1810 1880 1630 высота 1550 1810 2670 2470 2230 Примечание. 1. Удельный расход электроэнергии приведен в таблице без умножить на коэффициент 1,4. В предварительных расчетах можно принимать удельный исполнении компрессорные станции с подачей 5 м3/мин ПКС-5; ППБ-5; ПР-6М; КС7 ЕМ2 и МПа. 92
ческих машин. В период проходки стволов практически все забойное оборудова¬ ние оснащено пневматическим приводом. Значительная часть оборудования, ис¬ пользуемого в период проведения горизонтальных и наклонных выработок, также имеет пневмодвигатели. Для удовлетворения потребностей в пневматической энергии предусматри¬ вается применение временных компрессорных станций. Компрессорная станция включает в себя совокупность нескольких компрессорных установок, работа¬ ющих на общую пневматическую сеть. Компрессорная установка имеет компрессор, его привод, вспомогательное оборудование, а также средства контроля и автоматизации. По способу сжатия компрессоры делятся на две группы: объем¬ ного сжатия, в которых давление воздуха повышается за счет уменьшения рабо¬ чего пространства (к ним относятся компрессоры вытеснения — поршневые, вин¬ товые, ротационные). кинетического сжатия, в которых воздух сжимается в процессе принудитель¬ ного движения воздуха при силовом воздействии с лопатками вращающихся колес (к ним относятся турбокомпрессоры — центробежные и осевые). По конструкции рабочих органов различают поршне¬ вые, лопастные (турбокомпрессоры), винтовые и ротационные компрессоры. По величине создаваемого давления различают: компрессоры, называемые вакуумнасосами, отсасывающие воздух из про¬ странства с вакуумом н сжимающие его до атмосферного или несколько большего давления; ристика компрессоров Т а б л и ц а 3.44 Тип компрессора 2ВМ10-50/8 4BM10-J00/8 6ВКМ-25/8 СО О ю к ы ю И- ВП-50/S Сч в 0 О ю СМ 1 X К-100-63-1 ЗИФ-ШБ-5 ВУ-3/8 НВ-10ЭМ 50 100 25 50 50 250 100 5 3 10 0,9 0,9 0,8 0,8 0,8 0,9 0,9 0,8 0,9 0,8 25 25 20 20 20 20 20 20 25 160 160 110 110 160 150 150 по 60—80 — 125 250 150 200 115 — — 20 40 — 100 200 200 — — — — 12 — 5100 12 070 3190 8860 — 17 100 9100 — 570 1200 8,3 8,3 49,5 47,67 6,25 182,25 291,38 94,65 16,17 24,58 315 630 200 400 300 1750 720 40 22 75 8,3 8,3 49,5 49,3 6,25 50 50 24,5 16,17 24,58 125 250 — — — 3 300 2 100 — 15 — 12 100 18 800 3180 8800 8880 20 500 13 100 — 925 1800 270 540 163 317 280 1500 628 34 19 60 0,09 0,09 0,11 0,11 0,1 0,1 0,105 0,11 0,105 0,1 41,7 41,7 100 70 40 — 70 220 5 500 6 700 3100 4900 3100 8 160 5 120 1430 2290 5 200 6 000 1630 2535 3700 4 200 2 270 1230 1080 3 030 3 030 1750 2085 3300 — — — 1090 1795 учета потерь в электрических и воздушных сетях. Для их учета приведенные данные нужно расход равным 0,15 кВт-ч/м8. 2. Кроме указанных в таблице выпускаются в передаижном КС7-5М. 3. Абсолютное давление всасывания для всех типов компрессоров составляет 0,1 93
воздуходувки — машины, сжимающие воздух до 0,3 МПа; компрессоры низкого давления (0,3—1 МПа); компрессоры среднего давления (1 —10 МПа); компрессоры высокого давления (10—250 МПа). При строительстве шахт применяются компрессоры низкого давления. Технические характеристики компрессоров приведены в табл. 3.44. 3.3.2. Компрессорные станции Временные компрессорные станции, используемые при строительстве шахт, подразделяются на стационарные, комплект н ©-транспор¬ тируемые и передвижны е. 94 72000-
СО О uo а N/ d К ccs a; О а а <и с, е £ О « сз as х ф S Ф И <£> СО со а" а
Стационарные компрессорные станции проектируются по типу постоянных на базе поршневых компрессоров с подачей от 20 до 100 м3/мин. Станция со¬ стоит из ряда зданий и сооружений, в которых размещено оборудование, свя¬ занное между собой системой коммуникаций. В настоящее время компоновку оборудования временных компрессорных станций выполняют по блочному принципу. При такой компоновке станция разбивается на ряд блоков, в каждом из которых находится компрессор со вспо¬ могательным оборудованием. Принцип блочной компоновки дает возможность в случае необходимости увеличения подачи пристраивать дополнительные блоки к существующему зданию. При этом не нарушается нормальная эксплуатация работающих блоков. Блочный принцип создает также удобства при монтаже, эксплуатации и ремонте оборудования. В основном здании стационарной станции (рис. 3.35) размещаются: ком¬ прессор 1, электродвигатель 2, холодильная установка для поверхностного охлаждения 3, насосная станция 6. .За пределами здания на открытой огорожен¬ ной площадке устанавливают воздухосборник 4 и масляный самоочищающийся фильтр 5. Кроме перечисленного оборудования компрессорная станция включает в себя распределительные устройства высокого и низкого напряжения, аппара¬ туру запуска и управления компрессорами, бытовые помещения. На расстоя¬ нии 25—50 м от основного здания сооружают градирню, резервуары с холодной и горячей водой, продувочный колодец. Временная компрессорная станция па промышленной площадке строящейся шахты размещается на территории, свободной от застройки постоянными зда¬ ниями и сооружениями, в том месте, где во всасываемый воздух не могут по¬ пасть ядовитые газы, взрывоопасные смеси, пыль и влага. Комплектно-транспортируемые временные компрессорные станции пред¬ назначены для снабжения пневмоэнергией оборудования, используемого в пе¬ риод проходки ствола. Станции этой группы типа ПКС-150/8 (рис. 3.36) созданы, на базе винтовых маслозаполненных компрессоров 6ВКМ с подачей 25 м8/мнн, Такие станции представляют собой перевозимые на трайлерах контейнеры, в которых в заводских условиях смонтировано все технологическое оборудование. Передвижные компрессорные установки с подачей 5 и 10 м®/мин имеют вспомогательное назначение и, как было указано, применяются на временных и дорожных работах. 3.3.3. Вспомогательное оборудование компрессорных станций Компрессорные станции кроме компрессорных установок имеют вспомога¬ тельное оборудование: всасывающие фильтры, концевые охладители, воздухо¬ сборники (при использовании поршневых компрессоров), глушители, контроль¬ но-измерительную аппаратуру и устройства защиты. Всасывающие фильтры служат для очистки всасываемого компрессорами воздуха от пыли и других механических примесей. На станциях с большой подачей для удаления твердых частиц используют масляные самоочищающиеся фильтры типа Кт, техническая характеристика которых приведена в табл. 3.45. Фильтры типа Кт обеспечивают очистку воздуха от частиц размером 5— 10 мм и более. Компрессоры типа 2ВМ-10-50/8 и 4ВМ-10—100/8 с площадью фильтрующей поверхности соответственно 0,44 и 0,88 м2 оснащаются фильтрами с числом ячеек 4. Подача их равна 50 и 100 м*/мин, коэффициент очистки 80 %, началь¬ ное сопротивление 50 Па. Такие фильтры обеспечивают очистку атмосферного воздуха при пропускании его через пакеты из гофрированных металлических сеток, смоченных внсциновым маслом. Воздухосборники применяются при небольшой вместимости пневматической сети (например, при проходке шахтных стволов) и неравномерном характере потребления сжатого воздуха. Они устанавливаются между компрессорами и воздухопроводной сетью. 96
Табл и ц а 3.45 Техническая характеристика самоочищающихся масляных фильтров Параметр Нормы для фильтров типа Кг-30 о ■<£* ь Кт-СО Кт-30 Кт-120 О ь Подача, м*/мин 525 655 1050 1310 2100 2630 Рабочая площадь сечения прохода воз- 3,155 3,94 6,31 7,88 12,62 15,75 духа, м2 Количество заливаемого масла, кг 290 290 585 585 585 585 Основные размеры, мм: ширина 2077 2077 3827 3827 3827 3827 высота 2775 3275 2775 3275 4775 5775 Примечание. Длина всех типов фильтров составляет 440 мм. Воздухосборники предназначаются для сглаживания колебаний давления, которые возникают из-за прерывистого характера подачи сжатого воздуха порш¬ невыми компрессорами. При небольшой вместимости пневматических сетей воздухосборники исполь¬ зуются только в качестве дополнительного средства для очистки содержащихся в сжатом воздухе влаги и масла. Рекомендуемый объем индивидуальных возду¬ хосборников для каждого поршневого компрессора: при подаче компрессора 50 м8/мин — 6,3 м3; при подаче компрессора 100 м8/мин — 10 м3. Воздухосборники изготовляются в виде цилиндрических резервуаров (го¬ ризонтальных или вертикальных), сваренных из котельного железа, и снаб¬ жаются предохранительными клапанами и регуляторами подачи. Воздухосбор¬ ники устанавливаются на расстоянии 12—-15 м от компрессора за капитальной стеной компрессорной станции (см. рис. 3.36). Шумозащитные устройства предназначены для снижения уровня шума. Допустимый уровень шума в машинном зале не должен превышать 85 дБ. Для снижения шума используются два способа: звукоизоляция основных источников шума и шумопоглощение. Основными источниками шума являются всасывающая камера (110—115 дБ) и собственно компрессорный агрегат (центро¬ бежный компрессор — 100—105 дБ). Уровень шума поршневых компрессоров ниже, чем центробежных. Значительное снижение шума центробежного компрес¬ сора достигается установкой перед всасывающим фильтром глушителя из 6— 7 секций, параллельных друг другу. Секции состоят из матов, наполненных супертонким волокном. Охладители. При высокой температуре сжатого воздуха очистка его от масла и влаги невозможна, так как последние находятся в парообразном состоянии. Температура сжатого воздуха, необходимая для очистки, не должна превышать 40 °С- В поршневых и турбокомпрессорных установках для охлаждения сжатого воздуха используются концевые холодильники, а в качестве охлаждающего агента — вода. При этом для каждого компрессора предусматривается индиви¬ дуальный охладитель. В табл. 3.46 приведены основные параметры применяемых в настоящее время охладителей. Цифра в их обозначении соответствует подаче, при которой целесообразно применение данного типа охладителей. Температура сжатого воздуха на выходе охладителей типа ХК сравнительно высока. Поэтому для увеличения эффективности влагоотделителей целесообразно располагать их на расстоянии 200—250 м от компрессорной станции. Сжатый 4 П/р В. В. Белого 97
Т а б л и ц а 3.46 Основные параметры охладителей Параметр Нормы для охладителей типа ХК-50 ХК-100 ВОК-250 ВОК-500 Площадь поверхности охлаждения, м2 14 34 100 180 Температура воздуха на входе, °С 144 144 140 140 Температура воздуха на выходе, °С 60 60 30 30 Температура охлаждающей воды, °С 25 25 20 20 Масса, кг 1040 1460 1655 2740 Примечание. Максимальное давление воздуха во всех охладителях не более 0,8 МПа, максимальное давление воды — 0,3 МПа. воздух, двигаясь по трубопроводу, будет охлаждаться, и его температура уже на расстоянии 150 м от компрессорной не будет превышать 40 °С. Для охлаждения сжатого воздуха в маслозаполиенных винтовых компрессорах в качестве охла¬ дителей целесообразно применять стандартизированные аппараты воздушного охлаждения общего назначения. В частности, для компрессорных станций с по¬ дачей до 150 м3/мин следует использовать аппараты АВМ-Г и АВМ-В (Г — горизонтальное, В — вертикальное расположения теплообменных секций). Контрольно-измерительные приборы и устройства защиты. Поршневые компрессорные установки снабжены следующими видами приборов: электроконтактиыми манометрами для контроля давления (сжатого воздуха на первой и второй ступенях сжатия, охлаждающей воды, смазки механизма движения); электронным самопишущим мостом для контроля температур масла и сжа¬ того воздуха на первой и второй ступенях сжатия, а также на выходе концевого холодильника; пружинными предохранительными клапанами на первой и второй ступенях, а также обратным клапаном на выходе. В винтовых маслозаполненных компрессорах осуществляется контроль температуры масла (холодного и горячего) и сжатого воздуха. На комплектно-транспортируемых станциях ПКС-150/8 дополнительно контролируются температура сжатого воздуха после прохождения им охла¬ дителей, давление масла и сжатого воздуха. Кроме того на станциях этого типа устанавливаются предохранительный клапан в маслосистеме и обратный клапан на выходе. Аппаратура защиты обеспечивает отключение установки при превышении контрольных величин на 10%. Расчет подачи компрессорных станций и выбор типа компрессоров. Подачу компрессорной станции определяют исходя из максимального расхода сжатого воздуха, который рассчитывают по максимальному числу одновременно рабо¬ тающих воздухолриемников с учетом потерь сжатого воздуха в воздухопроводах: т Q - ^ VПцкокк - р (3.34) ;=1 где V — количество сжатого воздуха, потребляемого одним воздухоприемни- ком, м3/мин; «м — число однородных пневматических механизмов; k0 — коэф¬ фициент одновременности работы пневмомеханизмов (если общее число одновре¬ менно работающих механизмов находится в пределах 10-ь25, k0 — 0,9-ь0,8; для 25—50 механизмов k0 — 0,8-ь 0,65, для промежуточного числа воздухо- приемников значение определяют посредством интерполяции, используя линей¬ ную зависимость); ka — коэффициент средней изношенности механизмов (для отбойных бурильных машин /г,< = 1,15, для пневматических двигателей, пнев¬ мопогрузчиков и прочих механизмов ka = 1,1); VyT = 1,5 м3/мин допускаемая 98
утечка сжатого воздуха на 1 м воздухопровода; L — длина воздухопровода {без гибких шлангов), м. Для компрессорных станций число компрессоров выбирают с таким расче¬ том, чтобы имелся достаточный резерв мощности и была возможна замена их в случае неисправности одного из работающих компрессоров. Резерв мощности, рассчитанной по формуле (3.34) принимают равным 20—25 %, но не менее чем по одному компрессору каждого типа. Выбор типа компрессоров и проектирование компрессорной станции в основ¬ ном зависят от расхода воздуха и схемы расположения потребителей. Так, на¬ пример, для отдельного флангового ствола на весь период строительства целе¬ сообразно использовать передвижные или комплектно-транспортируемые станции типа ПКС-150/8. На центральных стволах следует сооружать стационарные компрессорные станции. Иногда целесообразно для проходки одного ствола использовать передвижную станцию с последующим сооружением стационарной на дальнейшие периоды строительства. 3.3.4. Расчет воздухопроводов сжатого воздуха Воздухопроводы сжатого воздуха рассчитываются по допустимой величине потерь на отдельных участках с учетом общей допустимой величины потерь. В соответствии с ПТЭ общая допустимая величина потерь давления в воздухо¬ проводе принимается равной 0,2 МПа, так как номинальное давление большин¬ ства воздухоприемников составляет 0,5 МПа, а давление, обеспечиваемое компрес¬ сорной станцией, равно 0,7 МПа. Все воздухопроводы состоят из магистрального, группового и участкового трубопроводов, а также участка подвода к воздухоприемиику с помощью гибкого шланга. Потеря давления в таких шлангах равна 0,05 МПа. Таким образом, потеря давления в магистральном, групповом и участковом трубопроводах не должна превышать 0,15 МПа. Исходными данными для расчета воздухопровода сжатого воздуха являются расчетная схема воздухопровода с указанием типов и параметров местных сопро¬ тивлений, а также расход воздуха на каждом участке воздухопровода. Расход воздуха па отдельных участках сети определяется по формуле (3.34). Расчетная длина каждого участка воздухопровода слагается из геометрической и эквивалентной длин. Геометрическая длина определяется по схеме прокладки. Эквивалентная длина зависит от сопротивления в арматуре и фасонных частях. При предварительных расчетах эквивалентная длина принимается равной 10 % от геометрической длины рассчитываемого участка трубопровода. Потеря давления в магистральном трубопроводе определяется по номограмме, разработанной Институтом горной механики им. акад. М. М. Федорова. При этом исходными данными являются расход воздуха в магистральном трубопро¬ воде, рассчитываемый по формуле (3.34), и диаметр трубопровода, который, как правило, находится в пределах 200—350 мм (определяется условиями его прокладки по стволу). Определение потерь давления в магистральном трубопроводе по указанной номограмме (рис. 3.37) производят следующим образом. Находят точку пересе¬ чения вертикальной линии, соответствующей расчетному расходу воздуха в ма¬ гистральном трубопроводе, и наклонной линии, соответствующей принятому диаметру трубопровода. Затем от точки пересечения проводят горизонтальную прямую до пересечения с вертикальной линией для давления 0,1 МПа. По наклон¬ ной линии средних давлений находят заданную величину среднего давления в магистральном трубопроводе 0,7 МПа. После этого от точки пересечения про¬ водят горизонтальную линию до ординаты, на которой указаны потери давления на 1 м трубопровода. Перемножив полученную величину на длину трубопровода, получим искомую величину потери давления в трубопроводе. Расчет группового участка воздухопровода производят, задаваясь потерей давления в пределах 0,03—0,05 МПа. Выбранную величину проверяют по допу¬ стимой скорости движения сжатого воздуха. При этом экономически и технически выгодной является средняя скорость движения воздуха 6—8 м/с. Аналогичным образом выполняют расчет участкового трубопровода. Потеря давления на этом отрезке воздухопровода не должна превышать 0,08 МПа. 4* 99
Рис. 3.37. Номограмма для определения потери давления и скорости сжатого воздуха в трубопроводе 3.4. ВЕНТИЛЯТОРНЫЕ И КАЛОРИФЕРНЫЕ УСТАНОВКИ 3.4.1. Вентиляторные установки Проветривание строящихся шахт осуществляется временными или постоян¬ ными вентиляторными установками, которые в зависимости от их назначения делятся на установки главного и местного проветривания. Шахтная вентиляторная установка состоит из работающего и резервного вентиляторов, вспомогательного оборудования, приводных электродвигателей и аппаратуры автоматизации. Вентиляторы главного проветривания по принципу действия делятся на осевые и центробежные. Явное предпочтение тому или иному типу вентилятора ие отдается, так как каждый из них имеет свои достоинства и недостатки. Так, центробежные вен¬ тиляторы бесшумны, могут развивать большие напоры и обеспечивать подачу до 600 м3/с при рациональном к. п. д. В то же время эти вентиляторы имеют слож¬ ную систему обводных каналов для реверса, требуют значительно больших разме¬ ров зданий. Осевые вентиляторы из-за большого шума нецелесообразно устанавли¬ вать в населенных районах, кроме того показатели их работы ниже, чем пока¬ затели работы центробежных вентиляторов. Осевые вентиляторы можно ревер¬ сировать изменением направления вращения двигателя, чем исключается слож- 100
Т а б л и ц а 3.47 Техническая характеристика осевых вентиляторов Параметр Нормы для вентиляторов типа вод-и ВОД-1 С ВОД-21 ВОД-30 ВОД-40 ВОД-50 Диаметр рабочего колеса, мм 1100 1 600 2 100 3 000 4 000 5 000 Допустимая часто¬ та вращения, с”1 Подача, м3/с: 23,3 16,67 12,5 6,25 8,3 6,25 8,3 минимальная 6 10 20 50 86 160 максимальная Давление, Па: 33 66 ПО 230 400 650 минимальное 1100 920 1 100 1 000 800 1000 максимальное Потребляемая мощность, кВт: 3700 4 180 3 650 3 300 67 100 2 920 3 350 минимальная 30 40 100 300 500 максимальная 110 270 430 320 760 1 200 2 060 Максимальный статический к. п. д. Основные разме ры, мм: 0,81 0,79 0,82 0,8 0,9 0,805 длина 6140 11 280 15 400 19 080 28 500 32 500 ширина 1870 3 200 2 600 4 300 5 700 5 600 высота 1860 3 200 2 600 4 300 5 700 5 800 Масса (без электро¬ двигателя), кг 4500 6 100 11 720 31 100 50 450 88 040 Примечание. Для всех типов вентиляторов число ступеней составляет 2. ная система обводных каналов. При этом вентиляторная установка в обратном режиме работы обеспечивает до 75 % подачи. В настоящее время установлены следующие рациональные области приме¬ нения осевых и центробежных вентиляторов: при депрессии строящихся шахт до 2500 Па применяются преимущественно осевые вентиляторы; при депрессии свыше 2500 Па, а также при параллельной работе вентиляторов — центробежные вентиляторы. Среди осевых вентиляторов главного проветривания распространение полу¬ чили двухступенчатые реверсивные вентиляторы типа ВОД (табл. 3.47). Свод¬ ный график областей промышленного использования вентиляторов главного проветривания показан на рис. 3.38. Осевые вентиляторы типа ВОД имеют следующие достоинства: небольшие размеры, невысокую стоимость, широкий диапазон регулирования, возможность применения дешевых быстроходных электродвигателей. Вентилятор состоит из следующих узлов: приводного электродвигателя, тормоза, трансмиссионного вала, кока, коллектора, ротора, направляющих аппаратов, механизма поворота, приводных колец, корпуса, спрямляющих аппа¬ ратов, диффузора, рамы. В настоящее время выпускаются вентиляторы ВОД-11, ВОД-16, ВОД-21, ВОД-30, ВОД-40, ВОД-50, изготовляемые Артемовским машиностроительным заводом. 101
Рис. 3.38. Сводный график областей про¬ мышленного исполь¬ зования осевых вен¬ тиляторов главного проветривания В зависимости от массы и диаметра рабочего колеса осевые вентиляторы по¬ ставляются заводами в собранном виде или разобранными на узлы. Всобранном виде поставляются вентиляторы типа ВОД-11, ВОД-16, ВОД-21. Разобранными на узлы поставляются вентиляторы ВОД-ЗО, ВОД-40, ВОД-50. Центробежные вентиляторы главного проветривания выпускаются односто¬ роннего и двухстороннего всасывания. В вентиляторах двухстороннего всасывания два колеса одностороннего вса¬ сывания работают параллельно, за счет чего достигается удвоение подачи без увеличения диаметральных размеров. Вентиляторы двухстороннего всасывания имеют шифр ВЦД, одностороннего — ВЦ. Вентиляторы, регулируемые закрылками лопаток рабочих колес, имеют шифр ВЦЗ, машины с электрическим регулированием специального шифра, как правило, не имеют. В некоторых случаях в шифр вентилятора вводится обозначение его назначения; так, ВШЦ-16 (Ш — шурфовый); ВЦП-16 (П — проходческий): ВРЦД-4.5 (Р —руд¬ ничный). Вентилятор ВШЦ-16 применяется преимущественно для флангового про¬ ветривания и устанавливается иа вентиляционных шурфах. Вентилятор ВРПД-4,5 предназначен специально для вентиляции глубоких рудников- Кривбасса и КМА, одиако он применяется и иа угольных шахтах. Основным параметром шахтных центробежных вентиляторов является ди¬ аметр рабочего колеса, который входит в шифр машины (в дециметрах). Техническая характеристика центробежных вентиляторов, находящихся в серийном производстве, приведена в табл. 3.48, сводный график областей их промышленного использования показан на рис. 3.39. К вентиляторам одностороннего всасывания относятся вентиляторы ВЦ-11, ВШЦ-16, ВЦП-16, ВЦ-25, ВЦ-31,5 и ВЦЗ-32. . Конструкция вентилятора одностороннего всасывания ВЦ-31,5 показана на рис. 3.40. Вентилятор состоит из следующих узлов: двухрядных сферических подшип¬ ников /, вала 2, всасывающей коробки 3, корпуса направляющего аппарата 4, входных коробок 5, рабочего'"'колеса 6. Шахтиая установка главного проветривания с центробежными вентиляторами одностороннего всасывания состоит из двух вентиляторов (левого и правого), приводных электродвигателей, пускорегулирующей аппаратуры, вспомогатель¬ ного оборудования и строительных сооружений. Вентиляторы ВЦ-11, ВШЦ-16, ВЦП-16 изготовляет Артемовский машино¬ строительный завод, вентилятор ВЦ-31,5 — Донецкий машиностроительный завод им. Ленинского комсомола Украины. Вентиляторы двухстороннего всасывания предназначены в основном для проветривания шахт с большими расходами воздуха и высокими статическими давлениями. Шахтная вентиляторная установка с центробежными вентиляторами двух¬ стороннего всасывания состоит из двух вентиляторов, приводных электродвига¬ телей, пускорегулирующей аппаратуры, устройства для переключения и реверси¬ рования возд у шио й^ст р у и. 102
Таблица 3.48 Техническая характеристика центробежных вентиляторов одностороннего всасывания Параметр Нормы ДЛЯ вентиляторов типа ВЦ-11 со 2 га ВЦП-16 СО Сч if CQ ВЦ-31,5 См СС if га Диаметр рабочего колеса, мм 1100 1600 1600 2500 3 200 3 200 Допустимая частота вращения, 24,3 16,7 16,4 12,5 8,3 10 с“* 24,7 10 Подача, м3/с: минимальная 5,5 12 10 28 45 52 максимальная 21 43 46 98 134 160 210 Давление, Па: минимальное 1350 1100 2000 1500 1 300 1 800 1 400 максимальное 3900 3380 9200 4700 3 580 5 150 7 200 Потребляемая мощность, кВт: 31 65 45 250 минимальная 60 210 400 300 54 160 максимальная 100 200 1 000 Максимальный статический 0,85 0,85 0,87 0,85 0,844 0,84 к. п. д. Основные размеры, мм: длина 4230 5930 3830 4400 5 183 5 183 ширина 3340 4675 4525 4900 6 530 6 530 высота 2370 3400 2040 5134 4 880 4 880 Масса (без электродвигате ля), кг 2190 5400 4500 9000* 13 700 16 600 Вентиляторы ВЦД-31,5, ВЦД-40, ВРЦД-4,5 и ВЦД-47 «Север» выпускаются Донецким машиностроительным заводом им. Ленинского комсомола Украины. Центробежные вентиляторы главного проветривания в зависимости от их массы и диаметра рабочего колеса J поставляются заводом в собранном виде и разобранными на узлы. В собранном виде поставляются вентиля¬ торы ВЦ-11М, ВШЦ-16, ВЦП-16 и ВЦПД-8. Разобранными на узлы по¬ ставляются вентиляторы ВЦ-31,5, ВЦЗ-32, ВЦД-47, ВЦД-31,5, ВРЦД-4,5, ВЦД-40. Вентиляторы местного проветривания. Для местного проветривания применяются осевые и центробежные вентиляторы, техническая характеристика которых приведена ниже. Сводный график областей промышлен¬ ного использования вентиляторов местного проветривания показан на рис. 3.41. Осевые одноступенчатые секционные вентиляторы местного проветривания типа ВМ предназначены для проветривания тупиковых выработок (штреков, бремсбергов, уклонов, сбоек и др.) при длине проветривания до 450 м. Соединение нескольких секций вентиляторов типа ВМ в один агрегат позволяет обеспечить проветривание протяженных выработок (1000—1200 м). Вентиляторы типа ВМ имеют компактную конструкцию и состоят из регули¬ руемого входного направляющего аппарата, рабочего колеса, корпуса со спрямляющим аппаратом, встроенного электродвигателя и съемных сала¬ зок. ЮЗ
Т а б л и ц а 3.49 Техническая характеристика центробежных вентиляторов двухстороннего всасывания Нормы для вентиляторов типа Параметр ВЦД-47 «Север» ВЦД-31,5 ВЩД-4.5 ВЦПД-8 ВЦД-40 Диаметр рабочего колеса, мм 4 700 3 200 4 600 800 4 000 Допустимая частота враще¬ ния, с1 4,77 8,17 5 10 6,25 8,3 49,7 5 9,7 Подача, м®/с: минимальная 160 35 100 140 5 ПО максимальная 715 305 420 570 22 495 Давление, Па: минимальное 1 400 500 1 500 2 700 2500 1 200 максимальное 9 200 5 100 4 600 8 200 9200 8 300 Потребляемая мощность, кВт минимальная 500 750 1 600 60 600 максимальная 4 200 1 025 4 000 125 3 000 Максимальный статический 0,84 0,84 0,85 0,85 0,84 к. п. д. Основные размеры, мм: длина 9 130 3 200 9 530 1720 8 300 ширина 22 000 8 500 12 500 3550 6 000 высота 10 500 5 500 4 900 1510 3 100 Масса (без электродвигате- 86 600 25 000 99 000 3064 46 080 ля), кг Примечание. Для всех типов вентиляторов число всасов составляет 2. Техническая характеристика электрических осевых вентиляторов местного проветривания Диаметр присоединительного патрубка, мм Подача, м3/м: в режиме максимального к. и. д. . . , в рабочей зоне Давление. Па: ВМ-4 ВМ-6М 400 600 1,9 5,15 0,9—2,5 2,5—7,8 в режиме максимального к. п. д. . . # в рабочей зоне Максимальный к. п. д. вентилятора . . . . . Потребляемая мощность в рабочей зоне, кВт Основные размеры, мм: ширина высота Масса, кг 1300 1350—600 0,72 4 545 650 155 2500 3000 — 800 .0,75 24 750 925 375 При работе установок с двумя последовательно соединенными вентилято¬ рами значение давлений и мощности удваивается, а подача не изменяется. Осевые одноступенчатые вентиляторы типа ВМП и В КМ (табл. 3.50) с пнев¬ матическим приводом предназначены для проветривания тупиковых забоев гор¬ ных выработок шахт, опасных по газу или пыли, где применение электрических вентиляторов по условиям взрывобезопасиости не разрешается. Пневматические вентиляторы ВКМ-200А, ВМП-5 имеют сходную конструк¬ цию и отличаются размерами узлов. 104
Рис. 3.39. Сводный график областей промышленного использования центро¬ бежных вентиляторов главного проветривания Вентилятор ВМП-5 снабжен салазками для установки и перемещения по почве, а вентилятор ВКМ-200А имеет рым-скобы для подвешивания к кровле. Аэродинамические характеристики установок с одним вентилятором обеспе¬ чивают возможность проветривания тупиковых выработок малой и средней длины. Когда необходимо увеличить давление, создаваемое установкой, последо¬ вательно соединяются два вентилятора. При этом давление, развиваемое уста¬ новкой, и расход сжатого воздуха удваиваются, а подача не изменяется. Для уменьшения шума, создаваемого при работе вентиляторов, к нагнета¬ тельной и всасывающей его сторонам могут присоединяться глушители шума ГШП-5 и ГШП-6 (ГОСТ 23548-79). 105
а Рис. 3.41. Сводный график областей промышленного ис¬ пользования вентиляторов местного проветривания Вентилятор ВМП-4 может обеспечить эффективное проветривание выработок площадью сечения до 6 м2 и длиной до 300 м. При последовательной работе двух вентиляторов длина проветривания возрастает до 500 м. Таблица 3.50 Техническая характеристика осевых вентиляторов местного проветривания с пневматическим приводом Нормы для вентиляторов типа Параметр ВМП-4 ВМП-5 ВМП-6 В КМ-200А Диаметр присоединительного патруб- 400 500 600 212 ка, мм 5,2 0,41 Подача в нормальном режиме, м®/с 1,4 3 Давление в нормальном режиме, Па 1400 1500 2000 — Максимальный полный к. п. д. венти- 0,25 0,29 0,33 — лятора 6,7 15 0,91 Расход сжатого воздуха в нормальном 4 режиме, м3/мин Основные размеры, мм: 355 850 ширина 550 высота 560 775 875 — Маеса, кг 50 170 270 13,8 106
В зависимости от условий вентиляторы ВМП-4 в горных выработках уста¬ навливаются иа салазки или подвешиваются к кровле. Вентилятор ВМП-б является наиболее мощным отечественным пневматиче¬ ским вентилятором. Он предназначен для проветривания глухих забоев горных выработок большой площади сечения и длиной до 800—1200 м. Применение столбовой системы отработки шахтных полей, предполагающей предварительное проведение подготовительных выработок протяженностью до 2000 м и более, вызывает необходимость применения мощных проходческих вен тиляторов. Наиболее совершенным таким вентилятором является центробежный вентилятор одностороннего всасывания ВЦ-7. В отличие от большинства центро¬ бежных вентиляторов, в которых направления входа и выхода воздушного потока взаимно перпендикулярны, вентилятор ВЦ-7 прямоточный. Так как входное и выходное отверстия вентилятора расположены иа одной оси, он удобно монтиру¬ ется в нагнетательный или всасывающий трубопровод без устройства специальной ннши для его установки. Вентилятор может работать без глушителя шума, так как уровень шума на расстоянии 10 м от входного отверстия не превышает 82 дБ. Одни вентилятор обеспечивает проветривание выработок площадью сечения до 10 м2 и длиной до 2300 м. Кроме того, вентилятор может быть использован для проветривания стволов диаметром до 5 м и глубиной до 800 м. Вентиляторы типов ВМ-4, ВМ-6, а также ВКМ-200А, ВМП-5, ВМП-6 выпу¬ скаются Томским электромеханическим заводом им. В. В Вахрушева. На этом же заводе планируется выпуск вентилятора ВМЦ-8 аналогичного вентилятору ВЦ-7. Передвижная проходческая вентиляторная установка типа УПВЦП-16А создана на базе вентилятора ВЦП-16 и пред¬ назначена для проветривания шахтных стволов диаметром до 8 м и глубиной до 1400 м, сооружаемых с помощью буровзрывных работ. Она состоит из передви¬ жного вентилятора ПВЦП-16, блока управления, реверсивного устройства, вен¬ тиляторов местного проветривания ВМ-6М. Вентиляторная установка рассчитана на работу с металлическими трубопроводами диаметром 800—1000 мм. Передвижной вентилятор ПВЦП-16 состоит из металлической рамы, иа ко¬ торой смонтированы серийный вентилятор ВЦП-16, привод направляющего аппарата и навес для укрытия электродвигателя. В конструкции рамы преду¬ смотрены устройства для крепления вентилятора к фундаментным блокам анкер¬ ными блоками и устройства для строповки. Вентилятор в рабочем положении устанавливают на три унифицированные плиты. Блок управления установки представляет собой утепленное помещение, обе¬ спечивающее нормальные условия эксплуатации аппаратуры управления вен¬ тиляторной установки, а помещение блока — сварную металлическую простран¬ ственную конструкцию из листов гнутого профиля с утеплением и облицовкой стен и крыши пенопластом, древесностружечными плитами, декоративно-бумажным пластиком. Внутри помещения установлены шкафы управления и панель вспомо¬ гательного привода. Блок управления имеет естественное и искусственное осве¬ щение. Для поддержания плюсовой температуры установлены нагревательные элементы ПЭТ-2УЗ. Техническая характеристика передвижной вентиляторной установки УПВЦП-16А Число машинных блоков установки 2 Основные параметры вентилятора ПВЦП-16А: тип базового вентилятора ВЦП-16 подача, ms/c ... ... ... 10—46 к. п. д. 0.87 Привод: тип электродвигателя А0114-12-8-64 мощность, кВт 60, 90, 120, 200 частота вращения, с-1 8.1; 12,3; 16,4; 24,7 Размеры передвижного вентилятора, мм , 5 500x2140x3020 Масса вентилятора (без фундаментных блоков), кг 6785 Блок управления: основные размеры, мм 3670x2520x3150 Масса, кг 3700 107
Унифицированные фундаментные плиты: число, шт. . 3 основные размеры, мм 3600X1199x1100 масса блока, кг 11 750 Общая масса установки, кг ,34 360 3.4.2. Калориферные установки Калориферные установки предназначены для подогрева воздуха, подавае¬ мого в ствол в зимнее время, до температуры ие менее +2 °С. Калориферы ком¬ понуются в группы, объединяемые в секции. Группу калориферов следует объеди¬ нять в одну установку с вентилятором, применяемым для непрерывного провет¬ ривания ствола. Для предотвращения замораживания калориферной установки скорость движения воды в трубках отдельных калориферов должна быть не менее 0,6 м/с; расчетные скорости воздушной струи в живом сечении калорифера 5—8 кг/м2-с; в проемах на входе холодного воздуха в калориферную установку 3—4 м/с; при одноходовых калориферах движение воды должно быть в направлении сверху вниз. Потеря давления воздуха в калориферной установке иа участке от места всаса воздуха до входа его в вентиляционный канал не должна превышать 196,2 Па. Для подогрева воздуха, поступающего в ствол при его проходке, применяют стальные пластинчатые калориферы типов КФС и КФБ средней и большой мо¬ дели. Можно также применять калориферы других типов, например КФСО и КФБО, но только стандартные, выполненные в соответствии с ГОСТ 7201—80. Тип, модель и номер калорифера подбирают в зависимости от расчетной поверхности подогрева: F=Ql[k (Tcp-icp)], (3.35) где Q — количество тепла, необходимого для нагревания воздуха; k — коэф¬ фициент теплопередачи калорифера; ТСр — средняя температура теплоносителя; /ср — средняя температура воздуха. При подборе калориферов запас на теплоотдачу рекомендуется принимать равным 15—20 %, иа сопротивление воздуха — 10 %. При проведении горизонтальных и наклонных горных выработок расход воздуха для проветривания значительно увеличивается по сравнению с расходом воздуха, необходимым для проветривания ствола в период его проходки. Поэтому целесообразно нагревать не весь объем воздуха, а только часть его до температуры 60—70 °С с последующим смешением нагретого воздуха с холодным. Временные калориферные установки на главном и вспомогательных стволах используются до момента сбойки стволов. В дальнейшем целесообразнее исполь¬ зовать постоянные калориферные установки. Для применения в шахтном строительстве при проходке стволов ВНИИОМШС разработал типовые проекты калориферных установок с подачей 7,5; 10; 16; 20 и 25 м8/с. В состав установки входят: воздухозаборная камера, приемная и калориферная секции смешивания нагретого и холодного воздуха, центробежный вентилятор. Конструктивно секции выполнены сборно-разборными, что обеспе¬ чивает мобильность установки и многократную (до 7 раз) оборачиваемость. В за¬ висимости от климатических условий района строящейся шахты вентиляторные с калориферными могут размещаться на открытой площадке или в закрытом по¬ мещении. В бассейнах с умеренным климатом вентиляторные с калориферными устраиваются иа открытой площадке. При оснащении ствола проходческим копром вентиляторная установка располагается в стороне от ствола на территории, свободной от застройки посто¬ янными зданиями и сооружениями. В этом случае калорифер монтируется в вен¬ тиляционном трубопроводе в стороне от проходческого копра. На рис. 3.42 показана вентиляторная установка с калорифером при оснаще¬ нии ствола башенным железобетонным копром. Передвижная вентиляторная установка УПВЦП-16А расположена на удалении 30—35 м от ствола. В состав установки входят вентилятор 1 типа ПВЦП-16, вентиляторы местного проветри- 108
Рис. 3.42. Вентиляторная установка с калорифером для умеренных климати¬ ческих условий:
А-А Рис. 3.43. Вентиляторная и калориферная установка для суровых климати¬ ческих условий: / — вентиляторы ВМ-6М; 2 — вентилятор ВЦП-16; 2 — герметические двери; 4 — узел воздухозабора; 5 — стальной пластинчатый многоходовой калорифер; С — калорифер; 7 — вентиляционный агрегат А5105-2а ваиия 3 типа ВМ-6М 3, глушители шума 4 типа ГШП-6, блок электроснабже¬ ния 5. Калорифер 2 типа КВСП № 12 размещен в башенном копре иа перекрытии. Место установки калорифера в копре определяется удобством подвода теплоно¬ сителя. В Печорском, Кузнецком и Карагандинском бассейнах по условиям кли¬ мата вентиляторные с калориферными объединяются в одном закрытом поме¬ щении. На рис. 3.43 показаны вентиляторная и калориферная установки, размещен¬ ные в одном здании с размерами в плане 12Х 18 м. В помещениях воздухозаборной камеры и вентиляторной установки устраиваются герметические двери. ПО
3.5. ВРЕМЕННЫЕ ЗДАНИЯ И СООРУЖЕНИЯ БЫТОВОГО И ПОДСОБНО-ВСПОМОГАТЕЛЬНОГО НАЗНАЧЕНИЯ 3.5.1. Административно-бытовые комбинаты Административно-бытовые комбинаты (АБК) предназначены для обеспечения санитарно-бытового обслуживания трудящихся, занятых на строительстве и эк¬ сплуатации шахт. На промышленных площадках фланговых стволов в период строительства шахт постоянные административно-бытовые комбинаты, как правило, не строят. На промышленных площадках центральных стволов постоянные АБК представ¬ ляют собой капитальные здания со сложным технологическим оборудованием, в связи с чем закончить их строительство к началу проходческих работ не удается. Поэтому на промышленных площадках центральных-стволов необходимо строить также временные АБК для обслуживания рабочих, занятых на проходке стволов. В дальнейшем по мере завершения строительства постоянного АБК его частично можно использовать при проведении горизонтальных и наклонных вы¬ работок или при строительстве шахтной поверхности. Рис. 3.44. Временный АБК Временный АБК располагается на свободной от застройки постоянными зданиями и сооружениями территории в непосредственной близости от ствола. В случае, когда на площадке сооружаются два ствола, АБК размещается между ними. В состав временного АБК (рис. 3.44) входят административно-конторские помещения: кабинеты главного механика 1, начальника проходки 2, нарядная 3; санитарно-бытовые помещения: мужские гардеробы личной 4 и рабочей 5 одежды, для сушки рабочей одежды 6, для обеспыливания рабочей одежды 7, для обмыва гидрокостюмов 12, питьевой станции 13, прачечной 15, женских гардеробов ра¬ бочей 16 и личной 17 одежды, гардероба дежурного персонала 18, гардероба ИТР 19, персонала 20, подсобного 22, мойки посуды 23, кладовых 24, торгового зала, буфета 25; производственно-вспомогательные помещения: электрощитовой 8, ламповой 9, для обезвреживания респираторов 10, ламповой 11, бойлерной, теп¬ лового пункта и вентиляторной установки 14; медицинского поста 21. 3.5.2. Бетонно-растворные узлы Бетонно-растворные узлы обслуживают проходку стволов одной строя¬ щейся шахты при удалении площадки строительства от районной строительной базы более чем па 10—15 км. В некоторых случаях применяют приствольные бетонно-растворные узлы, обслуживающие проходку одного ствола.
В настоящее время в шахтном строительстве применяются бетоносмеситель¬ ные установки двух типов — инвентарные и передвижные, отличающиеся друг от друга способом установки. Целесообразность применения установок того или иного типа определяется потребностью в бетонной смеси и продолжительностью использования на одном месте. Инвентарные установки за относительно короткий срок, необходимый для крепления ствола (2—3 ч), поз¬ воляют обеспечить приготовление 30—40 м3 бетона. Однако продолжительность их монтажа больше, чем передвижных. Инвентарные бетоносмесительные уста¬ новки, как правило, используются на центральных площадках. Применяемые в установках бетоносмесители подразделяются на машины цикличного и непрерывного действия. В бетоносмесителях цикличного действия компоненты смешиваются порциями, при этом продолжительность смешивания регулируется в зависимости от состава смеси. Основной характеристикой машин такого типа является объем готового замеса. В бетоносмесителях непрерывного действия поступление компонентов осу¬ ществляется непрерывно, соответственно выгрузка готовой смеси производится также непрерывно. Время, за которое компоненты проходят участок смешения, принимается за продолжительность перемешивания. Регулирование продолжи¬ тельности перемешивания такого типа смесителей производится изменением ско¬ рости вращения перемешивающего органа. Передвижные бетоносмесители. По принципу действия различают смесители гравитационные и принудительного действия. Передвижные принудительные цикличные бетоносмесители (БПЦ) предна¬ значены для приготовления бетонных смесей любой подвижности и жесткости. Техническая характеристика бетоносмесителей типа БПЦ приведена в табл. 3.51. Таблица 3.51 Техническая характеристика принудительных цикличных бетоносмесителей типа БПЦ Параметр Нормы для бетоносмесителей типа БПЦ-1 БПЦ-2 БПЦ-З БПЦ-'! Объем готового замеса, л 65 165 330 500 Объем загружаемых материалов, л 100 250 500 150 Установленная мощность, кВт — 10 22 30 Наибольшая крупность заполнителя, мм 40 70 70 70 П р и м е ч а и и е. Для всех типов бетоносмесителя число циклов работы по при¬ готовлению бетонной смеси составляет не менее 40, а приготовлению строительных рас¬ творов — не менее 30 в час. В смесителях типа БПЦ компоненты порциями загружаются в емкость, где с помощью лопастей производится смешивание. Продолжительность смешивания составляет 30—60 с, полный цикл с учетом загрузки компонентов и выгрузки смеси — 75—120 е. Смесители типа БПЦ характеризуются высокими производи¬ тельностью и активностью процесса предотвращения комкования смеси. Передвижные гравитационные цикличные бетоносмесители (БГЦ) предна¬ значены для приготовления подвижных смесей. Техническая характеристика смесителей типа БГЦ приведена в табл. 3.52. В смесителях типа БГЦ смешивание компонентов производится посредством вра¬ щения загрузочной емкости под действием силы тяжести. Оптимальная продол¬ жительность смешивания составляет 60—90 с, полный цикл 90—150 с. Смеси¬ тели типа БГЦ отличаются простотой конструкции и обслуживания, малой энерго¬ емкостью, незначительным износом рабочих органов и низкой стоимостью.
Т а б л и ц а 3.52 Техническая характеристика передвижных гравитационных цикличных бетоносмесителей типа БГЦ Параметр Нормы для бетоносмесителей типа БГЦ-1 БГЦ-? БГЦ-3 БГЦ--1 Объем готового замеса, л 65 165 330 500 Объем загружаемых материалов, л 100 250 500 150 Установленная мощность, кВт 0,6 1 3 4,5 Крупность заполнителя (не более), мм 40 70 70 70 Примечал и е. Для всех типов бетоносмесителя число циклов работы по при- готовленшо бетонной смеси составляет не менее 30 в час. В настоящее время в соответствии с ГОСТ 16349—70 серийно выпускаются передвижные бетоносмесители типа СБ. Тюменский завод строительных машин выпускает передвижные гравитационные смесители типов СБ-101, СБ-ЗОБ и СБ-16Б, техническая характеристика которых приведена в табл. 3.53. Новоси¬ бирским заводом строительных машин изготовляются передвижные бетоносмеси¬ тели принудительного действия типа СБ-80, Славянским заводом строительных машин им. XXV съезда КПСС выпускаются аналогичные бетоносмесители типа СБ-35. Бетоносмесители типов СБ-35 и СБ-80 используются в основном при стро¬ ительстве сооружений шахтной поверхности и на общестроительных работах. Таблица 3.53 Техническая характеристика передвижных гравитационных цикличных бетоносмесителей Параметр Нормы для бетоносмесителей типа СБ-101 СБ-ЗОБ СБ-ЮБ СБ-91 Объем готового замеса, л 65 165 330 500 Частота вращения барабана, с-1 0,45 0,33 0,3 — Мощность электродвигателя механизма вращения, кВт 0,75 1,1 4 4 Мощность электродвигателя механизма подъема ковша, кВт Основные размеры, мм: 3 5,5 длина 1450 1915 2550 1750 ширина 1060 1690 2700 2000 высота 1270 2260 — 1800 высота с поднятым ковшом — 2850 — Масса, кг 213 785 1900 1250 Техническая характеристика передвижных бетоносмесителей принудительного действия СБ-80 СБ-35 Объем готового замеса, л 165 375 Мощность электродвигателя, кВт 5,5 17 Основные размеры, мм: длина 1910 2200 ширина 1550 1970 высота 2070 2400 Масса, кг . . , 1170 2100 из
Причем наибольшая KDvnu составляет 70 мм. е>ин°сть заполнителя для обоих типов бетоносмесителей Рис. 3.45. Технологическая схема бетоносмесительной установки непрерывного действия: ма!]тниковыеЬдпзатп^.ЧоЫЙ конвейер; 2 — сборный нижний ленточный конвейер; 3 — точные конвейепы ппч заполвителей; 4 — двухрукавиая течка; 5 — питатели; 6 — лен- оагхопный Сжи.тп подачи заполнителей; 7 — расходные бункера заполнителей; 8 — расходный бункер цемента; 9 - фильтр; 10 - дозатор цемента; //- трехходовой кран; тоносмеситепт ■ ,',воды; 13 ~ насос-дозатор; 14 — рукав для отвода воды; 15 — бе- tj исмес тель, /ь капельник; 17 — цикличный тарировочный весовой дозатор Стационарные бетоносмесительные установки. В период сооружения вертикальных стволов шахт требуется значительный объем бетонной смеси, непрерывно транспортируемой к стволу. В этом случае наиболее приемлемы бетоносмесителыше установки непрерывного действия, технологи¬ ческая схема которых показана на рис. 3.45. В последнее время при сооружении вертикальных стволов шахт широко распространены приствольные бетонно-растворные узлы (БРУ). Как правило, 114
Таблица 3.54 Техническая характеристика бетоносмесительных установок Параметр Нормы для установок типа СБ-61 СБ-70-1 СБ-134 СБ-75 Производительность, м3/ч 5 16 20 30 Наибольшая крупность заполнителя, 40 70 40 40 ММ Вместимость расходных бункеров, м3: заполнителей 200 200 34 цемента 6 12 20 12 Мощность электродвигателя, кВт 31,3 32,5 35,2 37,5 Масса, кг 8000 13 700 17 500 22 500 приствольные БРУ располагаются ниже поверхности в непосредственной бли¬ зости от ствола. Такое расположение бетонно-растворного узла позволяет обе¬ спечить необходимые технологические проезды на поверхности ствола и подачу готовой смеси к приемным воронкам бетонопроводов через устье ствола. Схема приствольного БРУ на базе бетоносмесительной установки СБ-75 показана на рис. 3.46. Техническая характеристика указанной бетоносмесительной установки приведена в табл. 3.54. В состав бетонно-растворного узла входят: бункер заполнителей 1, дозатор заполнителей 2, склад цемента 3, бак для воды 4, мешалка для хлористого каль¬ ция 5, бетоносмеситель, 6, бетоновоз 7, герметическое перекрытие 8, герметиче¬ ская дверь 9. Бетонно-растворные узлы также могут выполняться на базе бетоносмеситель¬ ных установок типа СБ-61, СБ-70-1, изготовленных Тюменским заводом строи¬ тельных машин, и типов СБ-134 и СБ-75 Славянского завода строительных машин им. XXV съезда КПСС. Перечисленные бетоносмесительные установки выполняются из отдельных агрегатов, собираемых на металлических рамах. Простота монтажа и демонтажа обеспечивает их мобильность при перебазировании с одного объекта на другой. Бетоносмесительная установка СБ-61 применяется в случае потребности в бе¬ тонной смеси не более 5 м3/ч. Бетоносмесительная установка СБ-75 предназначена для приготовления бе¬ тонных смесей и выдачи дозированной сухой смеси в автобетоносмесители. Уста¬ новку СБ-75 целесообразно использовать при длительном использовании ее на одном объекте. Установки СБ-61 и СБ-75 оснащаются смесителями непрерывного действия. Конструкция бетоносмесительной установки СБ-70-1 аналогична конструк¬ ции установки СБ-134, однако последняя обладает большей производительностью. 3.5.3. Котельные Схемы теплоснабжения, применяемые при строительстве шахт, предусматри¬ вают получение тепла от временных котельных, сооружаемых непосредственно на строительной площадке. Потребное количество тепла определяется для каждого объекта в отдельности в зависимости от его функционального назначения. Максимальный часовой расход тепла на обогрев и вентиляцию зданий Q = No ('вп - *н) + <1в (<вн - *н)Ь (3-36) где Ун — объем зданий по наружному обмеру; q0, Як — удельное количество теп¬ лоты соответственно для обогрева и вентиляции 1 м3 здания (табл. 3.55); tBн — средняя внутренняя температура отапливаемого помещения; i°, 1® — расчетная 115
Т а б л и ц а 3.55 Удельное количество теплоты для обогрева и вентиляции 1 м3 здания Наименование здания Строитель¬ ный объем, тыс. м3 Удельное количество теплоты для обогрев , Дж/кг Удельное количество теплоты для вентиляции, Дж/кг Надшахтные здания 5—7 0,64—0,7 7—10 0,58—0,64 — Постоянные здания подъемных машин Не более 1 0,65—0,7 — 1—2 0,45-0,65 — -V 2—4 0,4—0,45 — Временные сборно-разборные здания Не более Ш °>93 — подъемных машин 0,5 в 0,5—0,1 0,83 — Механические мастерские 1—5 0,55—0,6 1—1,2 Бытовые и административные помеще- 0,5—1 0,45—0,6 0,95—1,1 НИ Я 1—3 0,4—0,45 1,1—1,15 Сборно-разбориые АБК ■ 0,7 1,1—1,15 Сборно-разборные здания компрессор¬ ных 0,55—0,65 ~ температура наружного воздуха для проектирования соответственно систем отопления и вентиляции; а — коэффициент, учитывающий климатические ус¬ ловия. При 1°= —10 °С а= 1,45, при i° = -20 °С а= 1,17, при £ = — 30 °С а= 1. Расход тепла для горячего водоснабжения принимается в зависимости от числа душевых сеток и умывальников при условии, что они работают в течение 45 мин после каждой смены. Часовой расход тепла на нагрев воды Qr = GrCB (/г—tx)/Tп, (3.37) где Gr — расход горячей воды; св — теплоемкость воды; tr — температура го¬ рячей воды; ix — температура холодной воды; Тп — продолжительность подо¬ грева воды. Расход тепла, необходимого для подогрева воздуха, подаваемого в ствол, <3т = 3600/?пттвсср (/ср— /н)> (3.38) где /гпт = 1,1—коэффициент, учитывающий потери тепла в трубопроводе /яв — масса воздуха, поступающего в ствол; сср — теплоемкость воздуха; fcp— температура воздуха, подаваемого в ствол; in — температура наружного воз¬ духа. После расчета максимального часового расхода тепла по всем зданиям и со¬ оружениям, используемым в период проходки ствола, определяется необходимое число котлов. Временные котельные установки оснащаются котлами типа Е-1/9-2 т про¬ изводительностью 1 т/ч пара, давлением 0,9 МПа, работающими на твердом топ¬ ливе. Заводы-изготовители комплектуют указанные котлы душевыми, вентиля¬ торами, дымососами, питательными устройствами, установками для смягчения во¬ ды методом Na-катионирования и блоком автоматики. В качестве основного теплоносителя используется перегретая вода с пара¬ метрами 150—70 °С или 130—70 °С. Для получения этого теплоносителя котельные оснащаются подогревателями воды, сетевыми и подпиточными насосами, пи¬ тательным баком или диаэратором атмосферного типа и другим вспомогательным оборудованием. 116
Рнс. 3.47. Передвижная котельная установка ПКУ-Е-1/9-2т
Донгипрооргшахтостроем на базе котла Е-1/9-2 т разработана п ejp е д - вижная котельная установка ПКУ-1/9-2 т, состоящая из пе¬ редвижных проходческих котлоагрегатов (до 6 шт.)- Передвижной проходческий котлоагрегат состоит из транспортабельного блока, в котором в полной заводской готовности размещены водотрубный котел Е-1/9-2 т, водоумягчительная установка, водонагреватели с сетевыми насосами и бункер для угля. Передвижная котельная установка (рис. 3.47) доставляется к месту монтажа отдельными котлоагрегатами автомобильным или железнодорожным транспор¬ том. Число котлоагрегатов 1 зависит от необходимой производительности котель¬ ной установки. Котлоагрегаты устанавливаются на стандартные железобетонные блоки 2, соединяются между собой тамбурами 3, образуя общее помещение ко¬ тельной установки. В бункер котлоагрегата может загружаться до 3,5 м® угля. Загрузка угля в угольные бункера осуществляется угольным скипом 4, который с помощью электрической тали 5 может передвигаться по монорельсу 6, закреплен¬ ному на телескопических стойках. Техническая характеристика передвижной котельной установки ПКУ-1/9—2т, состоящей из одного проходческого котлоагрегата Производительность по пару, Гкал/ч 0,5 Расход топлива (уголь марки AM, АС), кг/ч. 127,3 Параметры теплоносителей: максимальное рабочее давление насыщенного пара, МПа 0.8 температура его, °С 174,5 максимальная температура воды для горячего водоснабже¬ ния, °С 70 расход воды, м3/ч 7,5 температура воды для отопления, °С 130 давление воды для отопления, МПа 0,6 Основные размеры в транспортном положении, мм: длина 11 500 ширина 3 550 высота 3 300 Масса в транспортном положении, кг 23 200 Напряжение, В 380 Установленная мощность, кВт 17 В том числе котельного агрегата 12 3.5.4. Сооружения для очистки шахтных вод В период строительства на поверхности шахт предусматриваются временные устройства, отводящие шахтную воду в горизонтальный отстойник, а затем из отстойника в пониженный участок местности или близлежащий водоем. Горизонтальный отстойник представляет собой прямоугольный вытянутый по ходу железобетонный резервуар. Он предназначен для выделения из шахт¬ ных вод грубодисперсных и неорганических веществ. Обрабатываемая вода, поступающая через распределительный лоток, напра¬ вляется с помощью струенаправляющей перегородки в сооружение. Основным преимуществом горизонтальных отстойников является простота их сооружения. Общая ширина отстойника (м) В = 9/(3,6ЯГср), (3.39) где q — расчетная производительность отстойника, м®/ч; И = 2,5-г-3,5 м — глу¬ бина зоны осаждения воды; УСр — средняя горизонтальная скорость движения воды в отстойнике, мм/с. Длину отстойника L ориентировочно можно принимать из условия 10 ^ <;/-/#< 25. Дно отстойника устраивают с продольным уклоном 0,01—0,02 к грязевому приямку и с поперечным уклоном 0,05 к грязевому лотку. При необходимости использования шахтной воды для нужд строительного производства последняя должна отвечать требованиям, предъявляемым к техни¬ ческой воде в соответствии с санитарными правилами по устройству и содержанию предприятий угольной промышленности. 11S
На центральной промплощадке строящейся шахты целесообразно применение станции для очистки шахтной воды от механических примесей и бактериальных загрязнений, разработанной ДонУГИ. Станция рассчитана на подготовку шахт¬ ной воды для производственных нужд. Техническая характеристика станции для очистки шахтной роды Производительность, м8/ч Число фильтров . . . . Диаметр фильтров, мм Тип фильтрующей загрузки Высота слоя фильтрующей загрузки, мм Содержание взвешенных веществ, мг/л: в шахтной воде, поступающей на очистку . . в фильтре Содержание твердой фазы после отстаивания в отстой¬ нике, г/м8: в слнве . . в сгущенном продукте 300 10 1500 Кварцевый песок крупностью 0,6—1,6 мм 1500 50—80 До 1,5 30 — 70 20 000—30 000 Шахтная вода, выдаваемая на поверхность насосами водоотлива, посту¬ пает в аппараты предварительной очистки, в сетчатом фильтре которых задержи¬ ваются всплывающие механические загрязнения, а в наклонных ячейках осажда¬ ются грубодисперсные фракции (крупнее 10 мкм). Предварительно очищенная вода поступает в буферный резервуар вместимостью 200 м3, предназначенный для обеспечения равномерной нагрузки на фильтры при периодической работе водо¬ отлива. Из резервуара вода подается насосами 8К-12 в напорные фильтры, где производится очистка шахтной воды до содержания взвешенных веществ не бо¬ лее 1,5 мг/л. Очищенная вода обеззараживается в бактерицидных камерах типа OB-AKX-Im и поступает в резервуар вместимостью 200 м3, из которого насосами подается на технологические нужды. 3.5.5. Складские здания и сооружения Складские здания и сооружения предназначены для хранения материалов, конструкций и оборудования в количестве, определяемом проектом организации строительства шахты, и классифицируются по виду материала, подлежащего хранению, на специальные и универсальные, а по условию хранения материалов на закрытые и открытые склады и навесы. Специальные склады предназначены для хранения материалов определенного наименования, универсальные — для различных наименований. Закрытые специальные склады используются в основном для хранения цемента. При этом хранение цемента осуществляется в сварных металлических силосах или бункерах, установленных на отдельных металлокон¬ струкциях. Указанные емкости снабжены фильтром, очищающим исходящий из них в атмосферу воздух, и указателями уровня. К дозатору цемент поступает из отверстия в нижней части емкости. Склады строительного кирпича, сборных железобетонных и бетонных кон¬ струкций, чугунных, стальных, асбоцементных и керамических труб, стальных прокатных материалов крупного профиля, леса и инертных материалов устраи¬ ваются открытыми. Лес, щиты опалубки и сборные железобетонные и бетонные детали и конструкции штабелируют на подкладках. Для предотвращения смерзания инертных материалов в зимнее время по¬ следние складируются на открытой площадке вблизи помещения над приемными бункерами. При этом некоторое количество инертных размещают на решетке при¬ емных бункеров, имеющей устройство для подогрева в виде стальных труб, рас¬ положенных между ребрами решетки. Транспортировка инертных материалов к помещению приемных бункеров производится бульдозерами. Под навесами складируют: в стеллажах — полосовую, угловую сталь и стальные трубы мелкого диаметра: в штабелях — листовую сталь, арматуру, асбоцементные листы и плитки.
В универсальных складах хранятся электромонтажные и от-' делочные материалы, спецодежда, метизы, инструменты и приборы. При устройстве складских зданий и сооружений необходимо выполнение следующих требований: хранение материалов, конструкций и оборудования должно обеспечивать их количественную и качественную сохранность; максимальное использование емкости и оборудования складов; склады должны иметь размеры, соответствующие их расчетной вместимости; комплексная механизация погрузочно-разгрузочных работ; наличие удобных подъездов и площадок для маневрирования подвижного состава. 3.6. ЭЛЕКТРОСНАБЖЕНИЕ ПРИ СТРОИТЕЛЬСТВЕ ШАХТ 3.6.1. Общие сведения Электроснабжение строящейся шахты должно осуществляться по двум питающим электропередачи линиям (ЛЭП). При выходе из строя одной из них оставшаяся в работе линия должна обеспечить нормальную работу всех электро¬ приемников. Выбор напряжения 110, 35 или 6 кВ для передачи электроэнергии определяется техническими и экономическими расчетами. В случае небольших экономических преимуществ следует отдавать предпочтение более высокому из сравниваемых напряжений. Схемы электроснабжения отдельных электроустановок должны обеспечивать надежность питания в соответствии с классификацией электроприемников по категориям бесперебойности электроснабжения. При этом: электроприемники I категории должны питаться от двух независимых ис¬ точников с применением автоматического включения резерва (АВР); электроприемники II категории рекомендуется питать от двух независимых источников. Допускается осуществлять резервное питание от распределительных пунктов (РП) смежных установок при условии, что такие РП питаются от другой секции шин главной понизительной подстанции (ГПП); для электроустановок III категории резервное питание не предусматривается. Питание всех подземных электроприемников осуществляется через цен¬ тральные подземные подстанции (ЦПП). Питание ЦПП должно осуществляться не менее чем по двум кабельным линиям от двух независимых источников. Схемой электроснабжения должно предусматриваться обособленное от поверхностных сетей питание подземных электроустановок напряжением 6 кВ с применением для этой цели специальных трехобмоточных или разделительных трансформаторов. Расчет линий, питающих ЦПП, производят исходя из условий обеспечения нормальной работы шахты при выходе из строя одной линии. Допустимая пере¬ грузка стволовых кабелей в аварийных режимах составляет 15 %. Минимальная площадь сечения силовых кабелей, прокладываемых в ство¬ лах независимо от их нагрузки, принимается равной 35 мм2, максимальная — 240 мм2. Категория бесперебойности электроснабжения объектов строительства шахты Категория бесперебойно¬ сти Временная противопожарная насосная станция ... I Временные установки: подъемная, вентиляторная, кало¬ риферная, компрессорная, котельная II Временные ЦПП н водоотливная установка 11 Прочие временные установки (на поверхности и в под¬ земных выработках) III Питающие и распределительные сети на напряжение 6—10 кВ должны при¬ соединяться к источникам с изолированной нейтралью. Распределительные силовые и осветительные сети на напряжение до 1 кВ принимаются: с глухозаземленной нейтралью — для электроустановок поверх¬ ности шахт; с изолированной нейтралью — для электроустановок, применяемых в стволах шахт при их проходке. 120
3.6.2. Кабели На поверхности шахт для питания потребителей всех категорий по степени надежности электроснабжения должны, как правило, применяться кабели с алю¬ миниевыми жилами. Кабели с медными жилами должны прокладываться только во взрывоопасных помещениях классов В-1 и В-1а. В горных выработках должны применяться кабели с оболочками и защитными покровами, не распространяющими горение: для стационарной прокладки по капитальным выработкам с углом наклона свыше 45° — бронированные кабели с проволочной броней в свинцовой или по¬ ливинилхлоридной оболочке с резиновой, поливинилхлоридной или бумажной обеднение пропитанной изоляцией; для прокладки в горизонтальных и наклонных (до 45°) выработках — бро¬ нированные кабели с ленточной броней и бумажной нормально пропитанной изо¬ ляцией (допускается присоединять стационарно установленные электродвигатели к пусковым аппаратам гибким кабелем, если вводные устройства этих двигателей рассчитаны для присоединения только гибкого кабеля); для присоединения передвижных участковых подстанций и распределитель¬ ных пунктов участков — бронированные кабели па напряжение 6 кВ и 660 В повышенной гибкости и прочности типа ЭВТ (допускается для этих целей приме¬ нять бронированные кабели других марок с проволочной или ленточной броней, присоединять распределительные пункты к передвижным подстанциям гибким кабелем; при этом для питания распределительных пунктов, на напряжение 660 В, а также распределительных пунктов, расположенных в тупиковых вы¬ работках шахт, опасных по газу, независимо от напряжения должны приме¬ няться гибкие экранированные кабели); для питания передвижных горных машин и механизмов, укомплектованных электроприемниками на напряжение 380 или 660 В — гибкие экранированные кабели (во всех шахтах, за исключением опасных по внезапным выбросам угля, породы и газа, для электроустановок напряжением 380 В временно допускается применять гибкие неэкранированные кабели типа КРПСН); для стационарных осветительных сетей — бронированные кабели в свинцо¬ вой или поливинилхлоридной оболочке, а также гибкие кабели; для контрольных цепей и цепей управления при их стационарной про¬ кладке — бронированные кабели в свинцовой или поливинилхлоридной обо¬ лочке, а также гибкие силовые кабели (для передвижных установок должны при¬ меняться только гибкие кабели); для линий общешахтиой, диспетчерской и аварийной телефонной связи — только шахтные телефонные кабели с медными жилами, и с пластмассовой изоля¬ цией; с пластмассовой негорючей или самозатухающей оболочкой и с металличе¬ ской броней (допускается в исключительных случаях применять телефонные кабели без металлической брони); для искробезопасных цепей сигнализации, телеконтроля и диспетчеризации — отдельные шахтные телефонные кабели и свободные жилы в кабельных линиях связи; для питания ручных электросверл участок линии от муфты до электросверла должен выполняться особо гибким экранированным кабелем типа ШРБЭ. В горных выработках угольных шахт запрещается применять кабели лю¬ бого назначения (силовые, контрольные и др.) с алюминиевыми жилами или в алю¬ миниевой оболочке. Конструктивные данные основных марок силовых и контрольных кабелей, применяемых при строительстве шахт, см. в специальной литературе. 3.6.3. Расчет электрических нагрузок Электрические нагрузки определяют для выбора и проверки токоведущих элементов (шин, кабелей, проводов) и силовых трансформаторов по пропускной способности (нагреву), а также для расчета потерь, отклонений и колебаний напряжения, выбора защиты и компенсирующих устройств. 121
Расчетная электрическая нагрузка на шинах 6 кВ временной электростан¬ ции при проходе стволов •Sp = ^уАсш/совфш. (3.40) где Sp — расчетная нагрузка, кВ-A; £Ру— установленная мощность всех по¬ требителей (мощность резервных потребителей не учитывается), кВт; кСш= 0,4-5- -5-0,55 — общешахтный коэффициент спроса; cos фщ = 0,9-5-0,97 — общешахт¬ ный коэффициент мощности с учетом компенсации реактивной мощности. При проходке стволов буровзрывным способом в зависимости от параметров стволов и скорости проходки в породах с / = 4-5-7 потребляемая мощность токо¬ приемников составляет 440—3100 кВт (табл. 3.56). Таблица 3.56 Ориентировочные значения потребляемой мощности электроприемииков при проходке стволов буровзрывным способом Потребляемая Потребляемая Глубина Диа¬ метр мощность (кВт) при скорости проходки, м/мес Глубина Диа¬ метр мощность 1кВт) при скорости проходки, м/мес ствола, м стио- ствола, м ла, м 50 75 100 ла, м 50 75 100 300 5 440 530 710 900 6 920 1150 1560 6 7 540 650 640 850 830 1070 7 950 1330 1820 8 770 1030 1350 8 1230 1720 2400 600 5 6 570 680 720 850 1100 1220 1200 7 1310 1830 2400 7 800 1080 1410 8 1650 2230 3100 8 940 1360 1800 Мощность трансформаторов 6/0,4 кВ временной электроподстанции STP = l/rpp+(22p> О-4') где STp — расчетная мощность трансформатора, кВ ■ А; Рр — расчетная активная мощность потребителей, присоединенных к трансформатору, кВт; Qp — расчетная реактивная мощность потребителей, квар. Рр = £ Рнбс, (3-42) где 2РН — сумма номинальных мощностей потребителей, составляющих макси¬ мум нагрузки трансформатора, кВт; kc — коэффициент спроса отдельных групп потребителей. Для электроприемников повторно-кратковременного режима работы паспорт¬ ная мощность приводится к номинальной длительной мощности Рн = Рпв VПВ, (3.43) где Рн — номинальная длительная мощность, кВт; РПв — мощность электропри¬ емника по паспортным данным при паспортной относительной продолжитель¬ ности включения, кВт; ПВ — паспортная продолжительность включения в от¬ носительных единицах. 0. При расчете электрических нагрузок во втором периоде строительства шахты (проведение горизонтальных и наклонных выработок) принимаются следующие значения коэффициента спроса и коэффициента мощности; для электродвигателей напряжением 6 кВ (для шахтных подъемов, компрес¬ соров, вентиляторов) и электродвигателей напряжением 0,38 и 0,66 кВ, выбор мощности которых определяется расчетом, — в зависимости от степени загрузки электродвигателей, определяемой соотношением между мощностью электродви¬ 122
гателя, полученной в результате расчетов, и мощностью электродвигателя, выбранной для установки Рр/Ри < 1; для основных электроприемников напряжением 0,38 и 0,66 кВ и вспомога¬ тельных объектов (кроме освещения) с электроприемниками напряжением 0,38 кВ, объединенных по группам, технологическим процессам и цехам согласно данным, приведенным ниже. При этом значения коэффициентов спроса для подготовитель¬ ных работ применяют при расчете суммарных нагрузок по этим видам работ по шахте в целом. При расчете нагрузок одного участка коэффициент спроса опреде¬ ляют по формуле Центрогипрошахта (см. 3.6.7); коэффициент участия в максимуме нагрузки по группам электроприемников принимается согласно данным, приведенным ниже. Значения k |; и cos <р для отдельных групп потребителей при проходке стволов Подъемные установки Компрессорные установки Водоотливные установки Вентиляторные установки Котельная АБК Бетонно-растворный узел Механическая мастерская Отстойник шахтных вод Строительные механизмы Прочие потребители . . Освещение промплощадки кс COS ф 0,45—0,6 0,7 0,6—0,7 0,8 0,7—0,8 0,8 0,8 0,8 0,6 0,7 0,6 0,7 0,55 0,7 0,45 0,65 0.4—0,6 0,7 0,4 0,6 0,45 0,6 1 1 Значения kc и cos <р для отдельных групп электроприемников во втором периоде строительства шахты kc cos ф Подготовительные работы 0,3 5 0.6 Участки шахт — 0,65 Участковый водоотлив 0,7 0,8 Откатка контактными электровозами 0,55 0,9 Откатка аккумуляторными электровозами .... 0,8 0,9 Конвейеры (магистральные и участковые) .... 0,65 0,7 Прочие механизмы 0.7 0,7 Околоствольиый двор без главного водоотлива , . 0,65 0,7 Главный водоотлив 0,8 0,9 Подъемы 0,7 0,7 Главные вентиляторы 0,5 0,7 Компрессорные станции 0,75 0,75 Технологический комплекс 0,6 0,7 Калориферная 0,7 0.7 Лесной склад 0.35 0,35 Прочие установки 0,65 0,7 Насосная станция: противопожарная 0,75 0,75 хозяйственного водоснабжения 0,75 0,75 очистки шахтиых вод 0,75 0,75 Котельная 0.7 0.75 Механическая мастерская 0,3 0,65 АБ1\ 0.6 0,7 Прочие мелкие установки 0,6 0,7 Значения коэффициента участия в максимуме нагрузки по группам электроприекников Электроприешшкн подземного участка шахты при питании их от ПУПП (УПП) Электроприемиики подземных участков шахты при питании их от РПП-6 при числе ПУГШ три и бо¬ лее Все подземные электроприемиики шахты, питание которых осуществляется от ЦПП Все поверхностные электроприемиики на напряжение Все электроприемиики шахты Напряжение на Коэффициент шинах, подстан- участия в мак- цня симуме нагрузки 6 кВ. (см. подраздел ПУПП (УПП) 3.6.7) 6 кВ, РПП 0,65—0,85 6 кВ, ЦПП 0,75 — 0,85 0,4 кВ, гпп 0,7-0,8 35—110 кВ, 0,8-0.9 Примечание. Нижние значения коэффициента принимать при большем числе присоединений, а верхние — при меньшем. 123
3.6.4. Расчет кабельной сети Расчет кабельной сети производится по намеченной схеме электроснабжения, при этом должны быть установлены марки и протяженность отдельных участков кабелей. Определение площадей сечений кабелей напряжением до 1 кВ производится по нагреву рабочим током (допустимой длительной токовой нагрузке) и допусти¬ мой потере напряжения. В сетях напряжением свыше 1 кВт расчет площадей сечений кабелей производится по нагреву рабочим током, экономической плот¬ ности тока, нагреву током короткого замыкания и допустимой потере напряжения. Принимается наибольшее из полученных значений с округлением до ближайшей большей площади стандартного сечения. Длительно допустимые токовые нагрузки кабе¬ лей. Расчет силовых кабелей по допустимой длительной токовой нагрузке за¬ ключается в определении сечеиия кабелей по таблицам длительно допустимых нагрузок (табл. 3.57—3.59). Длительно допустимые токовые нагрузки на силовые кабели с бумажной изо¬ ляцией в алюминиевой или свинцовой оболочке приняты исходя из температуры нагрева жил кабелей при нормальном напряжении до 3 кВ не более 80 °С; на Таблица 3.57 Кабели с бумажной изоляцией Площадь сечения жилы, мм8 Токовые нагрузки (А) на кабели с медными жилами о о . О) . О 2 х SCO - £ * л • з _ * 3 ■ 5,г ХеСО о 5 О. $ о X trCD О 5 0.5 Q X г й О 5 0.50 £ са а о <d 5 о t=[ я КС h “ ЕГ X « с алюминиевыми жилами X IT00 й> 2 о. о ||с н *- При прокладке непосредственно в земле 4 60 55 — — 50 46 42 — — 6 80 70 — — 60 60 55 — — 10 105 95 80 — 85 80 75 60 — 16 140 120 105 95 115 110 90 80 75 25 185 160 135 120 150 140 125 105 90 35 225 190 160 150 175 175 145 125 115 50 270 235 200 180 215 210 180 155 140 70 325 285 245 215 265 250 220 190 165 95 380 340 295 265 310 290 260 225 205 120 435 390 340 310 350 335 300 260 240 150 500 435 390 355 395 385 335 300 275 185 — 490 440 400 450 — 380 340 310 240 — 570 510 460 — — 440 390 355 При прокладке на открытом воздухе 38 46 65 90 115 135 165 200 240 270 305 345 4 40 37 — — 35 23 29 27 6 55 45 — — 45 31 35 — — 35 10 75 60 55 — 60 42 46 43 45 16 95 80 65 60 80 55 60 50 46 60 25 130 105 90 85 100 75 80 70 65 75 35 150 125 110 105 120 100 95 85 80 95 50 185 155 145 135 145 ПО 120 110 105 110 70 225 200 175 165 185 140 155 135 130 140 95 275 245 215 200 215 175 190 165 155 165 120 320 285 250 240 260 210 220 190 185 200 150 375 330 290 270 300 245 255 225 210 230 185 — 375 325 305 340 290 290 250 235 260 240 — 430 375 350 — — 330 290 270 — 124
Т а б л и ц а 3.58 Кабели с резиновой и пластмассовой изоляцией Площадь сечения жилы, мм2 Токовые нагрузки (А) на кабели* с медными жилами с алюминиевыми жилами двухжильные ч рехжильные двухжильные трехжильные 1,5 19/33 ** 19/27 -/— _/_ 2,5 27/44 25/38 21/34 19/29 4 38/55 35/49 29/42 27/38 6 50/70 42/60 38/55 32/46 10 70/105 55/90 55/80 42/70 16 90/135 75/115 70/105 60/90 25 115/175 95/150 90/135 75/115 35 140/210 120/180 105/160 90/140 50 175/265 145/225 135/205 110/175 70 215/320 180/275 165/245 140/210 95 260/385 220/330 200/295 170/255 120 300/445 260/385 230/340 200/295 150 350/505 305/435 270/390 235/335 185 405/570 350/500 310/440 270/385 * Токовые нагрузки распространяются на кабели как с заземляющей жилой, так и без нее. ** В числителе приведены токовые нагрузки на кабели, протянутые по воздуху, в знаменателе — проложенные в земле. Т а б л и ц а 3.59 Шахтные кабели Площадь сечения жилы, мм2 Токовые нагрузки (А) на кабели Площадь сечеиия жилы, мм2 Токовые нагрузки (А) на кабели крпсн ГРШЭ эвт до 1 кВ эвт 6 кВ кшвг Г, кВ К 0(0 ав *!_; ЭВТ до I кВ эвт G кВ к п.1 в г G кВ 2,5 33 25 136 105 90 120 4 45 — — — 35 168 125 ПО 145 6 58 — — 47 50 200 155 145 180 10 75 — — 65 70 250 200 — 220 16 105 85 65 85 95 290 245 — 265 напряжение 6 кВ — не более 65 °С; на напряжение 10 кВ — не более 60 °С. То¬ ковые нагрузки на кабели с резиновой и пластмассовой изоляцией примяты из расчета максимального нагрева жил 55 °С. Допустимые токовые нагрузки приняты из расчета прокладки кабеля в траншее на глубине 0,7—1 м не более одного кабеля при температуре 15°С и удельном тепловом сопротивлении земли 120° C/Вт, а в воздухе — при рассто¬ янии между кабелями при прокладке их внутри и вне зданий и в туннелях не менее 35 мм, а в каналах не менее 50 мм при любом числе проложенных кабелей и температуре 25 0С. При прокладке нескольких кабелей в земле длительно допустимые нагрузки должны быть уменьшены путем введения коэффициентов, приведенных в табл. 3.60, без учета резервных кабелей. Прокладка нескольких кабелей в земле при расстоянии между ними менее 100 мм не рекомендуется. 125
Поправочные коэффициенты на число работающих кабелей, лежащих рядом в земле О о СО СО tr Я *3 vo л Н CSJ со OCJiO ООО ООО —< см со о со со ег VO со н 126
При установлении токовых нагрузок на кабели для температур земли и воз¬ духа, отличающихся от номинальных, применяют поправочные коэффициенты, указанные в табл. 3.61. При повторно-кратковременной нагрузке кабелей с медными жилами пло¬ щадью сечения более 10 мм2 и с алюминиевыми жилами площадью сечения более 16 мм2 при продолжительности цикла не более 10 мин и продолжительности ра¬ бочего периода ие более 4 мин допустимые нагрузки определяются умножением величии, приведенных в табл. 3.49—3.51, на коэффициент /е = 0,875/УПВ, где ПВ — продолжительность включения в относительных единицах. Определение потерь напряжения в кабельной сети. При расчете кабельной сети по потере напряжения необходимо учитывать следующее: а) в нормальном режиме минимальное напряжение на зажимах двигателей должно быть не ниже 0,95(УН> напряжение на зажимах трансформатора при хо¬ лостом ходе должно быть не ниже 1,05(/н, следовательно, возможная макси¬ мальная потеря в сети ие должна превышать 0,1 (Ун; б) при пуске двигателей напряжение на их зажимах должно быть не ниже 0,85(/н- Потери напряжения в кабеле определяются по формулам: с учетом индуктивного сопротивления ЛU = Уз IL (г cos ф + х sin ф); (3.44) при учете только активного сопротивления ЛU — Уз ILr cos ф, (3.45) или ДU — УЗ JL cos <p/(yS), (3.46) Д U = 1000PLl(ySUH), (3.47) где ДU — потеря напряжения, В; /— расчетный ток, A; L—длина кабеля, м; г, х — соответственно активное и индуктивное сопротивление 1 м кабеля, Ом (табл. 3.62); cos ф — средневзвешенный коэффициент мощности электропри¬ емников, присоединенных к рассчитываемому кабелю; у — удельная прово¬ димость материала жил кабеля, м/Ом-mm2;S — площадь сечения жилы кабеля мм2; Р — расчетная мощность, кВт; (Ун — номинальное напряжение сети, В’ у= 1/р, (3.48) гдер—активное удельное сопротивление проводника постоянному току, Ом-мм2/м (при температуре 20 °С для меди р20 = 0,0175, для алюминия р20 = 0,0295). При температуре t, отличной от 20 °С, удельное сопротивление Р=Ргоси (3.49) где Ci — температурный коэффициент электрического сопротивления. Для меди и алюминия ct = 1 + 0,004 (t — 20). (3.50 " При температуре проводника ( = 65 °С, для меди р = 0,02 = 1/50, для алю¬ миния р = 0,035 = 1/29. Расчет потерь напряжения в кабельной сети напряжением до 1 кВ при пу¬ сковом режиме, а также потерь напряжения в трансформаторе при нормальной работе потребителей и при пуске см. подраздел 3.6.7. Расчет площадей сечеиий кабелей по экономической плотности тока. Эконо¬ мически выгодные площади сечений жил кабелей Sa — /м/Za (3.51 где /м — максимальный расчетный ток нагрузки в линии при нормальном режиме работы, A; i3 — нормированное значение экономической плотности тока (А/мм2), определяемое в зависимости от материала провода или жил кабеля и годового числа часов использования максимума активной нагрузки (табл. 3.63). 127
Активное и индуктивное сопротивления кабелей се ЕГ £ Ч VO св Н к к К <L> с; (С к н о о. Е о о к « d 2 к РЗ сс « о О £ £ сЗ РЗ £ к £ 3 £ £ *5 о> VO «5 0,077 — ю tDNN 1 1 I ©О© 1 .1 1 ООО со г- CD J>- | | ! ООО I II О ООО Tf О сч CD t-- t"- i i j ООО j j j о ООО CD —< ю CD Г- СО | i i оо_© 1 1 1 О ООО Ю со со О CD ОО 1 i ООО 1 1 1 о -.О о" о" ю —« CD оо СО CD СО СО оо о сч ООО о о о о о оо о о о СОСО г- со со CD 00О СО о со ООО оо о о о ООО о о о~ со LO ^ 1>. ю CD со CD ОО О оо о со ООО о —1 о о ООО о о о СО *—«о сч CD _ CD О О о о о ООО о ’—1 о о ООО о о о CD оо СЧ со о LO г- СО О -—' сг> ■—• о о — — о ■—1 *—1 * ' ООО o'- о о со сч сч о §5 ь- —■ сч о сч —< О -—1 —* *—' *—' •—1 ' 1 о о' о о о о о о о °-1 о сч со со сч со о ' 1 о о о со СО ю о 1 1 1 1 о О ■ о о оо о СЧ О CD сч о г- о £ £ сЗ £ Я £ £ £ £ £ £ 2 ч се £ *3 ю сч о о со LO о сч со сч ю со t-T о U о \5 £ к РЗ CJ VO оз £ £ РЗ о С-ч о 03 CQ о - * cxpQ £ £ £ £ S к « в 03 , СО О V ~ К 03 £ S'g о * О о £ U VO о go О ь>н £ VO £ £ £ f-< £u С сЗ X s £ \о £ £ 03 о £ t-ч И О £ £ Н £ £ сз >» £ *=Е £ С Ж О cj Е о н 128
Т а б л и ц а 3.63 Экономическая плотность тока Наименование проводников Предельная экономическая плот¬ ность тока (Л/мм2) при продолжи¬ тельности использования максимума нагрузки, ч 1000—3000 3000 — 5000 5000 — 8700 Голые провода и медные шины То же, алюминиевые: 2,5 2,1 1,8 Европейская часть СССР, Забай¬ калье и Дальний Восток 1,3 1,1 1 Центральная Сибирь, Казахстан, Средняя Азия 1,5 1,4 1,3 Кабели с бумажной и провода с рези¬ новой и поливинилхлоридной изоля¬ цией с медными жилами То же, с алюминиевыми жилами: 3 2,5 2 Европейская часть СССР, Закав¬ казье, Забайкалье н Дальний Восток 1,6 1,4 1,2 Центральная Сибирь, Казахстан, Средняя Азия 1,8 1,6 1,5 Кабели с резиновой и пластмассовой изоляцией с медными жилами То же, с алюминиевыми жилами: 3,5 3,1 2,7 Европейская часть СССР, Закав¬ казье и Дальний Восток 1,9 1,7 1,6 Центральная Сибирь, Казахстан, Средняя Азия 2,2 2 1,9 Расчет площадей сечений кабелей по току короткого замыкания. Расчет, плотностей сечений проводников сетей напряжением выше 1 кВ по току корот¬ кого замыкания (термической устойчивости) производят по формуле S = (/уст/с) ]/"^ф» (3.52) где 5 — минимальная термически устойчивая площадь сечения проводника, мм2; /уст — установившийся ток короткого замыкания, А; /ф — фиктивное время действия тока короткого замыкания, с; с — термический коэффициент (табл. 3.64). При определении тока короткого замыкания без учёта апериодической слагающей (см. подраздел 3.6.5) и действительном времени короткого замыкания /д < 1 с фиктивное время — <д = t3 + ffi, (3.53) где 13 — время срабатывания защиты, с; /в — собственное время срабатывания выключателя, с. 5 П/р В. В. Бе лого 129
Т а б л п ц а 3.64 Значения коэффициента с Материал проводника Длитель¬ но допу¬ стимая Допусти¬ мая тем¬ пература при корот¬ ком замы¬ кании, °С Значение коэффициента с при на¬ грузке проводника до короткого замыкания темпера¬ тура про¬ водчика, °С 0,5/н 0,65/ц 0,75/и 'н Медные шины 70 300 _ 165 Алюминиевые ши¬ ны 70 200 — — — 95 Кабели напряже- , нием 10 кВ с бу- I мажной пропи- [ тайной изоляци¬ ей с медными жи¬ лами 60 200 156/154 152/151 148/148 137/139 То же, 6 кВ 65 200 156/154 151/150 147/146 134/136 То же, с алюминие¬ выми жилами 10 кВ 60 200 107/105 104/103 101/101 94/95 То же, 6 кВ 65 200 106/105 103/102 100/100 92/83 Кабели с изоляци¬ ей из полиэтнле- 70 120 120/116 113/110 107/105 86/87 на и поливинил- 130 125/122 119/116 113/111 94/95 хлоридного пла¬ стиката с медны¬ ми жилами 160 140/137 133/132 128/127 112/114 То же, с алюминне- 70 120 82/79 77/75 73/72 59/60 выми жилами 130 160 86/83 96/94 81/79 91/90 77/76 88/87 64/65 77/78 Кабели с обеднен¬ ной бумажной пропитанной изоляцией на¬ пряжением 6 кВ с медными жила¬ ми 75 200 154/152 148/147 144/143 128/180 Тоже с алюминие¬ выми жилами 75 200 105/104 101/100 98/98 86/89 Кабели с бумаж¬ ной пропитан¬ ной изоляцией напряжением 1—3 кВ с медны¬ ми жилами 80 200 153/151 147/146 142/141 125/127 Тоже, с алюминие¬ выми жилами 80 200 105/103 100/100 97/97 85/87 Кабели с изоляци¬ ей из вулкани¬ зированного по¬ лиэтилена с мед¬ ными жилами 90 250 168/163 161/155 156/148 139/141 То же, с алюминие¬ выми жилами 90 250 114/113 110/109 109/106 95/96 П римечаии с. Значения коэффициента г, приведенные в числителе, даны для температуры окружающей среды 15°С. в знаменателе — 25 °С. 130
3.6.5. Расчет токов короткого замыкания в сетях напряжением выше 1 кВ В трехфазной электрической системе рассматриваются следующие виды ко¬ ротких замыканий (к. з.): трехфазные, двухфазные и однофазные на землю. При выборе исходных условий для расчета токов к. з. важное значение имеет предшествующий короткому замыканию режим работы системы. Для вы¬ бора и проверки аппаратуры, при выборе уставок токовых отсечек должен при¬ ниматься расчетный режим, при котором ток к. з. имеет максимальное значение. С другой стороны, например, при проверке надежности действия релейной за¬ щиты, определяемой коэффициентом чувствительности, расчетный режим должен выбираться таким, чтобы получить минимальные, но практически реальные ве¬ личины токов к. з. Исходя из этого различают максимальный и минимальный ре¬ жимы системы. Максимальный режим характеризуется следующими условиями: включены все источники питания (генераторы, трансформаторы, линии), питающие сеть или распределительное устройство, в которых рассматривается короткое замыкание; схема участка сети, непосредственно примыкающего к месту к. з., такова, что по защищаемому элементу проходит максимальный ток к. з. Минимальный режим работы системы характеризуется минимальным числом включенных источников питания и схемой включения линий электропередач, при которой ток к. з., в случае повреждения в конце защищаемой зоны имеет минимальное значение. Значение токов к. з. в максимальном и минимальном режимах в точке под¬ ключения сетей внешнего электроснабжения шахты к энергосистеме задает рай¬ онное энергетическое управление. Расчет токов к. з. выполняют упрощенным методом, принимая во внимание, что мощность электроустановок шахты чаще всего незначительная по сравнению с мощностью питающей системы. Поэтому при к. з. в шахтных сетях напряжение на шинах системной подстанции практически остается неизменным. Это обстоя¬ тельство позволяет при расчетах токов к. з. принимать мощность питающей системы бесконечно большой, т. е. хс =» 0. Некоторое завышение при этом токов к. з. идет в запас. Порядок расчета токов короткого замыкания. При определении токов к. з. рекомендуется следующий порядок расчета: составляется однолинейная расчетная схема с указанием всех элементов сети и их номинальных характеристик, используемых при вычислении токов к. з.; на расчетной схеме выбирают расчетные точки к. з.; принимаются базисные условия — мощность и напряжение, по ним вычисля¬ ется базисный ток; сопротивления всех элементов схемы, выраженные в относительных единицах, приводятся к базисной мощности; составляется упрощенная схема замещения; определяется результирующее, отнесенное к базисной мощности сопротив¬ ление до точки к. з.; находятся токи и мощности к. з. Расчетные точки к. з. в зависимости от назначения расчета выбираются из следующих соображений; ток к. з. должен проходить по ветвям, для которых выбирается электриче¬ ская аппаратура или рассчитываются параметры релейной защиты; для определения наибольшего значения токов к. з. при данном режиме место к. з. выбирается у места установки защит. Для определения наименьшего значения тока к. з. место к. з. выбирается в конце защищаемого участка или в конце следующего (резервируемого) участка для проверки резервирующего действия защиты; для согласования чувствительности двух устройств релейной защиты место к. з. выбирается в конце зоны действия того устройства, с которым ведется со¬ гласование. 5* 131
Базисная мощность Sg — мощность, величина которой принимается за единицу при расчете токов к. з., в относительных единицах. Выбор величины ба¬ зисной мощности производится с учетом возможно большего упрощения вычисли¬ тельной работы. Целесообразно значение Sg принимать равным 100 МВ-А. Базисное напряжение t/g для каждой ступени принимается на 5 % выше но¬ минального линейного напряжения сети, т. е. 115; 37; 10,5; 6,3; 0,69; 0.4 или 0,23 кВ. Базисный ток /g = Sg/(K3 l/g). (3.54) Приведение сопротивлений к базисным условиям. Индуктивное сопротив¬ ление системы в относительных единицах, приведенное к базисной мощности, ** б. с = 5б/5к. з, (3.55) где SK. з — мощность к. з. на шинах источника питания. Сопротивления трансформаторов. Для силовых двухобмоточных трансфор¬ маторов мощностью Su > 630 кВ • А х* н. т = Д * к. н» (3.56) где (Дк. н = 0,01 UK%—напряжение короткого замыкания трансформатора в относительных единицах. Индуктивное сопротивление в относительных единицах, приведенное к ба¬ зисной мощности Х* б. Т = Xs,. н. 'I'Sg/Sn. т- При Su < 630 кВ-А Х* б. Т “ к. H Г* И. Т Sc/Su. Т! (3.57) где г*н. т— Рк. JSH. т—активное сопротивление обмоток трансформатора, от¬ несенное к номинальной мощности; Рк. 3 — потери короткого замыкания в транс¬ форматоре; SH. т —• номинальная мощность трансформатора. Активное сопротивление, отнесенное к базисной мощности, г* б. т~ г* н. т^б/^н. т ~ ги. т^б/^б> (3.58) где гн т = Рк М) — активное сопротивление трансформатора, приведенное к базисному напряжению, Ом; Sg — базисная мощность, MB-A; t/g — базисное напряжение, кВ. Трехобмоточные трансформаторы характеризуются значениями UK % для каждой пары обмоток ((/„.В-Н %; (At. в-С % и (/к.с_н %)> приведенным к номинальной мощности трансформатора, за которую принимают наибольшую номинальную мощность первичной обмотки. Напряжения короткого замыкания обмоток трехобмоточных трансформато¬ ров (^к. в % = 0,5 (Uк. в_н % + #к. в-С % — Uк. С-Н %): (А*.с% = 0,5 (t/K. в_с % -J- (7к.с-Н % — (Ас в-н %): U«. н = 0,5 ((/к. в-Н % + (At. с_н % — (At. в_с %)■ Индуктивные сопротивления трехобмоточных трансформаторов, отнесенные к базисным условиям: х* б. т в = 0,01(/к. в %SslSu. в! х* б. т С — 0,0Шк. С %S6/Sh. Cl Аб.тн= 0,01(/к.н %Sg/SH.н- 132
Для двухобмоточного трехфазного трансформатора с расщепленной на две части обмоткой низшего напряжения: х*. б. т в = 0,01 ((/к. в~ш % — ДиН1-Н2 %/2) Se/Sn', х*. б. т ш = Л%: б. т иг = 0,0Шкш-Н2 %/2 (Se/SH). Активные сопротивления трансформаторов обычно не учитываются. Сопротивления реакторов. Индуктивное сопротивление реакторов в отно¬ сительных единицах, приведенное к базисной мощности, ** б. р = *. н. рSJJJ(V3 IHUl) = xt „ рW(/„t/6), (3.59) где xi: н. р = O.OIXp — индуктивное сопротивление реактора в относительных единицах при номинальных данных реактора; хр — индуктивное сопротивление реактора при номинальных данных, %; /и— номинальный ток реактора, кА; Uh — номинальное напряжение реактора, кВ. Активное сопротивление реактора не учитывается. Сопротивления линий. Индуктивное и активное сопротивления линий в от¬ носительных единицах, приведенные к базисной мощности, определяются по формулам * б. л (3-60) г* б. л ~ rclSc/Vl, (3.61) где х0 и ге — соответственно индуктивное и активное сопротивления на 1 км линии, Ом; I — длина линии, км; Uq — базисное линейное напряжение ступени, кВ. Средние значения 1/^ для различных линий Одноцепные линии напряжением выше 1 кВ до ПО кВ .... 0,4 Воздушные линии до I кВ 0,3 Кабельные линии 6 и 10 кВ 0,08 То же, до 1 кВ 0,07 Результирующее сопротивление. Схема замещения, полученная в результате упрощений и преобразований расчетной схемы, представляет собой последова¬ тельное соединение отнесенных к базисным условиям сопротивлений в относи¬ тельных единицах отдельных элементов электрической схемы. Результирующее сопротивление х* б. рез представляет собой сумму сопротивлений по пути от ис¬ точника питания до места короткого замыкания. Определение токов к. з. Учитывая неограниченную мощность питающей системы, ток к. з. принимается незатухающим; ^к. з 'о ^0,2 ^со, (3.62) где /к. з — ток к. з. (неизменная величина); /0 — действующее значение перио¬ дической слагающей тока к. з. в начальный период; /о, г — действующее значение периодической слагающей тока к. з. для момента времени 0,2 с; /со — устано¬ вившийся ток к. 3. Ток и мощность трехфазиого к. з. ^к. з ^б/х* б. рез’ (3.63) ^к?з = ^б/х* б. рез- (3.64) Амплитудное значение ударного тока к. з. !у — куУг2 Iо, (3.65) где kY — ударный коэффициент. При к. 3. в цепи с малым активным и большим реактивным сопротивлени¬ ями среднее значение ky принимается равным 1,8, отсюда /у = 2,55/*. 133
Учет влияния синхронных и асинхронных двигателей. Крупные электро¬ двигатели (SH2 > 1000 кВ-А) следует учитывать при определении только удар¬ ного тока к. з. Максимальное значение тока к. з. от этих двигателей при трехфаз¬ ном к. з. на их выводах определяется приближенно из выражения где /н а д 2 — сумма номинальных токов двигателей. 3.6.6. Расчет токов короткого замыкания в сетях напряжением до 1 кВ Расчет токов трехфазного к. з. При расчете токов к. з. в установках напря¬ жением до 1 кВ необходимо учитывать индуктивное и активное сопротивления си¬ ловых трансформаторов со вторичным напряжением до 100 В, сопротивление кабелейj шин, катушек (расцепителей) максимального тока автоматов, первичных обмоток многовитковых трансформаторов тока и переходные сопротивления кон¬ тактовых трансформаторов тока и переходные сопротивления контактов отключа¬ ющих аппаратов. Сопротивление системы до вводов трансформаторов при Sc >- 20н. т можно не учитывать, т. е. считать, что трансформатор питается от си¬ стемы бесконечной мощности. При этом периодическая слагающая тока к. з. будет незатухающей. При определении величины ударного тока к. з. учитывается влияние асин¬ хронных двигателей, непосредственно присоединенных к месту к. з. Периодическая слагающая тока при трехфазном к. з. 'к= ^,/(1.73 ]/Г4 + 4 )• (3-66) где UH — номинальное линейное напряжение вторичной обмотки ненагруженного трансформатора, В; rs и xs — соответственно суммарное активное и индуктив¬ ное сопротивления одной цепи до места к. з., Ом; Сопротивления катушек автоматов трансформаторов тока и переходные сопротивления контактов отключающих аппаратов приведены в табл. 3.65—3.67. Активное сопротивление трансформатора (Ом) при рабочей температуре 'тр = РЛК. т), (3-67) где Р1{ — нагрузочные потери трансформатора (потери к. з.), Вт; /н. т — номи¬ нальный ток вторичной обмотки трансформатора, А. Полное сопротивление трансформатора (Ом) ztP - ЮUKU*JS, (3.68) где Uк — напряжение к. з. трансформатора, %; t/H — номинальное напряжение ■вторичной обмотки трансформатора, кВ; S — номинальная мощность трансфор¬ матора, кВ-А. Индуктивное сопротивление трансформатора *т = У3Ъ-'2тР ■ (3-69) Величина ударного тока к. з. определяется по формуле (3.64). Полное зна¬ чение ударного тока к. з. от питающей системы и электродвигателей (при их учете) определяется из выражения iy = ky]/r2 /к ~Ь 6,5/н. дв. Определение токов однофазного короткого замыкания в сетях с заземленной нейтралью. В сетях напряжением до 1 кВ с глухозаземленной нейтралью для 134
Т а б л и ц а 3.65 Значения сопротивлений катушек максимального тока Ориентировочные сопротивления катушек (расцепителей) максимального тока автоматов Составляющая сопротивления (Ом 10"*) при номинальном токе катушки, А 50 70 100 140 200 400 600 X 2,7 1,3 0,86 0,55 0,28 0,1 0,094 г при 65 °С 5,5 2,35 1,8 0,74 0,36 0,15 0,12 Т аблица 3.66 Значения сопротивлений первичных обмоток катушечных трансформаторов Класс точности Составляющая сопротивления Ориентировочные величины сопротивлений первичных обмоток катушечных трансформаторов (Ом- 10“*) прн коэффициенте трансформации 7,5/5 10/5 15/5 20/5 30/5 10/5 50/5 1 X 480 270 120 67 30 17 п Г 300 170 75 42 20 II 7 3 X 120 70 30 17 8 4,2 2,8 г 130 75 33 19 8,2 4,8 3 Продолжение табл. 3.66 Класс точности Составляющая сопр оти влей и >* Ориентировочные величины сопротивлений первичных обмоток катушечных трансформаторов (Ом- 10"*) при коэффициенте трансформации 75/5 100/5 150/5 200/5 300/5 100/5 600/5 1 X 4,8 2,7 1,2 0,67 0,3 0,17 0,07 г 3 1,7 0,75 0,42 0,2 0,11 0,05 3 X 1,2 0,7 0,3 0,17 0,08 0,04 0,02 г 1,3 0,75 0,33 0,19 0,088 0,05 0,02 Таблица 3.67 Значения переходных коэффициентов Аппараты Ориентировочные величины переходных сопротивлений контактов отключающих аппаратов (Ом- 10~*) при номинальном токе, А 50 70 100 140 200 400 600 1000 2000 3000 Автоматы 1,3 1 0,75 0,65 0,6 0,4 0,25 .. Рубильники — — 0,5 — 0,4 0,2 0,15 0,08 — — Разъединители — — — — 0,2 0,15 0,08 0,03 0,02 135
Таблица 3.68 Значения сопротивлений петель прямого и обратного провода или жил кабеля, Ом/км Площадь сечения провода или жилы кабеля, мм2 Кабели или провода в трубах * Провода воздушных линий Провода на роликах и изоляторах пря¬ мого обрат¬ ного медные алюмини- вые медные алюмини¬ евые медные алюми¬ ниевые 4 2,5 12,2 20,5 12,2 20,5 5 4 9,3 15,8. 9,3 — 9,3 15,8 6 4 7,71 13,2 7,71 — 7,51 13,2 6 6 6,2 10,5 6,16 — 6,14 10,5 10 6 4,9 8,42 4,96 — 4,92 8,42 10 10 3,68 6,32 3,75 — 3,71 6,32 16 10 3,04 5,14 3,13 — 3,08 5,15 16 16 2,4 3,96 2,52 4,03 2,45 3,99 25 16 1,94 3,26 2,08 3,34 1,98 3,3 25 25 1,49 2,56 1,68 2,66 1,55 2,6 35 16 1,74 2,9 1,87 3 1,79 2,94 35 35 1,09 1,84 1,29 1,96 1,16 1,9 50 25 1,14 1,92 1,32 2,03 1,21 1,97 50 50 0,793 1,29 1,05 1,44 0,89 1,36 70 35 0,833 1,39 1,08 1,53 0,927 1,45 70 70 0,58 0,932 0,896 1,13 0,706 1,03 95 50 0,608 0,99 0,915 1,18 0,712 1,08 95 95 0,428 0,797 0,772 0,907 0,566 0,815 120 70 0,461 0,745 0,792 0,945 — — 120 120 0,361 0,558 0,732 0,808 — — 150 70 0,43 0,687 — 0,898 — — 150 150 0,285 0,446 — 0,732 — — * При прокладке проводов в трубах сопротивление петли «фаза—нуль» указано без учета проводимости трубы. В расчете же эту проводимость надлежит учитывать. проверки обеспечения отключения автоматики или перегорания плавких вставок ток короткого замыкания между фазным и нулевым проводниками /(О _ иФ К -]- 2Тр/3 ’ (3.70) где /{Ч—ТОк однофазного к. з., А; (/ф — фазное напряжение сети, В; гп= — полное сопротивление петли «фазный провод — нулевой про¬ вод линии», Ом (табл. 3.68); гп — активное сопротивление петли «фаза — нуле¬ вой провод», Ом; хп — индуктивное сопротивление петли «фаза —■ нулевой провод». Для проводов нз цветных металлов Хп = 0,6 Ом/км, для стальных прово¬ дов: внешнее хп — 0,6 Ом/км; а внутреннее — с учетом величины ожидаемого тока к. з.; г-гр — полное сопротивление трансформатора току замыкания на корпус, Ом (табл. 3.69). 136
Т а б л и ц'а 3.69 Расчетные полные сопротивления току замыкания на корпус трансформаторов со схемой соединения Y/Y—О при вторичном напряжении 400/230 В Нормы для трансформаторов, кВ • А Показатель 25 40 63 100 160 Первичное напряжение, кВ Расчетное полное сопро¬ тивление . Ом 6—10 1,037 6—10 0,649 6-10; 20—35 0,412; 0,379 6—10; 20—35 0,293; 0,288 6—10; 20—35 0,162; 0,159 Нормы для трансформаторов, кВ- А Показатель 250 400 630 1000 Первичное напряжение, кВ Расчетное полное сопро¬ тивление j , Ом 6—10; 20—35 0,104; 0,102 6—10; 20—35 0,065; 0,064 6—10; 20—35 0,043; 0,04 6-10; 20—35 0,027; 0,026 3.6.7. Расчет и выбор параметров подземной кабельной сети и электрооборудования Выбор той или иной схемы электроснабжения токоприемников подготовитель¬ ных выработок определяется системой горных выработок, технологией ведения работ, типом применяемых машин и механизмов и мощностью их приводных дви¬ гателей. Во всех случаях параметры выбранной схемы должны обеспечивать ка¬ чественное электроснабжение токоприемников и быть рациональными с точки зрения экономических затрат на сооружение и эксплуатацию электрической сети. Фактические электрические параметры, характеризующие качество работы электропривода, при прочих равных условиях определяются мощностью и элект¬ рической характеристикой силового трансформатора, от которого питаются токо¬ приемники; площадью сечения и длиной фидерного кабеля, проложенного от трансформатора до распределительного пункта подготовительной выработки; площадью сечения и длиной гибкого кабеля, проложенного от распределитель¬ ного пункта до токоприемника. Расчет мощности трансформатора. Для определения различных параметров участковой электрической сети необходимо выбрать тип и рассчитать мощность трансформатора передвижной подстанции или отдельного трансформатора. Требуемая мощность трансформатора для участковой передвижной подстан¬ ции может быть определена по коэффициенту спроса: S'rp — kc ^ Рн/cos фор, (3.71) где Sxp — расчетная мощность трансформатора, кВ-А; £ЯН — суммарная уста¬ новленная мощность всех подключенных к трансформатору токоприемников (резервные установки и установки, работающие только в нерабочую смену, не учитываются), кВт; cos <рСр— средневзвешенное значение коэффициента мощ¬ ности группы приемников; kc — коэффициент спроса. 137
Величину коэффициента спроса определяют по формуле Центрогипрошахта: /<’с = 0,286 + 0,714Р// 2 Я„, (3.72) где — наибольшая мощность двигателя в группе, кВт. Средневзвешенное значение коэффициента мощности группы приемников п I п cos фор = ]£ Pi cos фг / pi~ i—1 / 1=1 = (Pi COS Ф1 + P2 COS ф2 + 1- Pn cos фп)/(Р1 + P2 + • ■ ■ + Pn). Прн этом следует учитывать, что для определения близкой к реальной ве¬ личине cos фСр в указанную формулу следует подставлять не номинальные зна» чения cos фх, cos ф2 и т. д., а их фактические величины, соответствующие сте¬ пени загрузки двигателей, которые приводятся в каталогах на электродвигатели (для нагрузок 1/2; 3/4; 1; 5/4 номинальной). Расчет кабельной сети напряжением до 1 кВ. Расчет сети ведется в следующей последовательности: составляют расчетную схему, на которой указывают мощности потребителей, длины кабелей (с учетом провисания и запаса на подвигание забоя), места уста¬ новки пусковой аппаратуры; выбирают площади сечений гибких кабелей, исходя из допускаемой типовой нагрузки (токовая нагрузка принимается равной номинальному току двигателя, при этом необходимо учитывать механическую прочность кабелей); определяют потери напряжения в трансформаторе и гибком кабеле к на¬ иболее мощному и электрически удаленному двигателю, после чего находят пло¬ щадь сечения магистрального кабеля. При проверке сети на потерю напряжения необходимо учитывать следую¬ щее: в нормальном режиме минимальное напряжение на зажимах двигателей должно быть не ниже 0,95£/н; напряжение на зажимах трансформатора при холостом ходе.должно быть не ниже 1,051/н; следовательно, максимально возмож¬ ная потеря в сети не должна превышать А£/ДОп = 0,1 Un; при пуске двигателей потеря напряжения в сети значительно увеличивается .(максимально допускаемая величина потери напряжения в сети при пуске наиболее мощного двигателя и работе остальных потребителей определяется двумя усло¬ виями: минимальной кратностью пускового момента и напряжением на включаю¬ щей катушке магнитного пускателя). Допустимое минимальное напряжение на зажимах электродвигателя при пу¬ ске из условия создания минимального пускового вращающего момента, обеспе¬ чивающего трогание с места и разгон электродвигателя, (/д, ц= 1,Ш„]Лк/а\ (3.73) где (/д. п — допустимое минимальное напряжение на зажимах электродвигателя при пуске, В; 1,11— коэффициент запаса, обеспечивающий повышение на 10 % минимального момента при пуске по сравнению с моментом сопротивления на валу двигателя; t/H — номинальное напряжение двигателя; В; к — минимальная ■кратность пускового момента двигателя; а — кратность пускового момента дви¬ гателя при номинальном напряжении (принимается по каталогам) Значения к Скребковые конвейеры 1.2 —1,5 Ленточные конвейеры 1,2 —1,4 Лебедки откатки 1,2 —1,3 Вентиляторы и насосы 0,5—0,6 Напряжение на зажимах включающей катушки магнитного пускателя, уста¬ новленного на |распределительном пункте, не должно снижаться при пуске наи¬ более мощного двигателя ниже 0,6НП во избежание отключения магнитных пу¬ скателей. С учетом некоторого запаса принимают, что напряжение на распредели¬ тельном пункте при пуске наиболее мощного двигателя не должно быть менрще 0,75 UR. 138
Так как напряжение на распределительном пункте всегда выше напряжения на зажимах двигателя на величину потери напряжения в кабеле, то обычно (если соблюдено первое условие и напряжение на зажимах двигателя при пуске не ниже Оп. мин) на распределительном пункте напряжение будет не ниже 0,75Он. Определение потери напряжения в нормальной режиме. Потеря напряжения в гибком кабеле AUr, питающем наиболее мощный и удаленный двигатель, оп¬ ределяется по формуле (3.44), а при учете только активного сопротивления по формулам (3.45)—(3.47). При площадях сечений рабочих жил (от 4 до 50 мм2) из-за того, что активное сопротивление жил во много раз превышает индуктивное, влияние последнего сравнительно невелико и составляет 1 — 10 % от общего сопротивления. При большей площади сечения жил (свыше 50 мм2) влияние индуктивного сопротивления более заметно и может доходить до 15—25 % в зависимости от площади сечения и коэффициента мощности. Однако при больших токах и низком cos ф (например, при пуске двигателя) индуктивное сопротивление кабеля обязательно необходимо учитывать, так как в противном случае погрешность может достигать 50 % и более. Поэтому при расчете потери напряжения при нормальном режиме можно пользоваться упро¬ щенной формулой без учета индуктивного сопротивления кабеля, а при проверке потерь напряжения при пуске двигателя — формулой с учетом индуктивного сопротивления. Определение потерь напряжения по формуле (3.40), учитывающей индуктив¬ ное сопротивление кабеля, возможно лишь в том случае, когда параметры линии заданы. Площадь сечения кабеля при заданной величине потери напряжения S = УЗ ILk cos ф/(у АП), (3.74) где к ■— коэффициент, учитывающий относительную величину индуктивного сопротивления кабеля. Среднее знечение k для гибких и бронированных кабелей при напряжении до 1000 В принимается по табл. 3.70. Таблица 3.70 Значения коэффициента k Значение коэффициента k при площади сечения жилы кабеля, мм2 основной (рабочей) COS Ф 4 6 10 16 25 35 50 70 95 120 0,6 1,027 1,039 0,052 1,076 1,116 1,157 1,223 1,302 1,399 1,508 0,65 1,023 1,033 1,046 1,046 1,102 1,138 1,197 1,266 1,351 1,447- 0,7 1,02 1,03 1,04 1,058 1,089 1,12 1,171 1,232 1,306 1,39 0,75 1,018 1,026 1,034 1,05 1,077 1,104 1,148 1,2 1,264 1,336 0,8 1,015 1,022 1,029 1,043 1,065 1,088 1,126 1,17 1,225 1,287 0,85 1,012 1,018 1,024 1,035 1,054 1,073 1,103 1,141 1,186 1,237 Обозначение других величин, входящих в формулу (3.74), приведено в под¬ разделе 3.6.4 (формулы (3.45)—(3.47)). Потери напряжения в трансформаторе (в В) при нормальной работе потре- ; бителей AUL р — /тр (г^[. cos ф Хтр sin ф) , (3.75) где /тр — ток нагрузки трансформатора, А; гТр и хтр — активное и индуктивное сопротивления трансформатора (см." подраздел 3.6.5). Величина А Отр может быть определена по формуле Л От р - (/т р/7 и) (Од cos ф> -|- Up sin ф), (3.76) где /тр — действительный ток нагрузки трансформатора, А; /н— номинальный ток вторичной обмотки трансформатора, A; cos ф- — коэффициент мощности на. 139
зажимах вторичной обмотки трансформатора; Ua и Up — относительная вели¬ чина активного и индуктивного падения напряжения в трансформаторе, %. Uа % — (Рк. s/Яц) - ЮО; Действительный ток нагрузки трансформатора /тр = 1^/1 cos cpi -}- /2 cos фг —f~ - - - —f— /cos фп) Д” + Hi sin Ф1 /2 sin фг - -{-In sin фп) , (3.77) где /х, /2> .... In — токи отдельных потребителей, А; совф!, cos ф2, cos фп коэффициенты мощности потребителей. Коэффициент мощности cos фтр (/1СОвф1+ / 2 cos q>g -!- -•• + /,, cos фп)//тр- (3.78) Потеря напряжения At/Tp = Д1/тр % UmtЮО, (3.79) где t/2H — номинальное вторичное напряжение, В. Допустимая величина потери напряжения в магистральном кабеле ЛО'м — Д(/доп— (ЛО'т|) {- ЛО'г)• (3.80) Площадь сечения магистрального кабеля Sm = j/"3 IL cos ф/(у ДАм) - (3.81) Определение потери напряжения в кабельной сети при пуске. Потеря напря¬ жения в гибком кабеле ЛС’г. п — V"3 ^п. фАтА cos фп/(т5т), (3.82) где /п. ф — фактический пусковой ток двигателя, A; cos ф — коэффициент мощ¬ ности двигателя при пуске /п.ф= /п£/д.п/Нн, (3.83) где /п — пусковой ток при номинальном напряжении, А; Дд. п — минимально допустимая величина напряжения на зажимах двигателя при пуске, В; Un — номинальное напряжение двигателя, В. Потеря напряжения в магистральном кабеле при пуске ЛПм. п ]/ 3 /м. пАмк cos фм. n/CySivi), (3-84) где /мл — ток в магистральном кабеле при пуске, А. V о = Y/2п. Ф + 7н + 2/п. ф'н cos (Фп - Фн) . (З-85) где /п. ф — фактический пусковой ток наиболее мощного двигателя, А; /в — сум¬ марный ток нагрузки остальных потребителей, А; ф„ — угол сдвига пускового тока; фн — угол сдвига суммарного тока нагрузки остальных потребителей. cos фм. п = (/II. ф cos фц + /н cos фн)//м. п- (3.86) Потери напряжения в трансформаторе при пуске наиболее мощного двигателя и нормальной работе остальных потребителей ДА^тр. п % — ('тр. п/А,-р.н) (Ua COS фтр. и -(- Ua sin фтр.п), (3.87) где /тр. п— ток во вторичной обмотке трансформатора в пусковом режиме, А. 140
При питании потребителей по одному магистральному кабелю /тр. п ~ /м. п! At/тр. п = ДП-гр. п % l/m/ioo. Суммарные потери напряжения при пуске ДПп == At/тр. п + At/м. п At/r. и- Сеть удовлетворяет условиям пуска, если соблюдаются условия: Uон — At/п Зь t/д. п', t/гн — (At/м. п ~Ь At/тр. п) 0,75t/H. Первое условие определяет наличие достаточного напряжения при пуске на зажимах двигателя самого мощного потребителя, второе — на распредели¬ тельном пункте. Окончательно выбранную площадь сечения бронированных и гибких кабелей проверяют по предельно допустимой из условий нагрева величине трехфазного тока короткого замыкания. При ориентировочных расчетах величины предельно допустимых кратковременных токов при трехфазном коротком замыкании: для бронированного кабеля /п ред — 715 S, для гибкого кабеля /пред = 585s, где s — площадь сечения рабочей жилы кабеля, мм2. Расчет токов короткого замыкания в электрической сети напряжением до 1 кВ. Возникновение токов к. з. в электрических сетях создает разрушение кабелей и электрических аппаратов, возникновение пожаров и т. п. При обеспечении наде¬ жной защиты низковольтных электрических сетей от токов к. з. иногда возникают трудности, связанные с тем, что величина пускового тока мощного двигателя при¬ ближается к величине тока к. з. в кабеле, питающем маломощный двигатель. Защита подземных низковольтных электроустановок от токов к. з. осущест¬ вляется реле максимального тока фидерных автоматических выключателей и маг¬ нитных пускателей. В отдельных случаях для этой цели используют плавкие пре¬ дохранители. Для выбора фидерных автоматических выключателей и магнитных пуска¬ телей, уставок реле максимального тока или плавких вставок предохранителей, а также для проверки выбранных площадей сечений кабелей необходимо распо¬ лагать данными о величинах тока к. з. в сетях. В трехфазной системе с изолированной нейтралью возможны лишь два основ¬ ных к. з.: двухфазное и трехфазное. 42)3 = (V К/(2г) = н /(2V V-M2); (3.88) /,с3,3 = J(V7Sг) = t/Tp. „ j(V3 VW+72), (3.89) где '£>а И токи двух- и трехфазного к. з., А; г — полное сопротивление одной фазы сети до места к. з. Ом; R к х — активное и индуктивное сопротив¬ ления одной фазы сети до места к. з. ,Ом. По формуле (3.88) определяют минимально возможную величину тока при двухфазном к. з., которая необходима для выбора уставок реле максимального тока или вставок плавких предохранителей.В этом случае напряжение сети при¬ нимают равным номинальному значению, а активное сопротивление — макси¬ мально возможным. По формуле (3.89) определяют максимально возможную ве¬ личину тока при трехфазном к. з. в сети. По величине /к. з выбирают защитные аппараты по их коммутационной способности, т. е. способности контактной си¬ стемы аппаратов отключаться, не повреждаясь при токе /1(,)3. При определении тока 3 принимают, что обмотки трансформатора н жилы кабеля находятся 141
в холодном состоянии, а напряжение сети на 10 % превышает номинальное, Т. е' Uc= 1,11/н- Без учета указанных особенностей расчетов необходимых значений токов 42)з И /<3>з /<2)з = (/3/2) /<3>з, (3.90) отсюда 43,з = 2/<2>3//3 = !,15/(2>3. С учетом вышеизложенного /£?.== >М2>3. Как следует из формул (3.88) it" (3.89), для определения величины токов к. з. необходимо знать номинальное значение напряжения вторичной обмотки незагруженного трансформатора и сопротивление сети до места к. з. Сопротив¬ ление сети до места к. з. складывается из сопротивления обмоток трансформатора и сопротивления кабелей (сопротивлением дуги в точке к. з. обычно пренебре¬ гают): R — Г 7 || -|- г к, х = ■ ХТр -|- А',.. Значения сопротивлений кабелей в зависимости от их площади сечения принимаются по данным табл. 3.54 или активное сопротивление рассчитывается по формуле rK = LI(yS),индуктивное принимается равным 0,07 Ом/км, а сопро¬ тивления обмоток трансформаторов рассчитываются по формулам (3.67)—(3.69). Для фидерного автоматического выключателя, устанавливаемого вблизи питающего силового трансформатора, пренебрегая небольшой длиной соединя¬ ющего их кабеля, величина наибольшего тока трехфазного к. з. на его зажимах 43)3 = (V .Л) 100, (3.91) где /тр. ц — номинальный ток трансформатора, A; UK — напряжение к. з. тран¬ сформатора, %. Выбор автоматических фидерных выключателей и магнитных пускателей. Автоматические фидерные выключатели выбираются по току и номинальному на¬ пряжению сети, для защиты которой они устанавливаются. При этом должны выдерживаться условия: In >■ Ic, Un.p — Uc' где /н — номинальный ток выключателя; /с — ток защищаемой сети; Un- р — номинальное напряжение катушки независимого расцепителя выключателя; Uс — номинальное напряжение сети. Магнитные взрывобезопасные пускатели выбирают по номинальному току и номинальному напряжению подключаемой сети, а также по мощности и режиму работы электродвигателей, для управления которыми выбирается пускатель: !ц>- Ic\ Uц = Uс, где /н, L'j, — номинальный ток и напряжение, на которые рассчитан пускатель. Выбранный по этим параметрам пускатель проверяют на соответствие его коммутационной и разрывной способности величинам токов в данной сети, т. е. категории применения пускателя и максимально возможному току к. з. в защища¬ емой сети. Разрывная способность пускателя / _ 1 9/(3) 'г " *’z'k. з> где 1,2 — коэффициент запаса по разрывной мощности; /к. з — максимальное значение трехфазного тока к. з. в сети в месте установки пускателя. Выбор уставок токовой защиты в шахтных сетях напряжением до 1 кВ. Выбор уставок тока отключения максимальных реле и плавких вставок предохра- 142
иителей определяется максимальной величиной тока, протекающего через за¬ щитный аппарат при пуске наиболее мощного из защищаемых двигателей, и ми¬ нимальной величиной тока к. з. в защищаемом кабеле. Чтобы предотвратить отключение тока под действием максимальных реле или перегорание плавких вставок при пуске асинхронных двигателей с коротко- замкнутым ротором, уставки защиты должны быть отстроены от пусковых токов. С этой целью уставка тока отключения должна быть несколько больше возмож¬ ного тока, протекающего через аппарат в момент пуска двигателя. Вместе с тем для обеспечения защиты кабеля от возможного перегрева или разрушения током к. з. уставка тока должна быть меньше минимальной вели¬ чины тока к. з., возможного в условиях эксплуатации. Особо важное значение имеет это требование при использовании в качестве защитных средств плавких предохранителей, обладающих большой тепловой инерцией и надежно срабаты¬ вающих только при токе к. з., во много (8—10 раз) провосходящих номинальный ток плавкой вставки. Для обеспечения безотказности действия защиты при расчете и проверке уставок тока вводится некоторый запас надежности, упитывающий возможное уменьшение расчетного тока к. з. из-за снижения напряжения в сети, повышения сопротивления проводников при нагреве или неточности калибровки реле и пре¬ дохранителей. Указанный запас надежности учитывается в виде соответствующих коэффициентов, величина которых нормируется ПБ. Для защиты магистрали уставка тока срабатывания реле максимального тока выбирается по номинальному пусковому току наиболее мощного двигателя с уче¬ том суммы номинальных токов остальных токоприемников, питающихся от ма¬ гистрали /у>/п.н"Ь /н> где /у — ток уставки реле, А; /п. п —номинальный пусковой ток наиболее мощ¬ ного двигателя, А; £/н — сумма номинальных рабочих токов остальных при¬ емников, А. Для мощных двигателей, имеющих пусковые токи более 600—700 А, когда выбор уставки по номинальным пусковым токам затруднителен, ПБ допускают выбор уставок для защиты магистрали производить с учетом фактического тока наиболее мощного двигателя. Для предупреждения ложных срабатываний за¬ щиты необходимо при расчете величины уставки тока срабатывания реле макси¬ мального тока величину пускового тока принимать на 25 % выше фактического пускового тока, т. е. /•г ! ,25/о. ф У /н- Номинальные значения рабочих и пусковых токов принимаются по катало¬ гам. При отсутствии данных о номинальных значениях пусковых токов двигателей с достаточной точностью эти значения могут быть определены для электродвига¬ телей с короткозамкнутым ротором умножением рабочего тока на 6, а для двига¬ телей с фазным ротором на 1,5. Для защиты ответвлений, питающих электродвигатели с короткозамкнутым ротором, должно соблюдаться условие /у >• /п. II- При осветительной нагрузке /у >• 3/ц. Выбранная уставка максимального реле должна быть проверена по току двух¬ фазного к. з., определяемому в наиболее удаленной от защитного аппарата точке сети. При этом отношение (кратность) расчетного минимального тока двухфазного к. з. к уставке тока срабатывания реле должно составлять Номинальный ток плавкой вставки предохранителей
для защиты магистрали 1в > /а. и/(1,6 -г- 2,5) -f- /н> для защиты ответвления в случае применения электродвигателя с коротко- замкнутым ротором > 1а. и/(1 >6 -г- 2,о); в случае осветительной нагрузки 1в > /н> где 1,6-5-2,5—-коэффициент, обеспечивающий неперегорание плавкой вставки при пусках электродвигателей с короткозамкнутым ротором. Для нормальных условий пуска электродвигателей (редкие пуски) значение этого коэффициента следует принимать равным 2,5, а при тяжелых условиях (частые пуски) — 1,6. Выбранная плавкая вставка должна быть проверена по расчетному минималь¬ ному току двухфазного к. з. При этом должно соблюдаться условие 'юз/'., > «з> где и3 — коэффициент, зависящий от тока плавкой вставки и напряжения сети (табл. 3.71). Величина уставки тока отключения максимальных реле для защиты трансфор¬ маторов, встроенных в аппараты АП, от токов двухфазного к. з. /у >(1,2 — 1,4) (/п. и + /и)/^тр. При этом кратность тока двухфазного к. з. для трансформаторов с одинаковы¬ ми схемами соединения первичной и вто¬ ричной обморок 42,3/(Vy)>'-5’ а для трансформаторов с различными схемами соединения первичной и вторичной обмоток '2У(*П> 1,5- Величина уставки тока отключения максимальных реле аппаратов на сто¬ роне первичной обмотки для защиты вторичной стороны осветительных трансфор¬ маторов ТСШ /у •-= З/н/Атр- Проверка уставок тока срабатывания реле по предельно отключенному току защитной аппаратуры. Согласно требованиям ПБ отключающая способность аппарата должна быть по крайней мере в 1,2 раза больше максимально возмож¬ ного тока трехфазного к. з. на его зажимах, т. е. К. отк>1.2/‘3,з; (3.92) /отк<1,2.1,6/<2>з> 1,92/<2>3. (3.93) Если отключающая способность проверяемого защитного аппарата оказы¬ вается равной или меньше расчетной, то при наличии на присоединении, питаю¬ щем защитный аппарат, группового, общего или другого защитного аппарата необходимо проверить, удовлетворяет ли ои следующим условиям: 43).<'отк/1>2 или /<2>з</отк/1,92. (3.94) а о л и ц а о. Значения коэффициента /г3 Напря¬ жение сети, В Номинальный ток плавкой вставки, А "з 380 20; 25; 35; 7 и 660 60; 80; 100 125 6,4 160 * 5 200 * 4 127 6—60 4 * Плавкие вставки на токи 160 и 200 А применять не рекомендуется (в этих случаях необходимо применять пускатели, снабженные максимальны¬ ми оеле). 144
Все токи, меньшие величин, определяемых по формуле (3.94), должны отклю¬ чаться проверяемым защитным аппаратом, а токи, равные или большие, должны отключаться дополнительно устанавливаемым защитным аппаратом. Чтобы обеспечить отключение этих токов, необходимо соблюдение условия /ОТк/(1,5-1,2) = 0,55/о (3.95) где /у — уставка тока срабатывания реле максимального тока дополнительно устанавливаемого аппарата, А. Это требование не распространяется на защитные аппараты, установленные в пусковых агрегатах на стороне первичной обмотки трансформатора. Если групповой аппарат отсутствует или он не удовлетворяет условиям (3.92), (3.94), (3.95), необходимо установить дополнительный аппарат, удовлетворяющий этим требованиям. Расчет кабельной сети напряжением выше 1 кВ. Площадь сечения шахтных высоковольтных кабелей выбирают по наибольшему допустимому току, проверяют по нагреву токами к. з. и максимально допустимой потере напряжения (см. подраздел 3.6.4). Минимальная площадь сечения кабелей ограничена нагревом токами к. з., максимальная — наибольшим номинальным током (комплексного распредели¬ тельного пункта — КРУ). Величина потери напряжения определяется с учетом индуктивного сопротив¬ ления кабеля. Из условий обеспечения нормальной работы токоприемников допустимая потеря напряжения в высоковольтном кабеле, проложенном от ЦПП до ПУПП, не должна превышать 150 В, а общая потеря напряжения в цепи 6 кВ (от понизи¬ тельного трансформатора ГПП до ПУПП) в нормальном режиме не должна пре¬ вышать 10 %. Выбор КРУ — 6 кВ и уставок его защиты. При выборе КРУ необходимо: определить тип и назначение КРУ, выбрать его по номинальному току, проверить КРУ по току к. з. в месте установки. Тип КРУ определяется исходя из места его установки в схеме электроснабже¬ ния и его назначения (дистанционное или ручное управление). Выбор КРУ по номинальному току производится исходя из величины про¬ ходящего через него наибольшего фактического тока. Для КРУ, предназначенных к установке в качестве вводных илн фидерных, суммарный ток нагрузки Ц'ф, где У, Iф — сумма номинальных токов нагрузки электроприемников, проходящих через данное КРУ, А. Для КРУ, используемого для включения асинхронного электродвигателя напряжением 6 кВ с короткозамкнутым ротором, где /„. д — номинальный ток электродвигателя, А. Для КРУ, предназначенных для включения и отключения трансформаторов, = £ W где S /тр — ток нагрузки трансформатора (при напряжении 660 В), A; kyp— коэффициент трансформации. Полученные величины /0 округляются до ближайшего большего значения номинального тока ячейки. Для проверки КРУ по току к. з. необходимо предварительно определить величину наибольшего тока к. з. в месте установки, т. е. /отк >• /„_ 3. Если окажется, что возможный ток /к.3 больше тока /0тк, допустимого для данного КРУ, то последнее следует заменить на КРУ с большим номинальным током. Для КРУ, выбранного по номинальному току, определяют уставку тока /у максимальной токовой защиты.
Для вводных или фидерных /у = кп (/и. мгк; + /н). где kH= 1,24-1,4— коэффициент надежности (несрабатывания). Для КРУ, предназначенных для включения электродвигателей напряжением 6 кВ короткозамкнутым ротором, /у = knIн. д. Для КРУ, предназначенных для включения трансформаторов, при выборе уставки должно быть соблюдено условие /у = П>2 — 1,4 (/н. д.наиб + ^ост)|//?тр> где /ц.д.наиб — номинальный ток наиболее мощного двигателя, А; £/0ст— сумма номинальных токов остальных'электродвигателей, присоединенных к транс¬ форматору, А; Атр—коэффициент трансформации силового трансформатора. Согласно ПБ должна быть проверена чувствительность защиты КРУ и должен быть обеспечен коэффициент чувствительности k4 = 2. Если предусматривается установка отдельного трансформатора с напряже¬ нием во вторичной обмотке 380 или 660 В, который должен быть соединен кабелем с автоматическим фидерным выключателем, то защита этого кабеля при возникно¬ вении в нем двухфазного к. з. может быть выполнена только защитой КРУ- Защита кабеля между трансформатором и главным автоматическим выключа¬ телем считается удовлетворительной, если 42)з/('Ар )>*ч, где 1^3 — ток двухфазного к. з. на зажимах вторичной обмотки трансформатора A; k4 — коэффициент чувствительности, равный 1,5 при неэкранированном кабеле и 1,25 при экранированном гибком или бронированном кабеле. Величина тока 1^3, проходящего в кабеле, зависит от схемы соединения об¬ моток трансформатора. При напряжении сети 380 В и схеме соединения трансформатора 6/0,23— 0,4 кВ «звезда—звезда» выбранная уставка защиты должна удовлетворять усло¬ вию 42,з/(УЧР) > 0,86/<3>3//у*тр > 1,5 (или 1,25). Аналогичное условие должно быть выполнено и при напряжении сети 660 В, когда может быть применена только схема «звезда—звезда»; При напряжении сети 380 В и схеме соединений трансформатора 6/0,4— 0,69 кВ «звезда—треугольник», а также при схеме «звезда—зигзаг» токи, проходя¬ щие через КРУ, окажутся неодинаковыми для разных ф>аз. Поэтому защита счита¬ ется удовлетворительной, если при гибком неэкранированном кабеле при ста¬ ционарной подстанции и при любом кабеле при передвижной подстанции 0.5842)з/(УЧ) = 0’58-°’86/к3,з/(/у/гтр) = 0-5/к3,з/(/уМ^ >*5 ("ли <-25). При наличии реле во всех трех фазах, а также при применении фильтровой защиты независимо от принятой схемы соединения трансформатора должно быть соблюдено условие 0,86/<3)3/(/уйтр) > 1,5 (или 1,25). Величина тока при трехфазном к. з. в кабеле, соединяющем трансформатор и автоматический фидерный выключатель, определяется из выражения (3.91). Расчет осветительной сети подземной выработки. Расчет осветительной сети сводится к выбору мощности трансформатора и площади сечения кабелей маги¬ стральных линий. Иногда при известной площади сечения кабеля и заданной осветительной нагрузке требуется определить, какой длины выработку можно осветить, используя имеющийся кабель, 146
Мощность осветительного трансформатора, питающего светильники с лампами накаливания РХр = Рсум. м/(1000т]с). При применении светильников с люминесцентными или ртутными лампами Ртр = Реум. л/(1000г)сг)св cos <р). При одновременном применении светильников с лампами накаливания и люминесцентными или ртутными лампами Ртр — Рсум. н/(Ю00т]с) Рсум. л/ОООО^с^свСОЭф), где Рсум.н— Рл. н—суммарная мощность подключенных к мтрансформатору электроламп накаливания, Вт; Рл.н — мощность одной лампы, Вт; Реум, л— = Рл. н'И — суммарная мощность подключенных к трансформатору люминесцент¬ ных или ртутных ламп, Вт; п ■— число подключенных ламп; т)с == 0,92-4-0,95 — к. п. д. сети; г)Си — к. п. д. светильника; cos гр — коэффициент мощности све¬ тильника. Площадь сечения кабелей, питающих светильники, выбирается такой, чтобы потери напряжения на зажимах ламп, наиболее удаленных от осветительного трансформатора, не превышали 4 % от номинального. Исходя из этого, площадь сечения жилы магистрального осветительного кабеля (мм2) S = M/(cAU %), где М — момент нагрузки, кВт- м; с — коэффициент, значение которого приведено в табл. 3.72; ДU % — нормируемая потеря напряжения, % . Т а б л и ц а 3.72 Значения коэффициента с для осветительных линий, выполненных кабелем с медными жилами Напря¬ жение сети. В Система сети Выражение для определения коэффициента с Значение коэффициен¬ та с 220 Трехфазные линии при равномер- Ъ4 ?- ю 1 О 25,6 127 ной нагрузке 8,5 36 Однофазные линии 2-10 ~5yU% 0,34 24 То же 2-Ю-5уД| 0,153 12 » 2-10 "VI 0,038 Примечание. Удельная проводимость принята равной 53 м/Ом-мм2. Для линий с сосредоточенной нагрузкой в конце М = PL, где Р — нагрузка, кВт; L — длина линии, м. Для линий с несколькими рассредоточенными нагрузками М — PiLx ~г P2L2-\~ ... + PnLn, где Plt Р2, ..., Рп — нагрузка, кВт; Llt L2, ..., Ln — длина отрезка линии от места присоединения нагрузки до источника питания, м. Для линий с равномерно распределенной нагрузкой М = PcyuU2, где Рсум — суммарная мощность всех светильников, кВт.
4. КРЕПЬ ГОРНЫХ ВЫРАБОТОК 4.1. ОБЩИЕ СВЕДЕНИЯ 4.1.1. Требования к крепи Крепь — это строительная конструкция, возводи- мая в подземных горных выработках для сохране¬ ния их заданных размеров и формы, защиты от обру¬ шений и чрезмерных смещений окружающих пород. Крепь должна быть прочной, устойчивой, надежной и долговечной. Под прочностью и устойчивостью понимается способность воспринимать давление горных пород и другие виды воздействий без разрушения. Надежность — это способность крепи выполнять заданные функции в течение срока службы выработки. Долговечность — это способность крепи сохранять заданные качества во времени в определенных горно-геологических условиях. Крепь должна обеспечивать заданное ограничение смещений пород внутрь выработки, определяемое назначением выработки и горно-геологическими усло¬ виями ее эксплуатации. Крепь в необходимых случаях должна обладать требуемыми гидроизоля¬ ционными качествами. Крепь должна быть безопасной в пожарном отношении. Материал крепи должен быть стойким по отношению к коррозии. Крепь должна допускать максимальное использование средств механизации. Основное требование, которое должно обеспечиваться при возведении крепи, заключается в наиболее качественном и полном заполнении строительного зазора между крепью и породной поверхностью выработки. Наилучший результат достигается при заполнении закрепиого пространства твердеющей тампонажной массой. 4.1.2. Классификация типов и видов крепи Крепи горных выработок различают по ряду признаков. Главным из них является характер взаимодействия крепи с окружающими породами. По этому признаку выделяют следующие типы крепи (табл. 4.1): изолирующую, ограждаю¬ щую, упрочняющую, поддерживающую, подпорную. Возможно применение комбинированной крепи, сочетающей качества не¬ скольких типов крепи, например: упрочняюще-ограждающая крепь (анкерно¬ металлическая), упрочняюще-подпорная (железобетонная крепь стволов в сочета¬ нии с анкерами) и др. Другим важным признаком крепи является ее деформируемость. Различают жесткую и податливую крепь. Податливая крепь отличается от жесткой наличием конструктивных элементов (узлов) податливости, к числу которых относятся узлы трения в металлической рамной крепи, податливые прокладки в блочной крепи, податливый наружный слой в двухслойной крепи и др. Следует отметить, что жесткие шарнирные соединения элементов, не позво¬ ляющие крепи сокращать периметр, не относятся к узлам податливости и поэтому шарнирная крепь с жесткими стыками элементов не относится к податливой. По степени перекрытия периметра сечения выработки различают замкнутую и незамкнутую крепи. По степени перекрытия породной поверхности вдоль выработки различают сплошную и рамную крепи. Рамная крепь применя¬ ется в сочетании с элементами, перекрывающими пространство между рамами (затяжка, тканевое ограждение). 148
Таблица 4.1 Тип и виды крепи Тип крепи Характер взаимодействия с породами Виды крепи Изолиру¬ ющая Огражда¬ ющая Упрочня¬ ющая Поддержи¬ вающая Подпорная Отсутствие закономерных нагрузок. Возможны мест¬ ные напряжения, выз¬ ванные случайными при¬ чинами 1. Отсутствие закономерных нагрузок, нагружение в результате случайных от¬ слоений 2. Условия «заданных сме¬ щений» пород, которые крепь воспринимает без существенного отпора Упрочнение окружающих выработку пород, обеспе¬ чение совместных смеще¬ ний нарушенных пород Работа в режиме «заданной нагрузки» (отслоение по¬ род, вывалообразование) Работа в режиме совмест¬ ного деформирования с массивом («взаимовлия- ющей деформации») Тонкое изолирующее покрытие из набрызгбетона, эпоксидного ком¬ паунда и т. п. Набрызгбетон, крепь-оболочка, лег¬ кие металлические конструкции Податливая крепь с отпором до 0,1 МПа Набрызгбетон, различные виды ан¬ керной, крепи, комбинированная анкерно-набрызгбетонная крепь Деревянная, металлическая, моно¬ литная, сборная бетонная и же¬ лезобетонная крепи, как правило жесткие, возводимые сразу после обнажения пород Металлическая податливая крепь с отпором более 0,15 МПа; блоч¬ ная крепь с податливыми проклад¬ ками; двухслойная крепь, состо¬ ящая из монолитной или сборной несущей конструкции и податли¬ вого слоя между этой конструк¬ цией и породой; сборная крепь, вводимая в работу на некотором расстоянии от забоя; монолитная крепь, возводимая с некоторым отставанием от забоя По способам изготовления и возведения различают сборную и монолитную крепи. Сборная крепь монтируется в выработке из готовых элементов: блоков, тюбингов, элементов рам. Монолитная крепь изготовляется на месте в процессе возведения (монолитная бетонная, железобетонная, набрызгбе- тоиная крепь). Технологическая схема возведения крепи существенно влияет на величину перемещений пород, а следовательно, и на величину действующих на крепь нагру¬ зок (напряжений на контакте крепи с массивом). Различают следующие вид ы крепи: опережающую (сооружаемую способом задавливания, в том числе в тиксо¬ тропной рубашке); возводимую в затопленной выработке (под промывочным раствором при проходке стволов бурением); возводимую при наличии избыточного внутреннего давления (при проходке под сжатым воздухом); возводимую с предварительным напряжением (монолитная, прессбетонная, сборная и т. д.); 149
Возводимую непосредственно после обнажения пород у забоя выработки: (например, при совмещенном способе сооружения стволов); возводимую с отставанием от обнажения пород в пространстве (с удалением от забоя) и времени. По конструкции стыков элементов сборной крепи различают шарнирную крепь, крепь с плоскими стыками и связями растяжения в стыках (болтовыми соедине ниями). По продолжительности использования различают временную и постоянную крепи. Временная крепь в большинстве случаев исполь¬ зуется как составной элемент постоянной крепи. По форме сечения выработки различают прямоугольную, трапециевидную, полигональную, бочкообразную, сводчатую (с различными очертаниями свода), подковообразную, эллиптическую, круговую и др. Форма и размеры поперечных сечений выработок принимаются, как правило, по рекомендуемым типовым сече¬ ниям. Принято также различать крепь по материалу: деревянную, металлическую, бетонную, железобетонную, набрызгбетонную, чугунную, чугуннобетонную и др. 4.1.3. Классификация горных выработок При выборе, проектировании и расчете крепи одними из определяющих фак¬ торов являются назначение и срок службы выработки, ее роль в функционирова нии горнодобывающего предприятия в целом. По этим признакам выработки делятся на четыре класса (табл. 4.2). Таблица 4.2 Класс выработки Класс выра¬ ботки (класс капи¬ тальности) Наименование выработки Краткая характеристика условий эксплуатации I Главная вскрывающая выра¬ ботка (вертикальный и на¬ клонный стволы, штольня, квершлаг, транспортная вы¬ работка, сопряжение выра¬ боток и т. п.) Нарушение нормальной эксплуа¬ тации выработки ведет к оста¬ новке всего горного предприя¬ тия, народнохозяйственного объекта н Магистральная выработка го¬ ризонта (штрек, квершлаг, откаточная выработка, каме¬ ра околоствольного двора, уклон, съезды между этажа¬ ми и т. п.) Нарушение нормальной эксплу¬ атации выработки ведет к оста¬ новке работы отдельного гори¬ зонта ш Участковая и панельная выра¬ ботки (бремсберг, уклон, штреки, рудоспуск, откаточ¬ ная полевая выработка и т. п.) Вспомогательная выработка (участковая, панельная вы¬ работки и выработки гори¬ зонтов скреперования, под¬ сечки буровых ярусов и т. п.) Нарушение нормальной эксплу¬ атации выработки ведет к ос¬ тановке работы отдельной па¬ нели, участка IV Нарушение нормальной эксплу¬ атации выработки ведет к ос¬ тановке работы отдельного за¬ боя 4.1.4. Условия работы и выбор крепи Предварительный выбор типа, вида и конструкции крепи, окончательные размеры которой устанавливаются расчетом, производится с учетом класса капи¬ тальности выработки (табл. 4.2) и горно-геологических условий ее эксплуатации. 150
Горно-геологические условия характеризуются устойчивостью пород. Под устойчивостью пород понимается их способность сохранять форму и размеры обнажений при соору¬ жении выработок. Длительность «стояния» обнажений, характер и интенсивность нарушения устойчивости определяют степень устойчивости (не¬ устойчивости) пород. Различают следующие формы нарушения устойчивости пород: вывалообразование в выработку под действием собствен¬ ного веса обрушающегося объема пород; разрушение пород в обнажении под влиянием начального поля напряжений в массиве, сформировавшегося под действием собственного веса толщи пород (гравитационное поле напряжений), а также — тектонических сил (тектоническое поле напряжений); чрезмерные смещения пород в выработку без види¬ мого их разрушения. Различают пять категорий устойчивости пород (табл. 4.3). Степень устойчивости пород определяется следующими основными факторами: величиной и направлением главных напряжений в нетронутом массиве пород (в частности глубиной); механическими характеристиками пород (сцепление, угол внутреннего тре¬ ния, прочность при сжатии и растяжении, вязкость, набухаемость и др.); степенью нарушенное™ (число и характер трещин, наличие поверхностей ослабления); обводненностью пород; формой и размерами поперечного сечения выработки. Существует ряд предложений по прогнозу степени устойчивости пород. Прогноз устойчивости нарушенных пород, склонных к вывалообразоваиию (методика Н. С. Булычева) Изложенная ниже методика рекомендуется для прогноза устойчивости пород рудных месторождений, а также при строительстве подземных сооружений большой площади сечения. Оценка устойчивости пород производится по значению безразмерного пока¬ зателя S, определяемого по формуле S = / (KmIKn) lKRKw/(KiKAKa)], (4.1) где Км — коэффициент, характеризующий влияние нарушенное™ пород и определяемый в зависимости от модуля п относительной трещиноватости (в соот¬ ветствии с классификацией трещиноватых скальных пород СибЦНИИСа): п = 2 all, где 2а — пролет выработки; I — среднее расстояние между трещинами. Зависимость модуля относительной трещиноватости от коэффициента К^, п >60 60—25 25—12 12 — 6 <6 Км 0,5-2,5 2,5-5 5-7,5 7,5-9 9 — 10 Kn — коэффициент, учитывающий влияние числа систем трещин и принимающий значения: 0,5—1—практически нетрещиноватые породы, скрытые поверхности ослабления, прерывистые трещины; 2 — одна система трещин; 4 — две системы трещин; 9 — три системы трещин; 15 — четыре и более систем трещин; 20 — раздробленная порода; Kr — коэффициент, учитывающий шероховатость поверхности трещин, при¬ нимающий значения: 4 — прерывистые трещины; 3 — неровные, неправильные волнистые трещины; .2 — ровные волнистые трещины; 151
Характеристика состояния пород ОЗ Cf Ч \о О О 3 g § 1 £ fet о о IX к вязко кому течен пород *£ g си О с: *=с g си о с пород § 2 3 & i 1 ►л 5 оз 5 S о к к к 5 к р х а> X S' ЕС S £ 2 к _ X s 3 s к оз а со Ф и Ф о Ф о Ф и ф § Б о 03 с 30 ф В; S 3” 0 3 о s°° 3 0 Ш 2 s ~ и и и и а 3 \о О а оз 3 РЗ а ф >> J3 си ч га 2 ь . g g g со оз ю ХО си •&!§ Siis о й к 03 о со оз \о в 3 о х н в- « =f X оз a 2 ф £ 3 03 И X X л о к ч a 03 к X с ® g - т X Ф ^ ф a о ф я о * &g> ч а> 2 3 ° си 3 ф >> В _ та £ s § 3 03 к* 03 Ч о s СО X g-S S га си ^ о озм< без тех оз ф си я хо я I3 РЗ о ГО ф 3 к .л §. g: о ; 3 х * о S го с 03 сз т О £-« Ч о 03 ХО 03 оз 3 ю 3 03 Ф х ч 03 03 03 о о Си S3 и 03 со хо а g§ О) I » к« со оЗ О CU CU о ю з cog х ° И Си у. 03 О к а И о с £ Sxo 03 со о ta « « о 4 03 fc? оз ~ о О В сиЧ о 03 с S ■Л к « 03 ф t=Z S о ^ 4. О 0. 0 я со W <у оз а си « >» ^ ЙС ►л Ф а оз . о s w*s: « о £■* Ф чО a ci хо н О 03 К се £- _ И Й та л S31 S IS isl й % в 2. S3 „ . £ « 3 Е ° з Ь £ а — *U rv а 3* О g* g 03 3 2 а ^ со о к Л ч н с <и * 03 х ю о О си о о S : со о CQ К ^ 0J со Ф ~ « К я = 2 га се к « к n Н £.Ю о о ю° тЮ О 3 я Си $ CQ н о >т <й 4- ф а § о ф g U >, 1 О) ф 3 _ ■S 2 а Й н н >л «с * ф О 03 о 2 эз 03 ф a о Р X rS в « >> к Ь *=с * а ° СХС О. О С о с Ь О ЛЙь К >■,« > 152
1,6 — волнистые трещины с зеркалами скольжения; 1 — ровные плоские трещины, заполненные вторичными минералами, раздробленной породой и т. и. 0,5 — плоские трещины с зеркалами скольжения; Кц7 — коэффициент, учитывающий увлажнение пород н принимающий значения: 1 — сухие породы; 0,8 — влажные породы; 0,5 — капеж; 0,3 — приток воды струями; Kt — коэффициент, учитывающий раскрытие t незаполненных трещин, принимаю¬ щий значения: 1 — при t < 3 мм (а также при заполненных трещинах); 2 - при t 3-т-15 мм; 4 — при ( > 15 мм; К а — коэффициент, учитывающий заполнение трещин, принимающий значения: 1 — отсутствие заполнителя, ненарушенные стенки трещин; 2 — заполнитель — песок и измельченные породы (без глины); 3 — заполнитель — глина; 4 — заполнитель — каолинит, слюда, тальк, графит и т. п.; 5 — песчаио'Глинистый заполнитель при отсутствии контакта стенок трещин: 6—20 — заполнение широких трещин глиной; К а — коэффициент, учитывающий ориентировку выработки, принимающий значения в зависимости от угла а между осью выработки и поверхностью трещин: 1 — при а =■■ 7(Н-90°; 1,5 — при а - 204-70’°; 2 — при а < 20°. Коэффициенты Кдь Kr, Ка 11 Ка принимаются для наиболее развитой, опасной системы трещин. Величина показателя S характеризует степень устой¬ чивости пород (по их склонности к вывалообразованшо) в соответствии с табл. 4.4. Таблица 4.4 Допустимое время обнажения пород Катего¬ рия устой¬ чивости Значение показателя S Допустимое время обнажения Катего¬ рия устой¬ чивости Значение показателя S Допустимое время обнажения пород пород пород пород I >70 Практически IV 0,05—1,00 Не более неограниченное V суток II 5-70 До 6 мес <0,05 Обрушение III 1—5 10—15 сут вслед за обнажением Прогноз устойчивости горизонтальных выработок (методика ВНИМИ) Рекомендуется для выработок угольных шахт. В качестве критерия устойчивости принимаются величины ожидаемых смеще¬ ний на контуре сечения незакрепленной выработки за весь срок ее службы, определяемых по формуле и — KaKehsKBKtur, (4.2) где ит — смещения (типовые), определяемые по графикам (рис. 4.1); Ка — коэф¬ фициент влияния угла залегания пород и направления проходки выработки относительно простирания пород или основных плоскостей трещиноватости, определяемый по табл. 4.5; Ко — коэффициент, учитывающий направление сме¬ щений пород и принимающий значение 1 -— при определении смещений со стороны кровли или почвы (в вертикальном направлении). При определении боковых 153
Рис. 4.1. Графики для'определения типовых смещений пород ит смещений пород (в“горизонтальном направлении) /Гр находится по табл. 4.5. Ks—коэффициент влияния пролета выработки, определяемый по формуле Ks~ 0,3 (b — 1), (4.3 Рис. 4.2. Графики для определения коэффициента Kt при t > одного года 154
Значения коэффициентов /<а и Kq прн углах залегания пород (ct) или основных плоскостей трещиноватости, градус о I'- tO Ю Ю «ЮСЛ of о" о Л со ю ю о^°Я о о Г- ос— о о co'cs ю 00е0- о lO to <м о о о О — 1.0 ююю СО CN ^ ООО о 0,8/0,8 0,45/0,95 0,65/0,9 ю ю Ю оо СО о СО ,о О О Ю со со °1©о о о сч ю СОЮьО о'ЯЧ V ою Г> оо о" о К OJ ь СЗ S S Я « « сз Ь И а к ГГ о !< £ е К *сг о о £ Sf £ -& К £ £ <U £ сЗ К ГО со ьз ь* « £ р£ч2 O.S к ЯнО& Е лл с и СО к £ К < О « f s e-t s s Й о ^ О- о . К О- ; Н с < о t О с- С С£ О S С О-! * о х с Peat о GJ е£ о CQ а а. а со •х* х £ X б) О X £ X X О т ей £ СО Я я <и X * . §5 Я ь « о ю 5 со ^ |(М СО 1-^ СО |СО (со S|2S£H--5-M3 |оою --Л1 I»-. <М |(М со I | ^|4^|^|coin|^ СО CS5 (М ^ СОЮ I О о со о ООО О о CN CD ОО ' О о со о о о о о о ю а 155 Примечания. 1. В числителе значения К^ приведены при а < 35°, в знаменателе — при а > 35°. 2. для наклонных выработок принимается, как и для горизонтальных, пройденных по простиранию,
где b — пролет выработки в проходке, м; Кв — коэффициент влияния других выработок, принимаемый равным 1—для одиночных выработок; 1,4—для сопряжений с односторонним примыканием выработки; 1,6 — для сложных сопряжений с примыканием выработок в виде двухстороннего заезда или пере¬ секающихся выработок. Для параллельных выработок значение этого коэффи¬ циента находят по формуле Кв = (bi + b2) KiJL, (4.4) где L — расстояние между выработками, м; и Ь2 — пролет взаимовлияющих выработок в проходке, м; Kl — коэффициент, определяемый по табл. 4.6; Kt — коэффициент влияния времени возведения крепи; применяемый равным 1 для выработок, срок службы которых более 15 лет (при t < 15 лет этот коэффициент находится по графикам рис. 4.2). Степень устойчивости пород по величине расчетных смещений устанавлива¬ ется по табл. 4.7. Таблица 4.7 Таблица 4.8 Степень устойчивости пород Категория устойчивости пород Смещения и, мм Осадочные породы (песчаники, алевролиты, аргиллиты, известняки, уголь и др.) Изверженные породы (граниты, диориты, порфириты и др.) I—и <50 <20 ш 50—200 20—100 IV 200—500 100—200 V >500 >200 Значения коэффициента концентрации напряжений kt Форма сечения выработки Отноше¬ ние про¬ лета вы¬ работки к высоте к 1 (при ^ :) Круглая 2 Сводчатая 1 : 1 2,5 Прямоуголь- 1 : 1 2,8 ная и тра- 2 : 1 3,2 пециевидная Прогноз устойчивости пород (методика КузНИИшахтостроя) Рекомендуется для условий Кузнецкого и Карагандинского угольных бассей¬ нов. В качестве критерия устойчивости принимается величина коэффициента ц, определяемого по формуле п = ж/дг), (4.5) Таблица 4.9 Степень устойчивости пород по величине коэффициента п Катего¬ рия устой¬ чивости пород п Состояние пород Режим работы крепи Механическая модель взаимодей¬ ствия крепи с массивом I—и >1 Устойчивое Упругая ш 1—0,7 Образование свода естественного рав¬ новесия Заданная нагрузка Жестко-пластиче¬ ская IV 0,7-0,2 Образование зоны пластических де¬ формаций и разру¬ шения (равновесие устанавливается при участии крепи) Взаимовлияю- щая деформа¬ ция Упруго-пластиче¬ ская V <0,2 Вязкое течение То же Вязкоупруго¬ пластическая 156
где Rem — средневзвешенный предел прочности горных пород в массиве на сжатие, МПа; у — средний вес горных пород в единице объема, МН/м3; Я — глубина заложения выработок, м; кг —- коэффициент концентрации напряже¬ ний, зависящий от формы выработки (табл. 4.8); k^i—дополнительный коэффициент концентрации, учитываю¬ щий влияние соседних выработок (при¬ нимается по графикам рис. 4.3); 6В2 — дополнительный коэффициент концен¬ трации, учитывающий влияние очист¬ ных работ. Степень устойчивости пород по величине коэффициента п устанавли¬ вается по табл. 4.9. Прогноз устойчивости пород, склонных к разрушению, по конфигурации и размерам условных зон неупругих деформаций (методика Н. С. Булычева — Н. Н. Фотневой) Рекомендуется для выработок I класса (см. табл. 4.2), выработок боль¬ ших площадей сечений и камер. Под условной зоной неупругих деформаций понимается область массива пород, рассматриваемого как упругая среда, при¬ мыкающая к выработке и характеризующаяся тем, что в этой области не выпол¬ няется условие прочности пород (условие Кулона—Мора): (5р — 5 of + 4?р0 [(др + 5о) + 2К ct6 Ч>/(УН)Т sin2 Ф> (4-6) где бр, б о, бре — компоненты напряжений, выраженные в далях у Я, полученные из решения задачи теории упругости; К — коэффициент сцепления породы; Ф — угол внутреннего трения, градус. На рис. 4.4 показаны условные зоны неупругих деформаций в зависимости от формы сечения выработки, отношения К!уН и направления главных напряже¬ ний в нетронутом массиве. Построение условных зон осуществляется с помощью ЭВМ. Степень устойчивости пород устанавливается по табл. 4.10. Таблица 4.10 Степень устойчивости пород Категория устойчиво¬ сти пород Максимальная протяжен- иость условной зоны по нор¬ мали к контуру выработ¬ ки, м Конфигурация условных зон I II <0,2 На локальных участках контура сече- ния выработки III - 0,2—0,4 То же IV 0,4—1 Охватывает значительную часть кон- тура V >1 Охватывает практически весь контур Рис. 4.3. График для определения до¬ полнительного коэффициента концен¬ трации напряжений &В1 (г; — расстоя¬ ние между центрами выработок, г0 — радиус влияющей выработки, п — коэффициент устойчивости, определен¬ ный по формуле (4.5) без учета kfll 157
Рис. 4.4. Конфигурации условных зон неупругих деформаций: а—г — вокруг выработок различных форм поперечных сечений в гравитационном поле напряжений при аначениях коэффициента бокового давления Я = и Я — 1; д —- в тек¬ тоническом поле напряжений прн направлении главных напряжений N, под углом 45° к вертикали (цифры обозначают отношение K/vH) Прогноз устойчивости пород по условным зонам нарушения сплошности (методика В. Ю. Изаксона) Рекомендз'ется для массивов пород, обладающих резко выраженными по¬ верхностями ослабления (слоистость, отдельность). Под влиянием начального поля напряжений в массиве пород, имеющем поверхности ослабления прочности (трещиноватость, слоистость, кливаж), может произойти нарушение сплошности (по этим поверхностям) и последующее разруше¬ ние окружающих выработку пород. Поверхности ослабления влияют на проявления горного давления и должны учитываться при оценке устойчивости пород в слоистых осадочных 158
породах вне зон крупных тектонических нарушений при выполнении усло¬ вия I < т)/0, (4.7) где ( — расстояние между поверхностями ослабления (для контактов слоев — мощность слоя, для поверхностей отдельности — размер отдельности); 1Р — основной размер выработки, измеряемый вкрест простирания поверхностей ослабления; т) — безразмерный коэффициент, определяемый по табл. 4.11, Исходными данными для расчета являются; глубина заложения, мощности слоев (пластов) и размеры отдельностей, прочность пород в слоях, угол падения слоев, размеры и форма выработки. Расчет устойчивости горных пород производится в сле¬ дующем порядке: описываются условные зоны нарушения сплошности для контактов и отдель¬ ностей; на геологическом разрезе выработки вычерчивается контур условной зоны нарушения сплошности для контактов слоев; подсчитывается число контактов, попавших в условную зону нарушения сплошности; по числу разрушенных контактов и размеру условной зоны нарушения сплош¬ ности (УЗНС) для отдельностей определяется категория устойчивости (по табл. 4.12). Расчет и построение контура условной зоны нарушения сплошности произво¬ дится на ЭВМ. Приближенное определение размеров условной зоны нарушения сплошности производится в следующем порядке; по графику рис. 4.5 в зависимости от утла падения пород находится относи¬ тельный размер условной зоны нарушения сплошности для контактов слоев и определяется абсолютный размер в метрах; по графику рис. 4.6 в зависимости от величины yli/Rcm определяется коэффи¬ циент T)i и подсчитывается размер I' условной зоны нарушения сплошности для отдельности по формуле I' — тЫ, (4.8) где / — размер условной зоны нарушения сплошности для контактов слоев. Начертив условную зону нарушения сплошности для контактов слоев в мас¬ штабе, подсчитывается число | контактов, попавших в условную зону нару¬ шения сплошности (число разрушенных контактов). Определение категории устойчивости производится по табл. 4.12. l/lQ Рис. 4.543ависимость размера услов- Рис. 4.6. График для определения ной зоны нарушения сплошности для коэффициента тц контактов слоев вкрест простирания от утла падения 159
Значения коэффициента т) Глубина зало- кения выработ¬ ки, м Значение коэффициента т» при f I 3 4 200 0,4 */0,22 0,28/0,15 0,19/0,08 0,12/0,03 400 0,54/0,38 0,48/0,3 0,4/0,22 0,28/0,15 600 0,65/0,53 0,6/0,46 0,54/0,38 0,48/0,3 800 0,74/0,66 0,7/0,6 0,65/0,53 0,6/0,46 1000 0,82/0,74 0,78/0,7 0,74/0,66 0,7/0,6 1200 0,9/0,84 0,86/0,79 0,82/0,74 0,78/0,7 * В числителе приведены значения т) для контактов слоев, в знаменателе — для 4.2. КРЕПЬ ВЕРТИКАЛЬНЫХ СТВОЛОВ ШАХТ 4.2.1. Набрызгбетонная крепь Набрызгбетонная крепь относится к числу упрочняющих (облегченных) конструкций и применяется в породах I и II категорий устойчивости (см. табл. 4.3). Набрызгбетонная крепь представляет собой модификацию монолитной бетон¬ ной крепи, отличающуюся тем, что она возводится без опалубки путем нанесения быстротвердегощей бетонной смеси с помощью струн сжатого воздуха на породные стенки ствола. Способ возведения определяет особенности пабрызгбетонной крепи: повышенную плотность и прочность материала, прочную связь с породой, проник¬ новение смеси в трещины и упрочнение пород благодар-я трамбованию ударами крупного заполнителя. Важной особенностью набрызгбетонной крепи является возможность широ¬ кого варьирования ее толщины, начиная от нескольких сантиметров. Рекомен¬ дуемая толщина набрызгбетонной крепи приведена в табл. 4.13. Набрызгбетонная крепь широко применяется при ремонте и восстанов¬ лении деформированных участков кре¬ ни действующих стволов шахт. Преимущественное распростране¬ ние получили конструкции крепи из набрызгбетона в виде сплошных по¬ крытий различной толщины, а также в сочетании с анкерами и металлической сеткой. Набрызгбетонная крепь характе¬ ризуется высокими уровнями механи¬ зации и производительности труда при возведении. Способ возведения набрызгбетонной крепи позволяет кре¬ пить выработки вслед за подвиганием забоя, благодаря чему первый слой вы¬ полняет функции временной крепи, являясь в то же время составной частью по¬ стоянной крепи. Постоянную набрызгбетонную крепь не рекомендуется применять в стволах, подверженных влиянию очистных работ, а также на участках стволов, пересе¬ кающих наносы, весьма трещиноватые и выветрелые породы, а также слабые, рыхлые, сыпучие, весьма пластичные, сильно обводненные, гидрофильные (в высо¬ кой степени склонные к пучению) породы. Использование набрызгбетона не целесообразно также в стволах, сооружаемых с замораживанием пород. Таблица 4.13 Толщина набрызгбетонной крепи Толщина набрызгбетонной Глубина крепи (мм) при углах располо- еалегания пород, градус ж ей и я участка, м <:>5 >35 <500 80 120 >500 100 150 160
Таблица 4.11 Таблица 4.12 Размер УЗНС Категория устойчивости Число разруше¬ ний контактов Размер УЗНС для отдельностей 5 6 I 0 <0,2 0,05/0,01 0,02/0,01 п 1 0,2+0,4 0,19/0,08 0,4/0,22 0,12/0,03 0,28/0,15 ш 2—3 0,4+1,0 0,54/0,38 0,48/0,3 IV 3—6 1,0+1,6 0,65/0,53 0,74/0,66 0,6/0,46 0,7/0,6 VI 6 >1.6 поверхностей отдельности. Крупность заполнителя не должна превышать 0,1—0,15 толщины набрызгбе- тонной крепи. ЦНИИподземмашем разработаны специальные пневмобетономашины для возведения набрызгбетонной крепи в стволах БСМ-ЗМ и БСМ-5. 4.2.2. Анкерная крепь Анкерная крепь —это типичная упрочняющая крепь. Металлические стержни анкеров, устанавливаемые в радиально пробуренных шпурах, создают дополни¬ тельные связи в окружающем ствол массиве и упрочняют его. Анкерную крепь рекомендуется применять в породах I и II категорий устой¬ чивости (см. табл. 4.3). В сочетании с набрызгбетоном по металлической сетке она может быть применена в породах III категории устойчивости. • Анкер¬ ная крепь применяется как времен¬ ная крепь в породах III и IV ка¬ тегорий устойчивости. В стволах применяют преиму¬ щественно железобетонные анкеры, состоящие из стержня, изготовлен¬ ного из арматурной стали диамет¬ ром 20 мм, и бетонного заполнения зазора между стержнем и стенками шпура по всей его длине. Расстояние между анкерами определяется из условия предотв¬ ращения вывалов породы в ствол. В однородных ненарушенных или статически равномерно нарушен¬ ных породах расстояния между ан¬ керами соответственно по горизон¬ тали и вертикали (рис. 4.7) опреде¬ ляются по формулам а = R tg (я/4 + ф/2) In (1 Икр/Р); Ь — /кр tg (п/4 + л/2), (4.9) где R — радиус ствола вчерне; tp — ■угол внутреннего трения пород; кр — критическая длина анкера. Длина анкера (активная) свя¬ зана с критической длиной соотно¬ шением /= (1,1+1,4) /кр- 161 6 П/р Е. В. Белого
В неоднородных породах, а также в массиве с четко выраженной системой трещин расположение и длина анкеров выбираются индивидуально в каждом конкретном случае с таким расчетом, чтобы анкеры пересекли максимально возможное число контактов. 4.2.3. Монолитная бетонная крепь Монолитная бетонная крепь стволов является наиболее широко применяемой в шахтном строительстве. Технологическая схема возведения крепи заключается в следующем. Приготовленная на поверхности и доставленная к стволу бетонная смесь спускается по трубам (бетонопроводам) с внутренним диаметром 150—200 мм. Бетонопроводы крепятся на подвесках, заделанных в крепь, а при проходке с одновременным армированием — к расстрелам. В стволах диаметром до 6 м предусматривается один бетонопровод, а при диаметре ствола более 6 м — два бетонопровода. К нижней части 'бетонопровода крепится гаситель скорости движения бетонной смеси и гибкий бетоноподающий хобот, с помощью которого бетонная смесь поступает за опалубку. В вертикальных стволах приме¬ няются инвентарные металлические пе¬ редвижные или шагающие опалубки. После твердения бетонной смеси и достижения прочности бетона 0,8МПа (при сжатии) опалубка передвигается на очередную заходку. Перед бетони¬ рованием заходки опалубка устанав¬ ливается по центральному маркшей¬ дерскому отвесу, а ее опорное кольцо (поддон) — по уровню. После бетони¬ рования каждой заходки бетонопровод промывают водой. Монолитная бетонная крепь отно¬ сится к типу поддерживающих и под¬ порных, обладает высокой несущей способностью и рекомендуется в породах II—IV категорий устойчивости. Минимальная рекомендуемая толщина бетон¬ ной крепи приведена в табл. 4.14. При работе крепи ствола в агрессивной среде (калийные месторождения) может быть использован полимербетон. Полимербетоны представляют собой смесь термоактивиого полимерного связующего, отвердителей, химически стойких минеральных наполнителей и заполнителей различной дисперсности. Название полимербетона отражает вид связующего, вид основного наполнителя и наличие арматуры (например, сталеполимербетон ФАМ на граните). Таблица 4.14 Толщина бетонной крепи Толщина бетонной крепи .Глубина (мм) при углах залегания располо- пород. градус жеиия участка, м <35 >35 <500 200 250 >500 250 300 4.2.4. Железобетонная крепь В сложных горно-геологических условиях, а также для крепления устьев стволов и сопряжений применяется монолитная железобетонная крепь с гибкой арматурой. Такая крепь нетехнологична, трудоемка при возведении. Ее примене¬ ние резко снижает скорости проходки стволов и производительность труда. К тому же при отсутствии в крепи ствола растягивающих напряжений и работе материала крепи на сжатие применение обычной гибкой арматуры дает весьма незначительное увеличение несущей способности крепи. В связи с изложенным применение железобетонной крепи с гибкой арматурой на протяженных участках ствола при работе материала крепи на сжатие не рекомендуется. Железобетонная крепь вертикальных выработок применяется в виде железо¬ бетонных тюбингов в тех случаях, когда необходимо, чтобы крепь вступала в ра¬ боту немедленно после ее возведения. Железобетонные сборные конструкции мо¬ гут применяться в качестве наружного слоя крепи при сооружении стволов в особо тяжелых условиях. Существуют два вида тюбингов: конструкции ВНИИОМШСа и СТК- 162
4.2.5. Чугунные тюбинги Чугунная тюбинговая крепь применяется в породах V категории устойчи¬ вости (см. табл. 4.3), обладает высокой несущей способностью и благодаря чеканке швов — водонепроницаемостью. Для крепления стволов шахт применяются чугунные тюбинги конструкции Шахтспецстроя (рис. 4.8), разработанные на базе тюбингов Метростроя. Харак¬ теристика тюбингов приведена в табл. 4.15. Таблица 4.15 Характеристика тюбингов Диаметр ствола в свету, м Число тюбингов в кольце, шт. Толщина спинки, мм Масса тюбинга, кг Диаметр ствол а в свету, м Число тюбингов в кольце, шт. Тол щи на спинки, мм Масса тюбинга, кг 6 12 25 636 7,5 15 30 900 30 933 40 1042 40 1077 50 1207 50 1282 60 1416 60 1484 70 1647 70 1696 70 * 1907 60 * 1543 8 16 30 905 7 14 30 903 40 1048 40 1046 50 1213 50 1211 60 1423 60 1420 70 1655 70 1652 70 * 1880 70 * 1920 * Опорный тюбинг. 6* 163
Таблица 4.16 Параметры нового тюбинга Шахтспецстроя Диаметр ствола в свету, м d, ММ R1, м R*, м Rs, м а, см анар’ см Число тюбингов в кольце, щт. Масса тюбинга, кг 6 20 3,135 3,155 3,20 9,4 6 11 745 30 3,165 3,21 13,4 9 1051 40 3,175 3,22 17,4 12 1356 50 3,185 3,23 21,4 15 1661 60 3,195 3,24 25,4 18 1963 70 3,205 '8,25 29,4 21 2265 80 3,215 3,26 33,4 24 2566 7 20 3,635 3,655 3,70 9,4 6 13 735 30 3,665 3,71 13,4 9 1055 40 3,675 3,72 17,4 12 1347 50 3,685 3,73 21,4 15 1658 60 3,695 3,74 25,4 18 1955 70 3,705 3,75 29,4 21 2267 80 3,715 3,76 33,4 24 2591 7,5 20 3,89 3,91 3,955 9,4 6 14 747 30 3,92 3,965 13,4 9 1040 40 3,93 3,975 17,4 12 1330 50 3,94 3,985 21,4 15 1632 60 3,95 3,995 25,4 18 1930 70 3,96 4,005 29,4 21 2240 2240 80 3,97 4,015 33,4 24 2585 8 20 4,15 4,17 4,215 9,4 6 15 762 30 4,18 4,225 13,4 9 1060 40 4,19 4,235 17,4 12 1345 50 4,20 4,245 21,4 15 1645 60 4,21 4,255 25,4 18 1947 70 4,22 4,265 29,4 21 2265 80 4,23 4,275 33,4 24 2635 8,5 20 4,41 4,43 4,475 9,4 6 16 778 30 4,44 4,485 13,4 9 1090 40 4,45 4,495 17,4 12 1370 50 4,46 4,505 21,4 15 1661 60 4,47 4,515 25,4 18 1961 70 4,48 4,525 29,4 21 2280 80 4,49 4,535 33,4 24 2687 9 20 4,67 4,69 4,735 9,4 6 17 793 30 4,70 4,745 13,4 9 1100 40 4,71 4,755 17,4 12 1390 50 4,72 4,765 21,4 15 1688 60 4,73 4,775 25,4 18 1990 70 4,74 4,785 29,4 21 2300 80 4,75 4,795 33,4 24 2739 Примечание: а — суммарная высота (минимальная) кольцевых ребер; #нар— суммарная высота (минимальная) горизонтальных ребер на наружной поверхности тю¬ бинга. 164
Более рациональной является разработанная Шахтспецстроем конструкция нового тюбинга (рис. 4.9), основные параметры которого приведены в табл. 4.16. Новые тюбинги изготовляются из высококачественного чугуна. 4.2.6. Многослойная крепь Многослойная крепь вертикальных выработок применяется, как правило, при строительстве глубоких стволов в сложных и особо сложных горно-геологи¬ ческих условиях при наличии высоконапорных водоносных горизонтов, плывучих или текучих пород, оказывающих давление на крепь, близкое к весу столба пород до поверхности. Многослойная крепь представляет собой комбинацию двух или нескольких рассмотренных выше обычных видов крепи, работающих совместно, й обладающую достоинствами каждой из них. Исходя из практики строительства стволов шахт, можно выделить следующие виды многослойной крепи: чугуннобетонную (сталебетонную) из одной или двух концентрических тюбин¬ говых колонн с бетонным заполнением межтюбингового и закрепного пространств (рис. 4.10, а); сталебетонную, состоящую из бетона с внутренним или внешним стальным экраном или двумя концентрическими стальными цилиндрами с бетонным заполне¬ нием пространства между ними (рис. 4.10, б); бетонножелезобетонную, состоящую из сборных железобетонных или армо- цементных элементов и монолитного бетона (рис. 4.10, в); многокомпонентную, состоящую из слоев различных материалов (чугун, сталь, бетониты, кирпич и др. — рис. 4.10, г). Наиболее распространенная чугуннобетонная крепь представляет собой чугунную тюбинговую колонну с бетонным заполнением пространства между тюбингами и породой. При проходке ствола способом замораживания бетонная крепь может выполнять роль временной крепи с последующим возведением заход- ками чугунных тюбингов. Главным недостатком чугуннобетонной крепи является то, что при больших напорах подземных вод гидростатическим давлением нагружается только внутрен- 165
а 1 z 1? 1 3 б 1 Ч- 5/11514 Рис. 4.10. Различные конструкции многослойной и комбинированной крепи стволов: а — чугуннобетонная, сталебетонная (из стальных тюбингов); б — сталебетонная; в — крепь с армоцементными сборными элементами; г — сталебетонная скользящая; 1 — бе¬ тон; 2 — чугунный тюбинг; 3 — стальной тюбинг; 4 — стальные обечайки; 5 — тампо¬ наж; в — битумный слой; 7 — передовая крепь няя герметическая тюбинговая колонна, что может явиться причиной ее отрыва от бетона, потери устойчивости и разрушения. Сталебетонная крепь обладает высокой несущей способностью и за счет сварных соединений элементов может быть абсолютно герметичной. Наиболее широкое распространение сталебетонная крепь получила при проходке стволов бурением. Крепь, как правило, состоит из одного или двух концентрических стальных цилиндров с толщиной стенки 10—35 мм с бетонным заполнением про¬ странства между ними. С целью обеспечения совместной работы стальных цилинд¬ ров и бетона к ним привариваются специальные анкеры. Пространство между крепью и породой тампонируется. 4.2.7. Податливая крепь В стволах, находящихся в зонах воздействия очистных работ, а также водо- понижения, при величинах ожидаемых относительных деформаций окружающих пород, превышающих их допустимые значения для крепи, указанные в табл. 4.17, в породах всех категорий устойчивости следует применять конструктивные эле¬ менты защиты или конструкции крепи, приспособленные к принудительному деформированию совместно с массивом пород. При наклонах и искривлениях ствола конструктивные приспособления крепи и армировки устраиваются при следующих величинах деформаций: средний уклон — 2-10-3, максимальный на отдельных участках — 5-10~:!; максимальная кривизна оси ствола — 0,33-10~3, радиус кривизны R = = 3000 м. Если деформации растяжения пород превышают значения, указанные в табл. 4.17, то в крепи предусматриваются горизонтальные разрезные швы на 166
расстояниях пе более 15 м друг от друга, преимущественно на пересечении наиболее слабых слоев пород. Если деформации сжатия пород находятся в интервале от указанных в табл.4.17 до 15 мм/м, то в крепи предусматривается горизонтальные осадочные швы (узлы вертикальной податливости) в местах наибольших деформаций и на контак¬ тах прочных и слабых пород или Т а б л и ц а 4.17 Допускаемые относительные вертикальные деформации Крепь Допускаемые относитель¬ ные вертикальные деформации, мм/м прн сжатии при растяжении Монолит- 0,85 По несущей ная способности 0,05 По раскрытию трещин 0,25 Сборная 2 1 обеспечивается проскальзывание крепи на защищаемом участке. Если деформации сжатия по¬ род не превышают 15 мм/м, то сле¬ дует предусматривать осадочные зоны и узлы вертикальной податли¬ вости. При горизонтальных деформа¬ циях пород в зоне влияния очист¬ ных работ принимается крепь по¬ вышенной несущей способности и обеспечивается радиальная подат¬ ливость крепи. В местах резкой концентрации вертикальных деформаций около- ствольного массива с интенсив¬ ностью дет 15 мм/м в пластах угля или в наиболее слабых слоях пород, за пределами которых де¬ формации не опасны для крепи, допускается применение за крепью скользящего слоя (например, тон¬ кого битумного покрытия) без оса¬ дочных швов. На рис. 4.11 показана конструкция податливой крепи ствола, разработанная ВНИИОМШСом. Вертикальная податливость создается за счет горизонтальных швов, заполненных деревянными брусьями, радиальная — за счет податливой наружной оболочки из пустотелых блоков, разрушающих¬ ся при возрастании горного дав¬ ления. Радиальная податливость в мо¬ нолитной бетонной крепи ствола может быть обеспечена устройством вертикальных швов с деревянными прокладками. 4.2.8. Крепь устьев вертикальных стволов Устьем вертикального ствола называется верхний участок от по¬ верхности земли до коренных пород глубиной 10—30 м. При выходе коренных пород на поверхность глубина этого участка принимается равной не менее 10 м (на 2—2,5 м ниже вентиляционного или калори¬ ферного канала). Для предотвраще¬ ния стока поверхностных вод верх¬ няя кромка устья ствола должна на 20 см выступать над земной поверх- Рис. 4.11. Податливая крепь ствола конструкции ВПИИОМШСа: / — внутренний несущий бетонный слой; 2 — наружная оболочка из пустотелых бло¬ ков; 3 — бетонное заполнение; Л — деревян¬ ные брусья; 5 — слои толи или рубероида 167
Т а 6 л и ц а 4.18 Условия применения видов крепи устья Вид крепи устья Характеристика устья Условия применения 1-3 Одно- или двухступенчатое с плоским или коническим Небольшие вертикальные нагрузки, плотные грунты, отсутствие кана- основанием лов в устье, глубина до 5 м, диа¬ метр в свету до 6 м 4—5 Трехступенчатое с плоскими или коническими основаниями Средние и значительные вертикаль¬ ные нагрузки, слабые грунты, от¬ сутствие каналов в устье, глубина до 6 м, диаметр в свету до 6 м 6—7 Одно- нли двухвен цовое с одно- ил и двухконическими венцами Наличие в устье каналов, наличие слоев пород различной прочности 8—9 Одно- или двухступенчато-вен- цовое с плоскими кониче¬ скими основаниями и одно- ил и двухконическими венцами Опирание на устье горнотехниче¬ ских сооружений, наличие в устье каналов слабых пород 10—11 Устье увеличенного диаметра с галереями Сооружение стволов специальными способами 12 Коническое (воронкообразное) Опирание на устье башенного копра или надшахтного здания ностыо. На устье ствола опираются станок копра и колонны надшахтного здания, подвешиваются временная или постоянная крепь и проходческое оборудование, размещаются технологические проемы и каналы, вентиляционные и водоотливные трубы, кабели, трубы сжатого воздуха. Устье может служить фундаментом башенного копра или надшахтного здания. Конструктивное решение устья зависит от назначения, формы поперечного сечения, материала крепи, способа сооружения ствола, величины вертикальных нагрузок, условий залегания и физико-механических свойств горных пород. Разновидностями устьев вертикальных стволов являются (рис. 4.12): ступенчатые (а), венцовые (б), ступеичато-венцовые (с), специальные (а). Условия применения различных видов крепи приведены в табл. 4.18. При опирании надшахтных зданий и башенных копров на устье ствола применяется воронкообразное устье (рис. 4.13) конструкции Гипрошахта. Крепь 168
устья комбинированная — из желе¬ зобетонных тюбингов с внутренним слоем монолитного железобетона. 4.3. КРЕПЬ ГОРИЗОНТАЛЬНЫХ И НАКЛОННЫХ ВЫРАБОТОК 4.3.1. Арочная металлическая крепь Арочная металлическая крепь представляет собой рамную несущую конструкцию, выполненную из отдель¬ ных арок, устанавливаемых на некото¬ ром расстоянии друг от друга по длине выработки. Конструктивно арка трехзвенной крепи АП-3 (рис. 4.14, а) состоит из верхняка и боковых стоек. Верхняк арки соединяется со стойками с по¬ мощью хомутов, обеспечивающих кон¬ структивную податливость крепи по высоте. Пятизвенная крепь АП-5 (рис. 4.14, б) имеет большую податли¬ вость по высоте за счет применения дополнительных ножек, соединенных хомутами с боковыми стойками (типо¬ вой проект 401-11-58, Южгипрошахт, 1977). Арочная податливая крепь ре¬ комендуется для выработок, прово¬ димых в породах с / = 3—9, и пред¬ назначена для крепления горизонталь¬ ных и наклонных (до 30°) одно- и двух¬ путных горных выработок. Величина расчетной податливости крепи должна соответствовать величи¬ нам ожидаемых смещений, приведен¬ ным ниже. Типовые сечения горных выработок, закрепленные металлической арочной трехзвенной крепью, рекомендуется применять в выработках, находящихся как вне зоны влияния очистных работ, так и в зоне влияния очистных работ, где величина вертикальных смещений не превышает 300 мм. Пятизвенную крепь рекомендуется применять в выработках, располагаемых в зоне влияния очистных работ, где величина вертикальных смещений больше 300 мм. Рис. 4.13. Устье ствола, предназна¬ ченное для опирания башенного копра массой до 12 тыс. т Допускаемая податливость по высоте, мм Трехзвенная АП-3 300 Пятизвенная АП-5 с податливостью 300 мм 600 Пятизвенная АП-5 с податливостью_500 мм 800 Пятизвенная АП-5 с податливостью00 мм 1000 В результате проведенной унификации принято семь типоразмеров сечений горизонтальных и наклонных выработок с арочной трехзвенной крепью (табл. 4.19). Унифицированные размеры элементов трехзвенной крепи (радиусы гнутья верхняков, ножек) приняты и для пятизвенной крепи АП-5. Длительный опыт эксплуатации металлической арочной трехзвенной крепи в условиях Кузнецкого бассейна показал, что наиболее рациональной для этих 169
Основные размеры арочной крепи О СО И К t- ю 03 Н о см СО К \о 03 Н <и Е са о О {2 СП) O’) О’ФОО'?}' «Н«ЮчГ^ЧГ*Н О О О О О о о NNNNOOCO СО СО чф -чф чф "Ч^ч LO COClOClOOCl *-ч СМ см со '■af -ч^ч СО о о о о о о о Ю Ю Ч? «Ф со со СО OOCOCOCD03N с£ S lOifl — '—< см см -ч^ со со *-ч _ о со с-- -н —< см см см см см С ж НО НО НО *-ч СМ СМ -чф ч^ч СО со —ч СО СО t"- —ч —н —< см' см см см i1 s со СО *~ч со ю СО -ч^ч t4- со •— см со см см см" см со со со Г2 О Ь- СМ -ч^ НО СО СО' - (М Ю со О О см см см см см со со" Is оосо—чсо-^ю^- но со 05 о со «а< оо: а; см см см" со со со" со О. С £ О СО СО СО О —ч N СО ч-ч СМ Ю CD ч- а; ■ см" см со со со со ^ Cq'E 0 СОЬОИП Ч-* ч^МООСМЬч- CM of со со ^ чф НО СМ со со чг ю ю Ю Ю С7Э ОО СМ ■*& О со со СМ со СО со со <мГ Ч^ЮЮ t'- О {"" *-ч СО ч—-чф CD СО СО СО lO LQ СТ) —' 05 СО -ч СО ОО (NtDOOlO WiON СО СО СО "*& НО НО* iQ~ <N«00 ОСО ОО ОО сГ со НО о —— CS Л О CfXO ТО 03 о Л tH Ю с ■ч^СО UO ^ СО LO СМ СО N со о о! К 170
Рис. 4.14. Схемы сечений выработки с трехзвенной (а) и пятизвенной (б) арочной крепью Таблица 4.21 Основные размеры выработки Площадь сечения выработки, м Размеры при величине вертикальной податливости 500 мм в свету в про¬ ходке впр» м вкр* м в, м впр» м вкр* м а0 Ро f = 3 f = 3 f = 3 f = 3 7.9 8.9 10,3 12,5 15,2 17,1 10,1 11,1 12,9 15,4 18,6 20,6 3,17 3,46 3,79 4,42 5,04 5,49 2.73 3,02 3,32 3,95 4,53 4,98 291 323 351 404 467 510 337 345 372 384 416 427 318 326 351 363 394 405 122°2Г 102°22' 82° 82° 96°38' 96°38' 38°49' 38°49' 49° 49° 4Г41' 41°4Г 171
Таблица 4.22 Основные размеры выработки Площадь сечения выработки, м2 Размеры (м) в свету в проходке ^пр ^СВ В, В ho ht ft 2 6,5 8,6 3,31 3 2,12 2,75 0,55 1,06 2,58 7,5 9,7 3,51 3,2 2,12 3,06 0,51 1,2 2,82 8,3 10,8 3,71 3,4 2,59 3,21 0,71 1,1 2,82 8,7 12,2 3,95 3,6 2,91 3,33 0,87 1,06 2,89 12 16,8 4,63 4,25 3,49 4,16 1,06 1,21 3,37 13,2 19,9 5,03 4,65 4,17 4,47 1,45 1,02 3,38 15,3 23,2 5,43 5,05 4,58 4,87 1,61 1,06 3,62 условий является крепь из профиля со стойками, устанавливаемыми с наклоном внутрь выработки (рис. 4.15). Профиль в выработке располагается открытой частью к породе. Величина вертикальной податливости принята равной 300 мм. Данная конструкция является рациональной в условиях сближения боков и уменьшения высоты выработки. Крепь после осадки приобретает одноцентровое очертание (типовой проект 401-11-53, Центрогипрошахт, 1975). Основные размеры выработок, закрепленных трех- и пятизвенной крепями, приведены соответственно в табл. 4.20 и 4.21. При проведении горных выработок в слабых и пучащих породах применяется стальная кольцевая податливая крепь (рис. 4.16, табл. 4.22), представляющая 172 Рис. 4.15. Схема сечения выработки с арочной крепью для условий бокового сжатия (значения размеров при¬ ведены в типовом "проекте)
собой четырехзвенное кольцо из спецпрофиля (типовой проект 401-11-30, Центрогипрошахт, 1968). 4.3.2. Анкернометаллическая крепь конструкции КузНИИшахтостроя Комбинированная анкерноме¬ таллическая крепь (рис. 4.17) пред¬ ставляет собой сочетание анкерной с металлической арочной крепью из спецпрофилей СВП-17, СВП-22 и СВП-27. В качестве дополнитель¬ ного поддерживающего элемента применяются межрамные стяжки, с помощью которых металлические арки как бы «пришиваются» анке¬ рами к породе, за счет чего обеспе¬ чивается совместная работа упроч- Рис. 4.16. Схема ^ сечения ^ выработки пенного анкерами массива и метал- ПРИ кольцевой податливой крепи лической арочной крепи. Анкеры устанавливаются в промежутках между арками крепи. В качестве межрамного ограждения могут применяться железобетонные и деревянные затяжки, рулонный стеклопластик, металлическая сетка и лр. Металлическая арочная крепь выполняется по типовым проектам Центро- гипрошахта, Карагандагипрошахта, Южгипрошахта (см. рис. 4.14—4.16). Расстоя¬ ние между арками крепи берется из следующего унифицированного ряда: 0,5; 0,8; 1; 1,2 м. В зависимости от горно-геологических условий в качестве анкерной крепи используются: металлические сталеполимериые анкеры (рис. 4.18) с закреплением замков быстротвердеющими составами на основе синтетических смол (типа АСП, АКХ и др.) или комбинированными смесями на цементной основе (АКЦ); металлические анкеры, закрепляемые быстротвердеющими смесями на цементной основе по всей длине скважины методом задавливания или иньекциро- вания (рис. 4.19); металлические анкеры с распорными замками типа АК-8; АР-2. Межрамная стяжка представляет собой металлический сварной каркас. Материалом для ее изготовления может служить полосовая сталь Б ПН 4 ГОСТ 19 903—74 \ ЛИСТ Ш. 3 сп ГОСТ 14 637-69") МИ С™Ь КруГЛ°Г° сечения I В 16 ГОСТ 2590—71 \ VKpyr ст. ГОСТ 535-58 / * В качестве межрамной стяжки может быть использована также полосовая сталь толщиной 4—8 мм с круглыми или эллиптическими отверстиями для анке¬ ров, причем размер стяжек зависит от шага установки металлической арочной крепи. Расход металла на 1 м выработки при анкернометаллической крепи при¬ веден ниже. Расход металла (т) на I м выработки При шаге При шаге установки установки 1,26 рамы/м 1 рама/м Металлическая арочная крепь из СВП-27 0,457 0,366 Анкеры 0,03 0,024 Межрамная стяжка 0,027 0,021 Итого. . . 0,514 0,411 173
Рис. 4.17. Схема сечения выработки при анкернометаллической крепи
t Рис. 4.18. Комплект анкерной крепи Рис. 4.19. Железобетонный анкер, устана¬ вливаемый методом задавливания: 1 — стальной стержень; 2 — цементно-песча¬ ный раствор; 3 — уплотнительное кольцо; 4 — натяжная гайка
4.3.3. Монолитная бетонная и железобетонная крепь Бетонная крепь применяется для крепления капитальных горизонтальных горных выработок с большим сроком службы и находящихся вне зоны влияния очистных работ (выработки околоствольных дворов, квершлаги, магистральные штреки в пределах околоствольных целиков). В зависимости от горно-геологических условий для крепления горных выра¬ боток применяются: бетонная крепь с вертикальнымистенами и сводчатым перекрытием (рис. 4.20) для пород с f = З-е-9; бетонная крепь с вертикальными стенами, сводчатым перекрытием и обратным бетонным сводом (рис. 4.21) для пород крепостью / = l-f-2; Рис. 4.20. Схема сечения выработки Рис. 4.21. Схема сечений выработок с монолитной бетонной крепью и сводча- с замкнутой монолитной бетонной тым перекрытием крепью бетонная цилиндрическая арочная крепь с обратным сводом (рис. 4.22) для сложных горно-геологических условий при расчетных нагрузках 0,35—0,5 МПа (типовой проект 4-01-97, Центрогипрошахт, 1965 г.). Бетонная крепь с вертикальными стенами и сводчатым перекрытием приме¬ няется в выработках со сроком службы более пяти лет. Стены, фундаменты и перекрытия выработок возводятся из бетона марки 150. Фундаменты стен заглублены со стороны водоотливной канавки на 500 мм и с противоположной стороны на 250 мм. Толщина крепи принимается в зависимости от ширины выработки и коэффициента крепости пород согласно табл. 4.23 и про¬ веряется расчетом. Замкнутая бетонная крепь с вертикальными стенами и прямым и обратным сводами разработана для выработок со сроком службы более пяти лет. Стены, прямой и обратный своды возводятся из бетона марки 150. Толщина крепи в зави¬ симости от ширины выработок и коэффициента крепости пород приведена в табл. 4.24. Сечения горизонтальных выработок с бетонной цилиндрической и арочной бетонной крепыо с обратным сводом разработаны для сложных условий со сроком службы более пяти лет. Для крепления выработок применяют бетон марки 200. Толщина крепи в зависимости от диаметра выработок в свету и ожидаемых нагрузок приведена в табл. 4.25. Толщина крепи в конкретных условиях проверяется расчетом. Металлобетонная крепь (железобетонная с жесткой арматурой) предназна¬ чена для крепления одно- и двухпутных горизонтальных капитальных горных выработок глубоких угольных шахт, расположенных вне зоны влияния очистных работ, испытывающих вертикальную нагрузку 0,2 МПа и 0,4 МПа при полном смещении породного контура сечения выработки в пределах 80—100 мм. В основ¬ ном это протяженные выработки околоствольных дворов, закладываемые в не¬ устойчивых и средней устойчивости породах (III, IV категории) типа глинистых и 176
Таблица 4.23 Толщина крепи Ширина выработки в свету, мм Толщина крепи (мм) при коэффициенте крепости пород 3 4- -6 7- -9 толщина свода толщина стен толщина свода толщина стен толщина свода толщина стен 1800—2000 170 200 170 200 170 200 2001—2200 170 200 170 200 170 200 2201“2400 170 200 170 200 170 200 2401—2600 200 250 170 200 170 200 2601—2800 200 250 170 200 170 200 2801—3000 200 250 170 200 170 200 3001—3200 200 250 170 200 170 200 3201—3400 200 250 170 200 170 200 3401—3600 200 300 200 250 170 200 3601—3800 200 300 200 250 170 200 3801—4000 200 300 200 250 170 200 4001—4200 200 300 200 250 170 250 4201—4400 200 300 200 250 170 250 4401—4600 200 300 200 300 200 250 4601—4800 250 350 200 300 200 250 4801—5000 250 350 200 300 200 250 5001—5200 250 350 250 300 200 300 5201—5400 300 400 250 300 200 300 Таблица 4.24 Толщина крепи Ширина выработки в свету, мм Толщина крепи (мм) при коэффициенте крепости пород 1 2 толщина верхнего свода толщина стен толщина обратно¬ го свода толщина верхнего свода толщина стен толщина обратно¬ го свода 1800—2000 200 300 200 200 250 200 2001—2200 200 300 200 200 250 200 2201—2400 200 300 200 200 250 200 2401—2600 250 300 250 200 300 200 2601—2800 250 300 250 200 300 200 2801—3000 250 300 250 200 300 200 3001—3200 250 300 250 200 300 200 3201—3400 250 350 250 250 300 250 3401—3600 250 350 250 250 300 250 3601—3800 250 350 250 250 350 250 3801—4000 300 400 300 250 350 250 4001—4200 300 400 300 250 350 250 4201—4400 300 400 300 250 300 250 4401—4600 300 400 300 250 350 250 4601—4800 350 450 350 300 400 300 4801—5000 350 450 350 300 400 300 177
Т а б л и Ц а 4.25 Толщина крепи Толщина крепи (мм) при расчетной нагрузке Диаметр выработки 0,35 МПа 0,5 МПа в свету, мм толщина толщина толщина толщина верхнего свода нижнего свода верхнего свода нижнего свода 3000—3200 300 300 350 350 3201—3400 300 350 350 450 3401—3600 350 400 400 500 3601—3800 350 " 400 400 500 3801—4000 350 400 400 500 4001—4200 350 400 400 500 4201—4400 350 450 400 550 4401—4600 400 450 450 550 4601—4800 400 450 450 550 4801—5000 400 500 450 600 песчаных сланцев с пологим залеганием пластов, когда преобладает преимущест¬ венно вертикальное давление со стороны массива. В результате унификации типо¬ размеров сечений в проекте (типовой проект 403-3-57, Юж- гипрошахт, 1975) разработаны: для непучащих пород — семь типоразмеров сечений без обратного свода с полуциркуль¬ ным сводом и прямыми стенами; для пучащих пород — семь типоразмеров сечений сегмент¬ ной формы с выположенным об¬ ратным сводом. Надо отметить, что метал¬ лобетонная крепь является са¬ мой дорогостоящей, материало¬ емкой, трудоемкой и слабопод- дающейся механизации. Поэтому применять ее надо в исключи¬ тельных случаях с необходимы¬ ми обоснованиями. 4.3.4. Сборная железобетонная крепь Гладкостенная тюбинговая крепь является многошарнирной крепью с ограниченной податли- Рис. 4.22. Схемы сечений вы¬ работки с монолитной бетонной крепью для неустойчивых пород (IV и V категорий): а — выработка круглого сечения; 0 — сводчатая 178
Таблица 4.26 Типоразмер выработок с крепью из тюбингов^ Т ипоразмер выработок Основные размеры выработок, мм Расчетная нагрузка на крепь, кН/м2 Толщина крепи, мм Площадь сечения в свету, м2 с арочной крепью с замкну¬ той крепью с арочной крепью с замкнутой крепью >> X v о сх го замкнутую с арочной крепью с замкну¬ той крепью 1,2 1 1! II II ООО R = 2200 В2 = 4090 /ii= 3210 100 200 300 400 130 200 9,4 11,1 п,1 3 2 R = 2700 В2 = 5340 ht = 3310 R = 2700 В2 = 5340 />1 = 3310 100 200 300 400 160 200 13.6 14,1 14.6 13.6 14,1 14.6 4 — R = 2700 В2 = 5140 ht= 3720 100 200 300 — 160 200 15,8 — 5 — R = 3000 В2 = 5910 /ii= 3710 — 200 300 — 200 17,2 — 6 — R = 3000 В2= 5670 /ц= 4180 — 200 300 — 200 19,9 — 7 — R = 3000 В2 = 5310 /ii = 4600 — 200 300 — 200 22,2 — востыо. Податливость достигается за счет обжатия стыков между элемен¬ тами в арке крепи и забутовочного слоя. Тюбинг представляет собой железобетонный цилиндрический сегмент, состоя¬ щий из плиты, ограниченной по периметру ребрами, шириной 750 мм и массой 250—500 кг. В результате проведенной унификации элементов тюбинговой крепи в проекте (типовой проект 401-011-60, КузНИИшахтострой—Центрогипрошахт, 1980) принято три типоразмера тюбингов с внутренним радиусом 2,2; 2,7 и 3 м и такое же число полутюбингов. Разработано семь типоразмеров выработок с ароч¬ ной крепью для откаточных и вентиляционных выработок, в том числе два типо¬ размера с замкнутой крепью — для сложных горно-геологических, условий (табл. 4.26, рис. 4.23, а, б). Тюбинги скрепляются между собой болтами М16Х160 мм через предусмо¬ тренные в них закладные детали (проушины). В зависимости от горно-геологических условий закрепное пространство заполняется породой, полученной от проведения выработки, или производится тампонаж цементно-песчаным раствором. Сборная железобетонная тюбинговая крепь конструкции КузНИИшахтостроя предназначена для крепления горизонтальных капитальных выработок. 179
Рис. 4.23. Схемы сечений горной выработки с гладкостенной тюбин¬ говой крепыо: а — арочная крепь; б — кольцевая крепь Рис. 4.24. Железобетон¬ ная сборная крепь из тюбингов КТАГ Тюбинги КТАГ. Крепь из тюбингов КТАГ (конструкции ВНИИОМШСа) предназначена для крепления горизонтальных капитальных горных выработок, расположенных вне зоны влияния очистных работ, при отсутствии пучения пород почвы. Максимальная допустимая нагрузка на крепь 0,3 МПа. Крепь из гладких тюбингов имеет незамкнутую форму циркульного очер¬ тания (типовые сечения горных выработок с арочной крепью из железобетонных тюбингов КТАГ (Южгипрошахт — ВНИИОМШС, 1971). Крупноразмерный тюбинг арочной крепи (КТАГ) представляет собой железобетонный цилиндри¬ ческий сегмент (рис. 4.24), состоящий из плиты, ограниченной по периметру ребрами. Плита расположена на вогнутой стороне тюбинга, а ребра — на выпук¬ лой. Число тюбингов в арке крепи в зависимости от площади сечения выработки составляет 5,5-—7,5 шт., ширина тюбинга — 1000 мм, его масса —до 500 кг. Тюбинги смежных арок устанавливаются с перевязкой горизонтальных швов за счет применения полутюбингов ПКТАГ, представляющих собой конструктив¬ ную половину тюбинга КТАГ. Рабочие чертежи арочной крепи из гладких тюбингов КТАГ разработаны для шести диаметров арок 3,8; 4,1; 4,9; 5,2; 5,5 и 5,8 м. 180
Применение крепи из гладкостенных тюбингов конструкции КузНЙЙшаЗс- тостроя и ВНИИОМШСа позволяет внедрить более прогрессивные способы изго¬ товления и возведения крепи, применить при проектировании и строительстве унифицированные сечения выработок и элементы крепи, сократить расход ме¬ талла, обеспечить безремонтное поддержание и высокие скорости сооружения выработок. Железобетонная трапециевидная крепь. Железобетонная жесткая и податли¬ вая крепи представляют собой трапециевидные рамы, состоящие из двух железо¬ бетонных стоек конструкции ИГД им. А. А. Скочинского и металлического шар¬ нирно-подвесного верхняка из спецпрофиля (типовой проект 401-11-33, Центро- гипрошахт, 1971). В жесткой крепи применяются стойки жесткой конструкции, а в податливой — податливой конструкции. Верхняк соединяется со стойкой с помощью подвесной скобы, которая опирается на деревянную подкладку тол¬ щиной 10—12 см, укладываемую на верхней конец стойки. Стойки жесткой и податливой конструкций представляют собой железо¬ бетонные пустотелые элементы прямоугольного сечения, армированные сварными каркасами. Несущая способность стоек жесткой конструкции по данным ИГД им. А. А. Скочинского равна на сжатие 0,35—0,4 МН, на изгиб — 25—30 кН. Податливая железобетонная стойка прямоугольного сечения отличается от жесткой тем, что ее нижняя податливая часть имеет ослабленную арматуру и уменьшенную толщину стенки. Таблица 4.27 Число рам на 1 м выработки К о К Число рам на м выработки и расстояние между к О рамами при коэффициентах крепости пород Пролет выработки X сх о о 7—9 4-6 3 ю о в свету поверху /1» расстоя- расстоя- расстоя- 2 число ние число ние ЧИСЛО иие кs ! рам между рам между рам между 5*4 X к рамами рамами рамами 1700 14 1600—2000 0,9 и 0,9 и 1 1 1900 14 1600—2000 0,9 и 0,9 и 1 1 2100 14 1600—2000 0,9 и 0,9 и 1 1 2300 2500 17 2001—2400 0,9 и 0,9 и 1,25 0,8 2700 19 2400—2700 0,9 и 0,9 и 1,25 0,8 2900 22 2601—2800 0,9 и 1 1 1,25 U 3100 27 2801—3000 0,9 и 1 1 2 0,5 3300 27 3001—3200 0,9 и 1,25 0,8 2 0,5 3500 27 3201—3600 0,9 и 1,25 0,8 2 0,5 3700 27 3900 27 3001—3800 1 1 1,25 0,8 2 0,5 4100 27 3801—4000 1 1 2 0,5 2 0,5 4300 27 4001—4200 1,25 0,8 2 0,5 2,5 0,4 4500 27 4201—4400 2 0,5 2 0,5 2,5 0,4 181
Рис. 4.25. Схема сечения выработ¬ ки, закрепленной железобетонными стойками с гори¬ зонтальным шар¬ нирно-подвесным верхняком из спец- профиля Жесткие и податливые стойки изготавливаются семи типоразмеров длиной от 2,1 до 3,3 м с применением бетона марок 300 и 400. Величина податливости в податливых стойках равна 200 и 300 мм. Для крепления всех выработок при¬ нято пять типоразмеров жестких стоек длиной 2,1; 2,3; 2,5; 2,9 н 3,1 м и пять типоразмеров податливых стоек длиной 2,5; 2,7; 2,9; 3,1 и 3,3 м. Шарнирно-подвесной верхняк состоит из спецпрофиля массой 14, 17, 19, 22 и 27 кг/м, охватов, привариваемых к концам балки, подвесных скоб и ограничи¬ телей нагрузки. Для крепления всех выработок с жесткими и податливыми стойками при¬ нято 14 типоразмеров верхняков длиной от 1,9 до 4,5 м, отличающихся по длине на 200 мм. Число рам на 1 м выработки в зависимости от крепости пород и длины верх¬ няков (пролета выработок в свету) для жесткой и податливой крепей приведены в табл. 4.27. Приведенные в табл. 4.27 число рам и расстояние между ними для пород с / =3 при длине верхняка более 3,5 м относятся только к жесткой крепи. Рамная железобетонная крепь жесткой конструкции предназначена для креп¬ ления горизонтальных и наклонных (до 20—25d) выработок со сроком службы более двух лет, не подверженных влиянию очистных работ в породах / > 3 при отсутствии пучащих пород почвы. Рамная железобетонная крепь податливой конструкции предназначена для крепления горизонтальных и наклонных (до 20— 25°) горных выработок со сроком службы более двух лет, находящихся в зоне влияния очистных работ в породах с f > 3 при отсутствии пучащих пород почвы. Схема сечения выработки показана на рис. 4.25. Применяются также крепь из жестких железобетонных стоек и шарнирно¬ подвесного верхняка из двутавровых балок, крепь из податливых железобетонных стоек и шарнирно-подвесного верхняка из специального взаимозаменяемого шахт¬ ного профиля. Железобетонная стойка представляет собой тонкостенную железо¬ бетонную трубу, армированную прямыми продольными стержнями, связанными один с другим особой звездчатой спиралью. Труба изготовляется из высокопроч¬ ного бетона марок 400 и 500 (типовой проект 401-11-25, Южгипрошахт, 1971). 4.3.5. Блочная крепь Блочная бетонная крепь (рис. 4.26, табл. 4.28) является многошарнирной податливой конструкцией, состоящей из клиновидных неармированных блоков, между которыми установлены податливые плоские прокладки (типовой проект 401-11-43, Центрогипрошахт, 1972). Исследования показали, что технически и экономически целесообразными являются блоки с длиной дуги по внутреннему контуру, равной 800 мм, которая принята единой для всех блоков верхнего и нижнего сводов. Ширина блока 500 мм. 182
Основные размеры выработки •'’N са . к tr; ssvb. \D те oSs CS£ д О О cc _\D со P To ^fes- 2 * £ X Rt H c CO W П.О £>£ X < 5 о Ю о. о a> c ct о X о. CD O0 СО О CN CN OOCNx^-^cDCOOOCN-'tf'^CDCO <MOJCNCNCN<NICNCN<N<NC<ICN1CNCN x^x^cDCOCOOCNOCN^COOCNCD <N<M<NCNCN СО СО СО СО СО СО ^ ^ 00 —< о ^-T CO ~ о CN CD — oo CD CN CO CN CD — CO CD CN oo CO CN CD 00 CO ’”1 CN CD CO CN CN со со" со" CO CO CN CN со co co CO CO *C3 oo CO CO CO OP op CO co CO CO OP о о о о о О о о о о о О О О со CD r- CD СО CO CD •o« CD CO =Q CO CD tO CN CO CO CD to l"- CN CO CO CO CO Ю to CO CO CO OP to to CN h- CD CN CD -=f CN r- CD CN CD xo C? 00 CD О CD IN о CO CD О OP CD N о ~ CN CN CN CN CO CN CN CN CN CO CD CO Ю CN 00 rp OP CD CO Ю CN 00 X CN to CD О co 00 CN tO IN CD О CO CO Q •ЧГ Ю CD CD CD Tj< OP to CD CD CD ks N- CD CD CO IN- CN CO „ CO CD eg CN CN CO CD CN to О-1 CD CO rp CD CD CO к * 1 V-. CN CN ’"4 CN CN CN CO СП ю Ю N CO o' cm" *■* CO co co to CO CO cd co CD CD CO x^T CD 2 CN CO 'J ID CD < < < < X !*; X < < Г"р ’—i <N СО x^ Ю CD t-—. «iriranranmti ЮЮЮЮВДМЮМЮЮВДВДЮВД 183
Толщина блоков в зависи¬ мости от площади сечения вы¬ работки и требуемой несущей способности крепи составляет 300 мм для однопутных и 400 мм для двухпутных выработок. Марка бетона по прочности на сжатие 300—400. Блочная бетонная крепь предназначена для крепления горизонтальных капитальных и подготовительных горных вы¬ работок (квершлагов, выработок околоствольпых дворов и штре¬ ков), приводимых в тяжелых горно-геологических условиях глубоких и неглубоких шахт (категории устойчивости IV—V). Крепь может применяться также для крепления наклонных выра¬ боток с углом наклона до 204. Замкнутая крепь (БКЗ) предназначена для крепления выработок в слабых, весьма не¬ устойчивых породах при всесто¬ роннем горном давлении, а блочная арочная (без обратного свода) (БКА) — в неустойчивых породах при отсутствии пуче¬ ния почвы. 4.3.6. Анкерная и набрызгбетонная крепи В последние годы в горно¬ добывающей промышленности все более широкое применение находят облегченные виды крепи подземных выработок с примене¬ нием набрызгетона и анкеров. На шахтах черной и цветной металлургии анкерами в соче¬ тании с набрызгбетоном и металлической сеткой закреплены сотни километров горных выработок. Определенный опыт применения набрызгбетонной крепи в сочетании с анке¬ рами накоплен и в угольной промышленности. В Центральном районе Л;нбасса набрызгбетоном с анкерами закреплено свыше 1500 м горных выработок. Тадой же опыт имеется в Кузнецком и Кизеловском бассейнах, на Дальнем Востоке и в Воркуте. Днепрогипрошахтом разработан экспериментальный проект, в котором при¬ ведены сечения выработок околоствольпых дворов, квершлагов и полевых штре¬ ков, закрепленных анкерами и набрызгбетоном (экспериментальный проект «Сече¬ ния горных выработок с крепыо из анкеров и набрызгбетона», Днепрогипрошахт, 1979). Форма поперечного сечения выработок, закрепленных комбинированной крепью из анкеров и набрызгбетона, принята в проекте прямоугольно-сводчатая с прямыми стенами и трехцентровым коробовым сводом с пролетом в свету от 2,95 до 5,35 м (рис. 4.27). Проектом предусмотрено шесть типоразмеров выработок (табл. 4.29). При креплении выработок в качестве несущего элемента предусматриваются железобетонные анкеры из металлических стержней периодического профиля 184
Рис. 4.27. Схемы сечеиий вырабо¬ ток с комбиниро¬ ванной анкерно- набрызгбетонной крепью диаметром 22 мм, закрепляемых в скважинах цементным раствором по всей глу¬ бине скважин. Толщина набрызгбетонного покрытия 30 мм. Выбор материалов и их подбор для приготовления набрызгбетоиа, а также выбор средств и способов возведения крепи рекомендуется производить в соответ¬ ствии с Указаниями по технологии возведения набрызгбетонных крепей при проведении горизонтальных горных выработок, разработанных ВНИЙОМШСом (1976 г.), Инструкцией по применению дабрызгбетонных крепей в Донбассе (ДонУГИ, 1977 г.) и книгой «Крепление ]горных выработок угольных шахт на- брызгбетоном». Комбинированную крепь из анкеров и набрызгбетоиа рекомендуется при¬ менять для крепления капитальных выработок, расположенных вне зоны влияния очистных работ. На рудных шахтах черной металлургии в зависимости от горно-геологических условий, свойств пород, характера проявлений горного давления применяются следующие виды крепи (типовой проект 403-3-58, Кривбасспроект, 1976): торкрет-бетон, анкерная с торкрет-бетоном, анкерная со стальной сеткой и торкрет-бетоном; комбинированная анкерная со стальной сеткой и набрызгбетоном. Торкрет-бетон применяется в выработках, пройденных в монолитных устой¬ чивых, не склонных к выветриванию породах с f :> 10. Толщина слоя торкрет¬ бетона 50 мм. Анкерная крепь с торкрет-бетоном применяется в выработках, пройденных в трещиноватых, склонных к выветриванию породах с / > 10. Рас¬ стояние между трещинами более 10 см. Крепление выработки железобетонными анкерами производится согласно Временной инструкции по применению железо¬ бетонных штанг на шахтах Криворожского бассейна. Анкеры изготовляются из арматурной стали диаметром 22 мм, длиной 1800 мм и устанавливаются в шахмат¬ ном порядке, перпендикулярно к напластованию пород. Расстояние между анке¬ рами 800 мм. Толщина слоя торкрет-бетона 50 мм. Анкерная крепь со стальной сеткой и торкрет-бетоном применяется в выработках, пройденных в породах с f >• 10 (породы трещиноватые с расстояниями между трещинами до 10 см). Стальная сетка № 80-4 ГОСТ 5336—80 прижимается к поверхности выработки опорными плитами анкеров. Затем выработка торкретируется слоем толщиной 50 мм. Анкерная крепь со стальной сеткой и набрызгбетоном применяется в выработ¬ ках, пройденных в породах с / = 7ч-9, где наблюдаются смещения породной поверхности выработки и возможны вывалы. Длина анкеров и их расположение принимаются такими же, как при анкер¬ ной крепи с торкрет-бетоном. Толщина слоя набрызгбетоиа 150 мм. Стальная сетка № ЮО-5 ГОСТ 5336—80. Анкерную крепь рекомендуется применять для крепления выработок, прой¬ денных по породе и углю с подрывкой боковых пород в зоне установившегося горного давления с залеганием пород до 25° и крепостью по шкале М. М. Про- 185
Таблица 4.29 Число анкеров и расстояние между ними Типо¬ размер выра¬ ботки Основные размеры, мм Ко¬ лея, мм Площадь сечения в свету, м2 Величина показателя при коэффициенте крепости пород 4—6 7-9 10-14 более 14 1 R = 2040 г= 770 Я = 2720 В = 2950 600 900 6,8 5 * 5 4 4 1500 1100 1200 1300 2 R = 2860 г ----- 920 II = 2860 В = 3500 600 900 8,4 6 5 5 4 1100 1200 1300 1500 3 R = 2730 г= 1030 II = ЗОЮ В = 3950 600 9,9 6 6 5 4 1100 1200 1300 1500 4 R == 3150 г= 1190 Я = 3210 В = 4550 600 12,2 7 7 6 5 1100 1200 1300 1500 5 R = 3490 г= 1320 Я = 3370 В = 5050 600 14,2 8 7 7 6 1100 1200 1300 1500 6 R = 3700 г= 1400 Я = 3470 В = 5350 900 15,4 8 7 7 6 1100 1200 1300 1500 * В числителе приведено число анкеров (шт.), в знаменателе — расстояние (мм) между анкерами. тодьяконова / = 4т-9 при нагрузках на анкер 50 кН (типовой проект 401-11-26, Южгипрошахт, 1971). Исходя из условий залегания боковых пород и области применения анкерной крепи, приняты три формы сечений выработок: прямоугольная — для пород с / == 4-г-9 при горизонтальном и пологом залегании с углом падения до 25°; прямоугольная с наклонной кровлей от 1 до 10° по углу падения пласта для пород с f = 4-т-9; сводчатая — циркульный свод и вертикальные стены при нечетко выражен¬ ном напластовании пород с / = 4т-6. Сводчатая форма сечений принята для комбайнового проведения выработок. 186
В последнее время анкерная крепь получила широкое распространение во многих бассейнах, для различных горно-геологических условий, площадей сече¬ ний и разнообразных конструкций анкеров. В ближайшее время выйдут новые типовые проекты для анкерной крепи. 4.3.7. Деревянная крепь Деревянная крепь предназначена для крепления горных выработок на шах¬ тах, разрабатывающих пласты на малых и средних глубинах. В зависимости от конструктивного исполнения деревянная крепь для горизонтальных выработок имеет три варианта (типовой проект 401-11-17, Центрогипрошахт, 1966): с горизонтальным верхняком; с наклонным верхняком, соответствующим углу падения пласта (при пологом падении); с горизонтальным верхняком и наклоном одной стойки, соответствующим углу падения пласта (при крутом падении). Сечения горных выработок, закрепленных деревянной крепью, разработаны для условий проведения их в породах по углю с подрывкой пород, не склонных к пучению, с / = 3-i-9. В качестве крепежного леса применяют сосну. Для усло¬ вий Подмосковного бассейна и в подобных условиях других бассейнов для слабых пород разработан специальный проект (типовой проект 401-11-30, Центрогипро¬ шахт, 1968). Сечения выработок, закрепленных деревянными неполными рамами, запроектированы для пород с / = 14-2. Выработки, закрепленные деревянными полными рамами, запроектированы для тех же условий, но с пучащими породами почвы. 4.4. РАСЧЕТ КРЕПИ 4.4.1. Основные расчетные положения 1. Крепь капитальных горных выработок следует проектировать на основа¬ нии расчетов. Упрочняющую и изолирующую крепи из анкеров или иабрызгбетона в породах I и II категорий устойчивости:(см. табл. 4.3) допускается проектировать без расчета на основании имеющихся рекомендаций и производственного опыта. 2. Конструкции крепи рассчитываются по двум группам предельных состоя¬ ний в соответствии со СНиПом по основным положениям проектирования строи¬ тельных конструкций и оснований: по несущей способности на прочность и в необходимых случаях на устой¬ чивость формы конструкции (первая группа предельных состояний); по деформациям или на трещиностойкость (вторая группа предельных со¬ стояний). Расчет по предельным состояниям первой группы следует производить только по сжимающим напряжениям. Расчет конструкций, предельные состояния которых недостаточно изучены, а также конструкций, к которым предъявляются требования трещиностойкости, производится по упругой стадии. 3. Расчет крепи должен производиться, как правило, на основе схемы кон¬ тактного взаимодействия крепи с массивом пород с учетом: формы и размеров поперечного сечения выработки; конструкции крепи и особенностей технологии ее возведения; начального поля напряжений в массиве пород; механических свойств массива пород и материала крепи. Допускается производить расчеты методами теории упругости, принимая массив пород линеяярдеформируемым, а также с учетом физической нелинейности пород и материала крепи — численными методами механики сплошной среды (методы конечных элементов, сеток, конечных разностей). 187
В необходимых случаях допускается производить расчеты по известным нагрузкам на крепь с использованием данных натурных измерений и по «актив¬ ным» нагрузкам с учетом «пассивного» отпора пород. 4. Крепь следует рассчитывать с учетом возможных для отдельных элементов или крепи в целом неблагоприятных сочетаний нагрузок и воздействий, которые могут действовать одновременно при строительстве или эксплуатации выработки. Рассматриваются следующие сочетания нагрузок и воздействий: основное сочетание, состоящее из постоянных, временных длительных и крат¬ ковременных нагрузок и воздействий; особое сочетание, состоящее из постоянных и временных длительных нагрузок и воздействий и одного из особых воздействий!. Под нагрузками на крепь принимаются напряжен и 4 на контакте крепи с мяссшом пород. К постоянны м н а г р уз к а м и воздействиям о т н о- с я т с я: нагрузки, вызванные деформированием массива под собственным весом (гор¬ ное давление); нагрузки, вызванные тектоническими напряжениями в массиве; собственный вес крепи; предварительное напряжение элементов крепи. К временным длительным нагрузкам относятся: гидростатическое или гидродинамическое давление подземных вод; воздействие изменений температуры; воздействие морозного пучения пород. К кратковременным относятся нагрузки и воздействия, возникающие в про¬ цессе сооружения выработки: давление от щитовых домкратов; давление тампонажного раствора, нагнетаемого за крепь, и др. К особым относятся сейсмические воздействия, вызываемые землетрясениями, воздействие массовых взрывов. 5. При расчете крепи на сочетание нагрузок и воздействий расчет крепи производится отдельно на каждый вид нагрузок,после чего расчетные напряжения или внутренние силы в сечениях крепи от каждого вида нагрузок суммируются, при этом следует применять коэффициенты сочетаний, установленные СНиПом по нагрузкам и воздействиям. 6. Герметическая крепь выработок,пройденных в водоносных породах, рассчи¬ тывается на гидростатическое давление подземных вод. При этом на контакте крепи с массивом (или на контакте гидроизолирующего слоя с внешней частью крепи) следует учитывать скачок нормальных напряжений, равный полному ста¬ тическому напору подземных вод. При расчетах следует проверять прочность контакта крепи с массивом и при необходимости учитывать отлипание крепи под действием возникающих на контакте крепи с массивом растягивающих напряжений. 7. При определении давления пород на крепь в водоносных породах учиты¬ вается взвешивающее действие воды. Вес пород в единице объема с учетом взвешивающего действия воды опреде¬ ляется по формуле Твзв — (Т — 1)/(1 1 - s)> (4- Ю) где у — вес пород в единице объема; 8 — коэффициент пористости пород. 8. Давление на крепь со стороны пород, имеющих жидкую консистенцию (плывуны), определяется по закону давления жидкости. 9. В районах сейсмичностью 7 и более баллов следует производить расчет крепи на сейсмические воздействия, вызываемые землетрясениями, в соответ¬ ствии со СНиПом. Расчет крепи следует производить на основании оценки наибог лее неблагоприятного напряженного состояния в каждом сечении крепи при любых сочетаниях совместно действующих в плоскости поперечного сечения выработки н одновременно приходящих волн сжатия-растяжения (продольных) и сдвига (поперечных) и при любом их направлении. 188
Напряженное состояние крепи от действия произвольно направленных в пло¬ скости поперечного сечения выработки длинных продольных и поперечных волн определяется на основании решения плоской контактной задачи теории упругости в квазистатической постановке, расчетная схема которой показана на рис. 4.28. Напряжения «на бесконечности» определяются по формулам Р = J-kcyCjTJ (2я); (4.11) Q = ±1гсуС2Т0/(2п); К = р/(1 — |д), где kc — коэффициент сейсмичности, соответствующий расчетному баллу земле¬ трясения; Clt С2 — скорости распространения упругих соответственно продоль¬ ных и поперечных волн; Т0 — преобладающий период колебаний частиц породы; р — коэффициент Пуассона массива пород. а 5 77777777Z777777777T7777Z 77777777777777777777777? Рис. 4.28. Расчетная схема крепи на сейсмические воздействия землетрясений а — действие продольной волны Р; б — действие поперечной волны S При расчете набрызгбетонной крепи, а также крепи, прианкеренной к породе, следует учитывать как стадию сжатия, так и стадию растяжения при действии продольной волны. В остальных случаях допускается производить расчет крепи только на действие продольной волны в фазе сжатия. 10. Расчеты крепи по предельным состояниям первой группы производятся с применением следующих коэффициентов, обеспечивающих надежность работы конструкции: коэффициентов перегрузки (в виде множителей к величинам постоянных и длительных временных нагрузок и воздействий); коэффициентов условий работы конструкций кре пи (в виде множителей к расчетным сопротивлениям их материалов); коэффициентов надежности. Величина коэффициентов принимается в соответствии со СНиПом по подзем¬ ным горным выработкам. 1. Проверку прочности бетонной и железобетонной крепей по предельным состояниям следует производить в соответствии со СНиПом по проектированию бетонных и железобетонных конструкций. Проверку прочности металлической и чугунной крепей по предельным состояниям следует производить в соответствии со СНиПом по проектированию металлических конструкций. Проверку прочности элементов крепи по упругой стадии следует производить; на внутреннем контуре сечения — путем сопоставления максимальных напря¬ жений с расчетным сопротивлением материала крепи; внутри сечения крепи (на контактах слоев) — с учетом объемного сжатия по нормативным характеристикам материалов. 189
4.4.2. Исходные данные для расчета крепи Для расчета капитальных горных выработок необходимы следующие исход¬ ные данные. 1. Сведения о массиве горных пород: сведения о начальном поле напряжений в массиве; статический напор подземных вод; деформационные характеристики пород; реологические характеристики пород; фильтрационные характеристики пород; сведения о сейсмической активности района строительства. 2. Сведения о крепи: форма, размеры и конструкция крепи; деформационные характеристики материала крепи; реологические характеристики материала крепи; прочностные характеристики"материала крепи; фильтрационные характеристики материала крепи. 3. Сведения о технологии строительства выработок: отставание возведения крепи от обнажения пород; характер контакта крепи с массивом (забутовка, тампонаж, цементация и др-); наличие и характеристика зоны ослабления или упрочнения пород вокруг выработки. 4. Данные натурных измерений нагрузок на крепь или напряжений в эле¬ ментах крепи. Сведения о массиве горных пород. Начальное поле напряжений в нетронутом массиве характеризуется величиной с направлением главных напряжений. В гра¬ витационном поле напряжений главные напряжения определяются выражениями 0х = ах = уН\ а2 = о3 = ау = ХуН, (4.12) где ох—вертикальные напряжения, МПа; Оц — горизонтальные напряжения, МПа; у — вес пород в единице объема, МН/м3; В ■— глубина, м; X — коэффициент бокового давления в нетронутом массиве. X = р/1 — р s£ 1; где р — коэффициент Пуассона пород. В тектонически активных районах начальное тектоническое поле напряжений характеризуется величинами главных нормальных напряжений N%, N2 И их направлением в массиве. Статический напор подземных вод Нв характеризуется высотой столба и измеряется в метрах. Деформационные характеристики пород в массиве: Е — модуль деформации, МПа; р — коэффициент Пуассона. При отсутствии данных о деформационных характеристиках пород они могут бы.ь определены по табл. 4.30 или по пределу прочности на сжатие по корреля¬ ционным зависимостям: для песчаников Е = 226осж -j- 1,22-104; (4.13) для алевролитов Е — 245осж + 1,24-104; (4.14) для аргиллитов по нормали к напластованию Е= 2420сж + 0,16-104; (4.15) для аргиллитов по напластованию Е = 585ос ж + 0,95-104; (4.16) для гранитов, диабазов, габбро и т. п. Е = 47О0сж — 3-104. (4.17) 190
Т а 6 л и ц а 4.30 Показатели механических свойств пород Глубина залегания, м Угольный бассейн, м Породы Показатели механических свойств ^сж» МПа £, 1-10-4 600—1300 Донецкий Песчаники 60—140 2,5—6,9 Алевролиты 25—100 0,24—0,41 1,4—5 Аргиллиты 10—60 0,29—0,42 0,5—3,8 600—1000 Донецкий Песчаники 90—180 0,16—0,25 3,2—6 (Центральный Алевролиты 60—90 0,16—0,21 3,2—4,5 район) Аргиллиты 30—70 0,18—0,5 0,6—4,5 600—1200 Печорский Песчаники 70—180 0,2—0,3 2,5—5,3 Алевролиты 50—100 0,16—0,28 2—3,5 Аргиллиты 25—80 0,15—0,3 0,7—2,5 300—800 Карагандин- Песчаники 20—100 0,26—0,3 0,4—3,5 ский Алевролиты 15—70 0,4—2 Аргиллиты 8—40 1—2 300—600 Кузнецкий Песчаники 50—160 0,15—0,25 2—4,5 Алевролиты 20—110 0,25—0,4 1,8—2,7 Аргиллиты 10—50 0,2—0,35 1,4—2,5 При моделировании массива линейной наследственной средой с ядром наслед¬ ственности в виде степеней функции (Абелево ядро) реологическими характери¬ стиками являются а (безразмерная) и 6, с“—!. При реологических расчетах удобно пользоваться методом переменных моду¬ лей, в соответствии с которым влияние времени,учитывается путем замены дефор¬ мационных характеристик массива соответствующими временными функциями: Е& = ЕЦ 1+Ф); |i(0 = (l~ \^2ф )/2; (4.18) ° W = 1 + ЭФ/[2(1 + р,)] ’ где Ф = 8tl~a/( 1 — ос). Фильтрационные характеристики пород: коэффициенты фильтрации kn (м/с или м/сут), коэффициенты пьезопроводности а (м2/сут) необходимы для расчетов гидродинамического давления на крепь преимущественно стволов (фильтрация подземных вод через крепь, устройство противофильтрационных завес, дренаж подземных вод). При устройстве противофильтрационной завесы (тампонажной зоны) необходимо знать коэффициент фильтрации этой зоны /гт (м/сут). При строительстве в сейсмически активных районах необходимо знать ожи¬ даемую балльность землетрясений, которая определяется по карте сейсмического районирования. По балльности землетрясений определяется коэффициент сей¬ смичности kc, входящий в выражения (4.11): Баллы 7 8 9 /гс 0,025 0,05 0,1 При отсутствии данных о скоростях распространения продольных и попереч¬ ных упругих волн Ci = |/"£*(l-|i)/[v(l+|i)(l-2|i)]; +ш- (4Л9) 191
Т а б л и ц а 4.31 Деформационные характеристики материалов крепи Материал Марка £, 1 10~3 МПа Бетон М150 М200 М250 М300 М350 М400 21 * 24 * 26,5 * 29 * 31 * 33 * 0,2 0,2 0,2 0,2 0,2 0,2 Арматурная сталь класса A-I, А-П Ст.З ВСт.З ВСт.5 10ГТ 210 0,3 Прокатная сталь и отливки из углероди¬ стой стали Все марки 210 0,3 Отливки из серого чугуна Сч28—48 Сч24 44 Сч21— 40 Сч18—36 100 0,3 Сч15—32 Сч12—28 85 0,3 Отливки из высокопрочного чугуна Вч50—2 ВчбО—2 160—185 0,3 * Начальные модули упругости. Т а б л и ц а 4.32 Расчетное сопротивление арматуры Внд арматуры Класс арма¬ туры Марка стали Диаметр, мм Расчетное сопро¬ тивление арматуры при сжатии и растяжении /?а* МПа Стержневая горячеката¬ ная гладкая A-I Ст.ЗспЗ Ст.ЗпсЗ Ст.ЗкпЗ ВСт.Зсп2 ВСт.Зпс2 ВСт.Зкп2 ВСт.ЗГ пс2 6—40 6—18 210 210 Стержневая горячеката¬ ная периодического профиля А-Н ВСт.5п2 ВСт.5пс2 ВСт.5пс2 10ГТ 10—40 10—16 18—40 10—32 270 А-Ш 35ГС 25Г2С 6—40 340 192
Значение характеристик прн проектной марке бетона и набРызгбетона на сжатие,] VV О Ю —Г сч СО О СЧ СО LO сч LO со —Гем LOLO ьГсЧ lO 1П О ю - CD LO СО to- Ю in LO C- —. CO LO in сосл t> cd oo Ж о о. W ьн Ь-i t—i СЗ ft ft ft w сЗ О И GJGJ Я ft И Ж ж CL) - -С Л ж » Ж СЗ •< 3 3 ft ft s СЗ с ft ft СЗ >->>-> Р Оч Оч И и ь s >. Оч си CL, Сч Сч С к «Й »Ж О. эЯ эЯ 2 g S Я О о ж P3 ш cl, ж « a fto £ fto CD Ь о й> Ь С W c3 С И . о, „ к ж <0 ч n к ь о .. Оч СЗ gc 8^ н ь <и о Ж о О я сз О, к к К к к к о к ж ж ж ж ж ж ж к ж к к о о й> о о ь ь Ж ь н CJ а ж о а о о ж о о о о ь о о о й> о Оч CD о 3 3 ft 3 3 ж ж о ж ж ж ж о ж ж ж Ж ч ч ш <D а> CD CD Kf Kf о И; ч; 0) а) ж CD CD Оч Оч е- Оч о- с с <D с ft О сЗ О, 7 П/р В. В. Белого со сз ГГ S3 Ч УО СЗ н ж К н о о. с о о ж н CD ж о СЗ Си •? ч с £ (X со со со о 00 СЧ СО 00 ^ —« СЧ СЧ СО CD —' О СЧ чф со СО ^ СО ' СЧ СЧ СО in —« СО 03 со О СП ю —« —« 03 см со ^OCXNN ' in ^ о ю * сч со СО со СО in о ю СЧ LO in — CD < сч со со (N N ^ОСО СО CD <ПСЧГ'~ — —I СЧ со со in in со —« NCOO) — — сч со со СО СЧ СЧ СО ю со со ^ о —< —I сч со ^ сч m со о>сч N С со^ —• — СЧ СЧ со CD LO t-* <D CD hOOin- —< СЧ СЧ CO ^ о со сч сч CO ttooo " OO Ш CO f- CN «М ■ • ■ oocQcDpa 193
Таблица 4.35 Класс стали Характеристика прокатной стали Класс стали С38/23 С44/29 С46/33 С 52/40 С60/45 G70/60 С85/75 Расчетное сопротивле¬ ние Яст при сжатии и растяжении, МПа 210 260 290 340 380 440 530 Период собственных колебании частиц породы при отсутствии эксперимен¬ тальных данных принимается Т0 =Т),5 с. Сведения о крепи. Расчет крепи является проверочным, поэтому вначале поданным опыта строительства выбирается конструкция, форма и размеры крепи, которые проверяются расчетом. При необходимости по данным расчета конструк¬ ция корректируется и вновь рассчитывается и т. д. Деформационные характеристики материала крепи: Е (МПа) и р, необходимы для расчета напряжении и внутренних сил в конструкции. В табл. 4.31 приведены деформационные характеристики наиболее распространенных материалов крепи. Реологические характеристики материала крепи (бетона) учитываются в особых случаях работы крепи (резко выраженная ползучесть пород, высокие нагрузки на крепь в начальной стадии твердения бетона, применение специальных материалов, обладающих повышенной ползучестью). Прочностные характеристики материала крепи необходимы для проверки прочности элементов конструкции. Прочностные характеристики наиболее рас¬ пространенных материалов (ГОСТ 5781—75) приведены в табл. 4.32—4.35. Фильтрационные характеристики материала крепи необходимы при расчете гидродинамического давления на крепь. Коэффициент фильтрации для обычной монолитной бетонной крепи kKp = 0,00158 м/сут. Для гидротехнического бетона марки В4 по водонепроницаемости коэффициент фильтрации составляет (0,Д— 1,73) 10"? м/сут. 4.4.3. Сведения о технологии строительства выработок Отставание возведения крепи от обнажения пород, а именно — расстояние постоянной крепи от забоя и разрыв во времени между обнажением пород и возведением крепи необходимы для определения корректирующего коэффициента а,*, применяемого в качестве множителя к компонентам начального поля напря¬ жений (а*уН и %а*уН или a*Nx и a*N2) при расчете крепи по схеме контактного взаимодействия с линейнодеформируемым массивом. Коэффициент а* может быть определен экспериментально по данным натур¬ ных измерений (см. подразделы 4.4.3 и 4.4.4). Этот коэффициент может быть определен также по формуле Г. А. Крупенни- кова: а* = e~al/R, (4.20) где I — расстояние постоянной крепи от забоя, м; R — радиус или полупролет выработки, м; а — коэффициент, определяемый из выражения а = 3 R/L. (4.21) Здесь L — максимальное расстояние от забоя, на котором сдерживающее влияние забоя на смещения породных стенок выработки практически не проявляется. Характер контакта крепи с массивом пород необходим для выбора расчетной схемы и коэффициентов условий работы крепи. Наилучшие условия работы крепи обеспечиваются при прочном плотном контакте крепи с массивом (набрызгбетонная крепь, пресс-бетонная крепь, цементация и тампонаж строительного зазора между 194
крепью и породой), наихудшие — при заполнении зазора забутовкой (кусками породы). При образовании вокруг выработки в процессе их проведения зон ослабления (влияние взрывных работ) или упрочнения (упрочняющая цементация, смолиза- ция или устройство противофильтрационных завес) необходимо знать размер зон и характер изменения или среднюю величину модуля деформации пород в этих зонах. 4.4.4. Расчет крепи вертикальных стволов шахт Расчет крепи ствола производится по известным нагрузкам, приведенным в СНиПе, а также по схеме контактного взаимодействия (совместного деформирова¬ ния) с массивом пород. Расчет по схеме контактного взаимодействия производится с использованием общего метода расчета многослойных круговых колец (метод Н. С. Булычева). Массив с крепью ствола в поперечном сечении рассматривается как многослойное круговое кольцо (рис. 4.29), внешний л-й слой которого (Rn -> со) моделирует массив пород. Выделением соответствующих слоев в расчетной схеме можно учесть наличие в окружающих породах ослабленных или упрочнен¬ ных зон с модулями деформации отличающимися от таковых для массива. Примеры выделения однородных и неоднородных слоев в крепи показаны на рис. 4.30. Рис. 4.29. Схема к расчету много¬ слойного кольца Рис. 4.30. Схемы к расчету много¬ слойной крепи с однородными и не¬ однородными слоями: а — общая схема; 6 — крепь нз тю¬ бингов н железобетона с гибкой арма¬ турой; в — тюбинговая крепь; г — железобетонная крепь с жесткой арма¬ турой; 1—5 — слон. выделяемые " крепи при расчете $.°- ■:о о. \\о Ъ’.\ *\о Ьл /о ‘о- -Л 8 ■-о ч- s 4 з zi г 1 г ’о то 6. о] г Jo; о! •о Ко \о; | <9.1. ~о ь; *£4 сГ с. ■ О $4SZ1 7* 195
Для расчета крепи необходимы следующие данные: Ri — радиусы слоев, м; Et (с), Е{ — модули деформации материала ребер (периодических кольцевых более жестких включений в виде ребер тюбингов, арматуры и межреберного заполнения; Ц£ (й), (хг- ((,) — коэффициенты Пуассона материала ребер и заполнения; сц/hi — степень армирования неоднородных слоев. Расчет многослойной крепи ствола производится по упругой стадии, опреде¬ ляются напряжения во всех элементах крепи. На рис. 4.31 показаны эпюры нор- Рис. 4.31. Конструкция чугуннобетонной крепи (а) и напряжения в ее элемен¬ тах (б): А — сечения по ребрам тюбингов; Б — между ребрами мальных тангенциальных напряжений в крепи, состоящей из двух рядов чугунных тюбингов и бетонного заполнения пространства между ними при частном случае неравномерного нагружения (р2 = 0,4ро; q2 — 3р2; напряжения даны в долях р0). Деформирование системы «крепь—массив» происходит под действием началь¬ ного поля напряжений в массиве, напора подземных вод или воздействия упругих волн, возникающих при землетрясениях. Расчетные компоненты начального поля напряжений имеют вид о<?> = Ы*уН\ 0<о) = &ауН; (4.22) ИЛИ 0<?> = о* A',; of = (4.23) где | — коэффициент, характеризующий неравномерность нагрузок на -крепь ствола. ! i =-' r’ , - J : Расчетные компоненты начального поля напряжений в полярных коорди¬ натах: p(0)=p(0)+p(0)cos2e. (4.24) J96 <7(0> = ^0> sin 20,
Рис. 4.32. Рас¬ четные схемы крепи ствола: а — по эквива¬ лентным нагруз¬ кам; б — по сни¬ маемым нагруз¬ кам рГ = К0) + 40))/2 = (‘ + 0/2: (4-25) р<°) = (о<°) - о'°>)/2 = ла*у/7 (I - 0/2; (4.26) ?<°> = _Ля*тЯ(1 - 0/2- (4.27) При расчете крепи ствола принимаются две расчетные схемы (рис. 4.32): а) расчетная схема с внешней нагрузкой, эквивалентной действию начального поля напряжений или другим видам воздействий (гидростатическому давлению на внешний контур сечения крепи, воздействию землетрясений), рэкв п рэкв 'О (п) + Р.экв 2 («) cos 20; (4.28) б) расчетная схема со снимаемыми (дополнительными) напряжениями, при¬ кладываемыми к внутреннему контуру сечення крепи, р(П = Р0> + р(‘) cos 20; (4.29) QP* = Q(') sin 20. Расчет крепи стволов, сооружаемых бурением, производится в соответствии с «Общесоюзными нормами технологического проектирования шахтных стволов и скважин, сооружаемых способом реактивно-турбинного бурения (РТБ)». 4.4.5. Расчет монолитной замкнутой крепи горизонтальных выработок Метод расчета (метод Н. Н. Фотиевой) предназначен для расчета замкнутой монолитной бетонной или железобетонной крепи с гибкой или жесткой арматурой произвольного очертания (с одной осью симметрии) в статистически однородном (по деформационным характеристикам) массиве. Расчет может быть произведен по следующим видам нагрузок и воздействий: действие начального гравитационного поля напряжений; действие начального тектонического поля напряжений; давление подземных вод; сейсмические воздействия землетрясений. Расчетная схема крепи в весомом массиве (гравитационное начальное поле напряжений) показана на рис. 4.33. Расчет производится на ЭВМ. Исходными данными для расчета являются: форма и размеры поперечного сечения крепи; модуль деформации Е0 и коэффициент Пуассона р0 массива; модуль деформации Ег и коэффициент Пуассона pi материала крепи; коэффициент бокового давления в массиве %. Кроме того необходимы величины к*, у, Н (см. подраздел 4.4.2). 197
7777777777777W77/ Eetft-o Л EuJtf | Рис. 4.33. Расчетная схема монолитной крепи горизонтальной выработки Рис. 4.34. Геометрические параметры^ крепи однопутной выработки Для учета влияния упрочнения или разупрочнения пород вокруг выработки под влиянием упрочняющего тампонажа или ослабляющего влияния буровзрыв¬ ных работ в расчет в качестве модуля деформации пород вводится его приведенное значение, определяемое по формуле Е = Е' (1 — 62)/[1 + (1 — 2ц,') 62 — 2(1 — |л') А], (4.30) где 6 = R/(R + /г'); А = 2 (1 — pi') 62/[1 — 2ц' + 62 + р (1 - 62)]; р = £'(1+ц0)/[£0(1+ц')]. Здесь R — средний радиус выработки; h' — толщина упрочненной (ослаблен¬ ной) зоны; Е', ц' — соответственно модуль деформации и коэффициент Пуассона в упрочненной (ослабленной) зоне. Для расчета крепи на сейсмические воздействия землетрясений используется методика, основанная на оценке наиболее неблагоприятного напряженного состоя¬ ния в каждом сечении конструкции из возможных при различных сочетаниях действия длинных сейсмических волн сжатия-растяжения (Р) и сдвига (S) любого направления в плоскости поперечного сечения крепи (см. рис. 4.28). 198
Рис. 4.36. Эпюры внутренних сил Рис. 4.37. Результаты расчета крепи в крепи при давлении подземных вод: на воздействие землетрясения силой а — изгибающие моменты; б — нормаль- 6 баллов: cl — изгибающие моменты; иые силы б — нормальные силы Пример. Произведем расчет крепи однопутной выработки (рис. 4.34) при еле - дующих исходных данных: Ег = 2,6* 10* МПа; р* = 0,2; Е0 ~ 0,9-104 МПа; р0 = 0,2; Я = 0.25. Результаты расчета крепи на горное давление показаны на рис. 4.35. Заметим, что здесь и далее знак минус означает сжатие, а у изгибающих моментов — растяжение внеш¬ него волокна. Чтобы получить размерные величины напряжений и внутренних сил, необходимо их значения, указанные на эпюрах, умножить на величину а*уН (МПа), тогда Ор и TpQ получится также в МПа, изгибающие моменты — в МНм. а нормальные силы — в МН. Расчет крепи на действие подземных вод произведен при уровне воды над сводом 6 м. Эпюры изгибающих моментов и нормальных сил показаны на рис. 4.36. Значения усилий отнесены к величинам Яув/2, где R — 1,745 м, ув - вес воды в единице объема (ув = 0,0! МН/м3). Расчет крепи иа сейсмические воздействия производился для условий 8-балльного землетрясения. В этом случае /гс = 0.05. Скорость распространения упругих волн (при у = 0,055 МН/м3) по формуле (4.19) получается Су — 19S1 м/с. В соответствии с выра¬ жениями (4.11) имеем Р 0,197 МПа. Расчетные эпюры внутренних сил показаны на рис. 1.37. Сплошными линиями показаны значения усилий, соответствующие наиболь¬ шим сжимающим напряжениям в крепи, пунктирными — соответствующие наибольшим растягивающим напряжениям при расчете иа действие продольной волны в фазе сжатия. 4.4.6. Расчет монолитной незамкнутой и сборной крепи Расчет незамкнутой монолитной, а также замкнутой и незамкнутой сборной рамной крепи капитальных выработок производится с использованием расчетной схемы стержневой системы (рис.4.38, а), с касательными упругими опо¬ рами (методика Н. С. Булычева—Б. 3. Амусина). Эта методика расчета вошла составной частью в систему автоматизированного проектирования крепи ВНИМИ и использована в универсальном методе расчета крепи подготовитель¬ ных выработок, разработанном в ТПИ под руководством В. Н. Каретникова. При расчете крепи необходимо знать эпюру нормальных напряжений на кон¬ такте крепи с массивом (см. рнс. 4.35, а), которые в качестве исходных данных задаются в виде нагрузок иа крепь. На рис. 4.38, б показано задание нагрузок в виде проекций сосредоточенных сил в узлах расчетной схемы на оси коорди¬ нат. Касательные контактные напряжения (см. рис. 4.35, б) получаются в про¬ цессе расчета как реакции касательных упругих опор. 199
а — по измеренным контактным напряжениям; б — по «активным» нагрузкам Массив пород моделируется Винклеровским основанием, характеризуемым коэффициентами упругого отпора (МН/м3) Кх = £oV(l,5/?i), (4.31) где Е0 — модуль деформации пород, МПа; Rj — наружный радиус крепи, м; Ят — коэффициент, учитывающий влияние забутовки (определяется в соответст¬ вии с рекомендациями ВНИМИ). При отсутствии забутовки кусками породы (непосредственный контакт крепи и пород, тампонаж) %% = 1, жесткость опор в начале второй системы координат (незамкнутая крепь) К = 0,03Е0. Расчет выполняется на ЭВМ. В результате расчета определяются изгибаю¬ щие моменты и нормальные силы в узлах расчетной схемы. Расчет шарнирной крепи производится по традиционной расчетной схеме (рис. 4.38, б) по так называемым активным нагрузкам. Крепь моделируется криво¬ линейным или ломаным брусом на упругом основании, представленном дискрет¬ ными упругими опорами, ориентированными нормально контуру сечения выра¬ ботки (или отклонены на угол трения). Опоры работают только на сжатие. При перемещении крепи внутрь выработки (обычно в своде) возникает безотпорный участок (зона отлипания). Жесткость опор определяется на основании коэффи¬ циента нормального упругого отпора пород K0 = £oV(1.2/?1)- (4.32) Здесь обозначения те же, что и в формуле (4.31). Расчетные схемы, показанные на рис. 4.38, неудобны тем, что в отличие от схем контактного взаимодействия (см. рис. 4.28, 4.32, 4.33) требуют априорного задания в качестве исходных данных напряжений на контакте крепи с массивом (нагрузок на крепь), что сказывается на точности и достоверности результатов. Указанные выше методики расчета применяются в связи с тем, что строгие ре¬ шения механики деформируемого твердого тела (теории упругости) для сборной и незамкнутой крепи пока отсутствуют. Расчет крепи по всем изложенным выше методикам производится на ЭВМ с использованием соответствующих программ.
5. ВЗРЫВНЫЕ РАБОТЫ 5.1. ПРОМЫШЛЕННЫЕ ВЗРЫВЧАТЫЕ МАТЕРИАЛЫ 5.1.1. Взрывчатые вещества Все промышленные взрывчатые вещества в соответ¬ ствии с принятой членами Совета экономической взаимопомощи (СЭВ) Единой классификацией промышленных ВВ делятся на шесть классов: I. ВВ только для открытых работ. II. ВВ для открытых и подземных работ (кроме шахт, опасных по газу или пыли). III. Предохранительные ВВ для породных забоев, опасных по метану, и специального назначения. IV. Предохранительные ВВ для угольных и смешанных забоев шахт, опас¬ ных по газу или пыли. V. ВВ повышенной предохранительное™ для угольных, смешанных забоев и специальных работ в шахтах всех категорий. VI. Высокопредохрапнтельпне ВВ для отбойки угля и специальных работ в шахтах, особо опасных по газу. В качестве обобщающих критериев этой классификации выбран комплекс технических требований, связанный с безопасностью в обращении и перевозке ВВ, а также с нормами промсанитарии. Предохранительные ВВ (III—IV классы) выпускаются только в патрониро- ванпом виде. Патроны ВВ, а также ящики, мешки и пакеты с ВВ, выпускаемые заводами-изготовителямн, имеют отличительные признаки в виде оболочек или полос разных цветов. Оболочки патронов и диагональные полосы на ящиках, мешках и пакетах имеют следующие цвета: а) у предохранительных ВВ, допущенных для взрывания по углю и породе, — желтый; б) у предохранительных ВВ, допущенных для взрывания только по породе,— синий; в) у предохранительных ВВ, допущенных для взрывания в серных, нефтя¬ ных и озокеритовых шахтах, -— зеленый; г) у непредохранительных ВВ, допущенных для взрывания в шахтах, не опасных по газу или пыли, — красный; д) у непредохранительных ВВ, допущенных для взрывания только на откры¬ тых работах, — белый; е) у термостойких ВВ, допущенных для взрывания в нефтяных и газовых шахтах, — черный; Выпускаются также ВВ, патроиированные в гильзы из бумаги цвета есте¬ ственного волокна с нанесенными на гильзы полосами установленного для дан¬ ного ВВ цвета. По степени опасности при хранении и перевозке все ВВ, изделия из них и средства взрывания подраз¬ деляются на пять групп: I. ВВ с содержанием жидких нитроэфиров более 15 %, нефлегматизнрован- ный гексоген, тетрил. II. Аммиачноселитренные ВВ, тротил и сплавы его с другими пптросоедине- ииями, ВВ с содержанием жидких иитроэфиров не свыше 15 % , флегматизирован - иый гексоген, детонирующий шнур. III. Дымные и бездымные пороха. IV. Детонаторы, детонационные реле. V. Перфораторные заряды и снаряды с установленными в них взрывателями. 201
Взрывчатые материалы различных групп должны храниться и перевозиться раздельно (совместная перевозка допускается при соблюдении ряда условий, предусмотренных § 41 ЕПБ при взрывных работах). Огнепроводный шнур, средства его зажигания, зажигательные патроны, а также электровоспламенители могут храниться и перевозиться совместно с ВМП, III и IV групп. Детонирующий шнур разрешается хранить совместно с детонато¬ рами. Нитроглицериновые ВВ по содержанию в них нитроглицерина и других близ¬ ких по свойствам жидких нитроэфиров подразделяются на низкопроцентные (порошкообразные), среднепроцентные и высокопроцентные — с большим про¬ центным содержанием нитроэфиров. Выдача со склада и применение замерзших и полузамерзших ВВ с любым содержанием нитроэфиров запрещается. Для применения в различных условиях шахт и рудников, как опасных по газу или пыли, так и не опасных, промышленностью изготавливаются ВВ, данные о которых, необходимые для проектирования взрывных работ,приводятся в Переч¬ нях рекомендуемых промышленных взрывчатых материалов, периодически пере¬ издаваемых Междуведомственной комиссией по взрывному делу. Аммонит № 6ЖВ выпускается в порошкообразном состоянии, а также в па¬ тронах диаметром 31—32 мм (ГОСТ 21984—76); в патронах диаметром 45—50, 60—90 и 100—120 мм (ТУ 84-202—76). Скальный аммонит № 1 выпускается в прес¬ сованных патронах диаметром 35—36 и 44—45 мм (ГОСТ 21984—76) и в патронах диаметром 45—50 и 60—90 мм (ТУ 82-202—76). Водоустойчивые аммонал и ди- нафталит выпускаются в патронах диаметром 31—32 мм (ГОСТ 21984—76) и диаметром 45—50, 60—90, 100—120 мм (ТУ 84-202—76). Гранулиты АС-8, АС-4, С-2 и М выпускаются в бумажных мешках с полиэтиленовым вкладышем (ГОСТ 21984—76). Детонит 10А (ГОСТ 21984—76) выпускается в патронах диа¬ метром 27—28, 31—32 и 36—37мм и массой патрона 200, 250 и 300 г. Предохра¬ нительные водоустойчивые аммониты АП-5ЖВ, ПЖВ-20 и Т-19 (ГОСТ 21982—76), а также предохранительный водоустойчивый победит ВП-4 (ГОСТ 21983—76) выпускаются в патронах диаметром 36—37 мм и массой патрона 200, 250 и 300 г. Угленитн № 5 и Э-6 (ГОСТ 21983—76) выпускаются в патронах диаметром 36— 37 мм с полиэтиленовым вкладышем и массой 150, 200 и 250 г (для № 5) и 100, 150, 200, 250 и 300 г (для Э-6). Серный аммонит и нефтяной аммонит № 3 выпус¬ каются по ОСТ 82-204—70 в патронах диаметром 31—32 мм. Шланговые заряды ПЖВ-20 и АП-5ЖВ диаметром 90 мм выпускаются по ОСТ 82-204—70. Взрывные патроны в полиэтиленовой оболочке ПВП1-У и СП-1 выпускаются по ОСТ 84-1682—79. Все взрывчатые вещества допущены к применению при ручном заряжании шпуров и скважин. Гранулиты АС-8, АС-4, АС-8В, АС-4В, М, граммониты 79/21 допущены к пневмозаряжанию. Водосодержащие ВВ, акваниты АРЗ-8, АП-12А могут заряжаться механизированно с помощью установок УМЗ-1 и др. При взрывании шпуровым способом с использованием патронов диаметром 24—28 мм рекомендуется применять только детонит М. ВВ, допущенные для подземных работ, могут быть использованы для откры¬ тых работ. Кроме ВВ, к применению допускаются средства разрушения типа гидрокс и аэрдокс в шахтах, опасных по газу всех категорий или опасных по пыли (кроме сотрясательного взрывания на пластах, опасных по внезапным выбросам угля и газа). При замене одного типа ВВ на другой с той же характеристикой для коррек¬ тировки параметров взрывных работ пользуются расчетными коэффициентами с е ----- 71 .,-,771 вц, (5-1) где АуТ — 3,56 МДж/кг — полная идеальная работа взрыва аммонита № 6ЖВ, определенная по усредненным расчетным параметрам реакций взрывного превра¬ щения; Аг>в — то же, определенная для данного ВВ. 202
Коэффициент работоспособности В В е с а Акватол М-15 . . . . 0,76 Граммонит 79/21 Г . ... 1 Скальный аммонал .> к 3 . . 0,8 Дииафталит . . . . l.os Граммонал А-8 . . 0.8 Граммонит 50/50-В . . . . . . 1.01 Скальный аммонит Д Гс i . . . . 0,81 Аммонит АП-5ЖВ . . . . ... М Дет он ит М . . . 0,82 Акватол 65/35 ... 1,1 Алюмотол . . . . 0,83 Гранулит М . . . 1,13 Акватол М . . 0,86 Иг дан ит ... 1,13 Гранулит AC-S . . 0,89 Акваиит ЗЛ . . . 1,16 Водоустойчивый аммонал . . . . 0,91 Аммонит Т-19 . . . 1.16 Победит ВП-4 . . 0,92 Гранулотол ... 1,2 Гранулит АС-4 Аммонит № 6ЖВ . . 0.98 1 Аммонит ПЖВ-20 . . . . ... 1,2 5.1.2. Средства взрывания Средства взрывания — средства, с помощью которых передаются начальный импульс зарядам ВВ и возбуждение их взрыва (детонации). К средствам взрывания относятся: капсюли-детонаторы и средства, с помощью которых вызывается их детона¬ ция, — огнепроводный шнур со средствами зажигания (зажигательные патрон¬ чики и зажигательный тлеющий фитиль), электровоспламенители; электродетонаторы (ЭД); детонирующий шнур (ДШ). Капсюли-детонаторы и средства, вызывающие их детонацию. К а п с ю л ь- детонатор предназначен для возбуждения детонации ВВ при производстве взрывных работ способом огневого взрывания и инициирования детонирующего шнура. В СССР выпускаются капсюли-детонаторы (по ГОСТ 6254—74) марок 8А, 8Б, 8С, 8УТБ и 8УТС. В наименование капсюля-детонатора входит сто номер и первые буквы названия материала гильзы (А — алюминий, Б — бумага, С — сталь или биметалл и др.). Гарантийный срок хранения капсюля-детонатора № 8А 10 лет, остальные — 2 года. Огнепровод и ы й шнур предназначен для передачи луча огня к инициирующему ВВ в капсюлях-детонаторах. Скорость горения для огнепро¬ водного шпура длиной 60 см в соответствии с ПБ составляет не менее 60 с и не более 70 с. Огнепроводный шпур состоит из слабоспрессованной из дымного пороха сердцевины с направляющей нитью, завернутой в нитяные оплетки с гидроизо¬ лированными прослойками. Промышленность выпускает огнепроводные шнуры (ГОСТ 3470—80 Е), асфальтированный ОША, дважды асфальтированный ОШДА и с пластиковым покрытием ОШП, ОШП-И (инженерный), ОШП-С (специальный), ОШП-МГ (медленно горящий). Время горения огнепроводного шнура марки ОШП-МГ длиной 60 см 170—220 с. Наружный диаметр шнуров 4,8—5,9 мм. Огнепровод¬ ный шнур может использоваться при температуре от 45, 50 до —25, —40 °С. Хра¬ нение его в бухтах во избежание слипания наружных оболочек разрешается при температуре до 30 °С. Огнепроводные шнуры выпускаются отрезками по 10 м. Пачки упаковываются в деревянные ящики (по 8—12 пачек в каждом), т. е. в ящик помещают от 2000 до 3000 м шнура. Гарантийный срок хранения огнепроводного шнура ОША 1 год, остальных — 5 лет. Огнепроводный шнур может зажигаться с помощью тлеющего фитиля, от¬ резка огнепроводного шнура, электрозажнгателей, электрозажигательных тру¬ бок и патронов для группового зажигания. Шнур одиночного заряда может зажи¬ гаться спичкой. 203
Тлеющий фитиль представляет собой шнур, имеющий льняную или хлопчатобумажную сердцевину, пропитанную раствором калиевой селитры. Снаружи шнур заключен в хлопчатобумажную оплетку. Диаметр фитиля 6—8 мм. Время тления отрезка длиной 25 см от 25 до 62 мин. Фитиль зажигают спичкой и подносят к концу огнепроводного шнура. При увлажнении фитиль теряет спо¬ собность тлеть. В соответствии с ГОСТ 2595—75 промышленность выпускает фитиль двух ма¬ рок ФЗТ-1 (фитиль зажигательный тлеющий № 1) и ФЗТ-2 (фитиль зажигатель¬ ный тлеющий № 2) отрезками длиной по 50 м, смотанными в бухты. Бухты по 5 шт. пакуют в пачки, обертывают бумагой и перевязывают шпагатом. Пачки по 4 шт. упаковывают в деревянный ящик. Гарантийные сроки хранения фитиля ФЗТ-1 — 1 год, ФЗТ-2 — 2 года со дня изготовления. Зажигательные патроны применяются для группового зажига¬ ния 10—40 отрезков огнепроводного шнура и представляют собой бумажные гиль¬ зы, на дне которых помещается в виде лепешки пороховой воспламенительный со¬ став. Собранные в пучок огнепроводные шнуры помещаются в гильзу вплотную к пороховой лепешке и плотно обвязываются шпагатом. Одновременно в патрон вводят воспламенительный отрезок огнепроводного шнура длиной 15—30 см, с помощью которого зажигается пороховая лепешка (зажигательные патроны). Воспламенение патрона для группового зажигания можно производить также электрическим способом. В этом случае патрон снабжается электровоспламените¬ лем (электрозажигательные патроны). В СССР выпускаются зажигательные и электрозажигательные патроны в бумажных гильзах соответственно марок ЗП-Б и ЭЗП-Б от № 1 до № 5 для груп¬ пового зажигания от 7 до 37 отрезков огнепроводного шнура. Патроны № 1 предназначены для 7 отрезков шнура, № 2 для 8—12, № 3 для 13—19, № 4 для 20—27 и № 5 для 28—37 отрезков шнура. Для группового зажигания отрезков огнепроводного шнура предназначены также электрозажигатели ЭЗОШ-Б. Капсюль-детонатор, соединенный с огнепроводным шнуром, называется за¬ жигательной трубкой. Для зажигания одного отрезка огнепроводного шнура при ведении взрывных работ в сухих и увлажненных местах выпускается электро- зажигательная трубка ЭЗТ-2. Электродетонатор представляет собой соединение капсюля-детонатора с электровоспламенителем в одной гильзе. Электродетонаторы различаются: по назначению и конструктивному оформ¬ лению (общего назначения, для сейсморазведки, для торпедирования нефтяных скважин и др.); по условиям применения (в сухих и обводненных местах, в шах¬ тах, опасных или пе опасных по газу или пыли); по времени срабатывания (мгно¬ венного, короткозамедленного и замедленного действия). У электродетонаторов мгновенного действия электровоспламенитель находится непосредственно у ча¬ шечки капсюля-детонатора, который при подаче импульса тока взрывается мгно¬ венно. Электродетонаторы короткозамедленного и замедленного действия отли¬ чаются от электродетонаторов мгновенного действия наличием между электро¬ воспламенителем и первичным инициирующим ВВ столбика замедляющего со¬ става, вызывающего в конце горения взрыв заряда инициирующего ВВ. Электродетонаторы не взрываются при пропускании тока силой 0,18 А в те¬ чение 5 мин и взрываются безотказно от постоянного тока силой 1 А при последо¬ вательном соединении и от переменного тока силой 1 А при параллельном соеди¬ нении. При последовательном соединении сила переменного тока должна быть не менее 3 А. В СССР выпускаются электродетонаторы мгновенного действия (ГОСТ 9089—75) марок ЭД8-Э, ЭД8-Ж нормальной мощности, предназначенные для_мгновеппого взрывания и в качестве нулевой ступени при короткозамедлен¬ ном взрывании, н ЭДП (ЭДП-Р) для мгновенного взрывания на подземных и открытых работах (кроме шахт, опасных по газу или пыли), а также марки ЭДС для одиночного взрывания при сейсмических работах. Из детонаторов с замедляю¬ щим составом для шахт, не опасных по газу или пыли, промышленность, выпускает детонаторы короткозамедленного действия марки ЭДКЗ с 6 ступенями замедле¬ ния 25, 50, 75, 100, 150 и 250 мс, замедленного действия ЭД-ЗД со ступенями от 7 до 15 и номинальным временем срабатывания 0,5; 0,75; 1; 1,5; 2; 4; 6; 8 и 10 с. Для тех же условий, а также для взрывания зарядов ВВ в сланцевых шахтах, 204
опасных по пыли, промышленность выпускает детонаторы марки ЭДЗ-Н с 23 сту¬ пенями замедления. Замедления между ступенями до ступени ЮН (200 мс) со¬ ставляют 20 мс, между ступенями ЮН и 14Н (300 мс) — 25 мс, между 14Н и 18Н (500 мс) — 50 мс и от ступени 18Н до 23Н (1000 мс) — 100 мс. Для инициирования шпуровых и скважинных зарядов ВВ в шахтах и рудниках, опасных в отноше¬ нии блуждающих токов, промышленность выпускает электродетонаторы ЭД—1—8—Т со ступенью ОТ для мгновенного инициирования и ЭД—1—3—Т со ступенями 1Т до 29Т с такими же интервалами замедления между ступенями 1Т и 23Т, какие приняты для детонаторов марки ЭДЗ-Н; замедления для ступеней от 24Т до 29Т составляют 1,5; 2; 4; 6; 8 и 10 с. Для торпед,кумулятивных перфо¬ раторов ПК и ПКО, а также для специальных работ в условиях повышенных температур выпускаются электродетонаторы марок ТЭД-165 и ТЭД-240 (ГОСТ 16562 —71) с порогом термостойкости до 165 и 250 °С. Для инициирования зарядов в шахтах, опасных по газу или пыли, промышленность выпускает электро¬ детонаторы (ГОСТ 21806—76) ЭДКЗ-ОП с нулевой ступенью ОП и ЭДКЗ-ПМ со ступенями от 1ПМ до 7ПМ и временем срабатывания соответственно 15, 30, 45, 60, 80, 100 и 120 мс, а также электродетонаторы марки ЭДКЗ-П со ступенями от 1П до 5П и временем срабатывания 25, 50, 75, 100 и 125 мс. Для электродетонаторов марки ЭДКЗ и ЭДЗ-Н в качестве нулевой ступени замедления могут быть применены электродетонаторы ЭД8-Э и ЭД8-Ж- Номинальное время или порядок срабатывания электродетонатора указы¬ вается на донышке гильзы или на металлической бирке, прикрепленной к вывод¬ ным проводам. Электродетонаторы, изготовленные разными заводами, соединять в одну электровзрывную сеть не рекомендуется. Электродетонаторы всех типов водостойки, так как изготавливаются герме¬ тичными и предназначены для взрывных работ как в сухих, так и обводненных местах. При правильном обращении электродетонаторы всех марок безопасны. Гарантийный срок хранения всех видов электродетонаторов 1,5 года. При хра¬ нении электродетонаторов свыше гарантийного срока они должны быть повторно испытаны на соответствие требованиям ГОСТ 21806—76, ГОСТ 9089—75 или дей¬ ствующих технических условий. Заводы выпускают электродетонаторы с длиной проводов 2 м. По заказам потребителей, согласованным с заводами-изготовите- лями, длина проводов может быть изменена. Концы проводов электродетонаторов в процессе монтажа взрывной сети со¬ единяются выпускающимися промышленностью контактными зажимами (МРТУЗ-41—63), изготовленными из белой жести ЖР 25-32. Контактные зажимы обеспечивают надежный контакт между проводами, предохраняют от искрообразо- вания и утечки тока. Детонирующий шнур предназначен для передачи и возбуждения детонации ВВ Сердцевина шнура состоит из тэна. Применение детонирующего шнура в шахтах- опасных по газу или пыли, не допускается. Промышленностью выпускаются, детонирующие шнуры марок ДША, ДШБ, ДШВ, ДШЭ, ДШТ, ДШУ и ВДШМ. Детонирующие шнуры ДША, ДШБ применяются в обычных условиях, ДШВ — в обводненных. Для ведения взрывных работ при высоких температурах приме¬ няются термостойкие детонирующие шнуры ДШТ-165, ДШТ-180 и ДШТ-220 (цифры указывают предельную температуру, при которой возможно применение шнура данной марки). Наряду с недостаточно гибкими шнурами в тканевой обо¬ лочке, в последнее время стали выпускать водостойкие эластичные шнуры в поли¬ мерной обачочке под индексом ДШЭ (ДШЭ-6, ДШЭ-6А, ДШЭ-9А), стойкие в аг¬ рессивных средах (маслах, дизельном топливе). При наружной температуре свыше 30 °С сети из детонирующих шнуров (ДША и ДШБ) должны прикрываться от действия солнечных лучей. Детонирующий шнур в целях безопасности следует резать на деревянной доске. Наружный диаметр шнуров, предназначенных для обычных температурных условий применения (—50-f-80°Q, составляет 3,2—6,1 мм, высокотемператур¬ ных — 7,2—10,5 мм. Скорость детонации первых 6,0—6,5 км/с, последних 7— 7,5 км/с. Длина отрезков шнура, выпускаемых заводами, 50 и 100 м. На магистральных линиях детонирующего шнура можно создать милли¬ секундные замедления как для группы скважин, так и для отдельных скважин, используя для этой цели пиротехнические замедлители (детонационные реле). 205
Пиротехническое реле КЭДШ-69 одностороннего действия предназначается для взрывных работ в необводненных условиях. Реле состоит из картонной трубки, содержащей в себе капсюль-детонатор и пиротехнический замедлитель. С помощью алюминиевых колпачков по обеим сторонам трубки закрепляются два отрезка детонирующего шнура длиной 350 и 150 мм. Срез короткого детонирующего шнура вставлен в капсюль-детонатор. На поверхности бумажной гильзы черной краской нанесены стрелка и цифры, указывающие направление детонации реле и время замедления в миллисекундах. Реле выпускается с десятью сериями замедления: 10, 20, 35, 50, 75, 100, 125, 150, 175 и 200 мс. 5.2. ЭЛЕКТРОВЗРЫВНЫЕ СЕТИ Электровзрывиая сеть состоит из магистрали, распределительной сети и электродетонаторов. Распределительную сеть составляют выводные (концевые) провода, идущие от электродетоиаторов, и соединительные провода, соединяющие между собой концевые провода смежных электродетоиаторов и присоединяющие концевые провода к магистрали. Выводные провода электродетоиаторов площадью сечения 0,196 мм2 изготавливают из провода ВП (ГОСТ 6285—74) с медной жи¬ лой и полиэтиленовой изоляцией. Соединительные провода могут быть такого же типа, что и концевые. При больших расстояниях между скважинами или шпу- Таблица 5.1 Техническая характеристика проводов Марка проводов Ч исло /КИЛ Диаметр жилы, мм Площадь сечения жилы, мм2 Число медных прово¬ лочек Сопро-- тивление 1 км жи¬ лы при -1- 20 °С, Ом Наруж¬ ный диаметр провода, мм Масса 1 км провода, кг ВП 1 0,5 0,2 1 93 1,4 ВП 1 0,8 0,5 1 37 2,3 ВП 2 0,7 0,38 2 50 4,4 СПП-1 1 0,9 0,5 7 39,5 2,3 8 СПП-2 2 0,9 0,5 7 41 4,6 16,5 Т а б л и ц а 5.2 Сопротивления проводов Площадь сечеиия жилы, мм2 Сопротивление I км провода при 20 °С, Ом Площадь сечения жилы, мм2 Сопротивление 1 км провода при 20 °С, Ом ПРТО и ПВ АПРТО и АПВ ПРТО и ПВ АПРТО и АПВ 0,5 16 1,13 1,87 0,75 24,16 — 25 0,719 1,2 1 17,8 — 35 0,518 0,865 1,5 12,11 — 50 0,367 0,613 2,5 7,34 12,11 70 0,264 0,443 4 4,53 7,47 95 0,191 0,319 6 3,05 5,03 120 0,153 0,255 10 1,8 2,97 Примечай н е. Провода ПРТО и АПРТО по ГОСТ 20520—80, ПВ н АПВ по ГОСТ 6323—73. 206
Т а б л и ц а 5.3 Сопротивление жилы кабеля Марка, площадь сечения (мм2) и число жил кабеля Сопротивление одной жилы кабеля при 20 °С, Ом/км основной заземляю** щей вспомога¬ тельной 3X2,5 4- 1,5 крпсн 7,49 12,35 3X4+ 1X2,5 4,62 7,49 — 3X6+ 1 + 4 3,11 4,62 — 3X10+ 1X6 1,84 3,11 — 3X16+ 1X10 1,14 1,84 — 3X25+ 1X10 0,733 1,84 — 3X35+ 1X10 0,528 1,84 — 3X50+ 1X10 0,374 1,84 — 3X70+ 1X10 0,269 1,84 — ШВБЭ 3X1,5+ 1X1,5+ 1X1,5 12,35 12,35 12,35 3X2,5 + 1X2,5 + 1X2,5 . 7,49 7,49 7,49 3X4+ 1X4 + 1X4 4,62 4,62 4,62 3X6+ 1X6 + 1X6 3,11 3,11 3,11 ГРШЭ 3X4+ 1X2,5+ ЗХ 1,5 4,62 7,49 12,35 3X6+ 1X4+ 3X2,5 3,11 4,62 7,49 3X10+ 1X6+ 3X2,5 1,84 3,11 7,49 3X16+ 1X10- b 3X4 U4 1,84 4,62 3X25+ 1X10-1 (- 3X4 0,733 1,84 4,62 3X25+ 1X10- \- 3X4 0,528 1,84 4,62 3X50+ 1X10- [- 3X4 0,374 1,84 4,62 3X70+ 1X10- - 3X4 0,269 1,84 4,62 II р и меча н и с. Кабель КРПСН по ГОСТ 13497-77; ШВБЭ по ГОСТ 10695-S0; ГРШЭ по ГОСТ 10694—78; площадь сечения жил по ГОСТ 1956—70. рами (более 10 м) используются провода с большей площадью сечения жил. Маги¬ стральные провода (до места укрытия взрывника) согласно ГОСТ 6285—74 мо¬ гут быть двух типов: ВП-0,8 и ВП-0,7Х2. Длина магистрального провода должна быть не менее 150 м. При сотрясательном взрывании на выбросоопасных пластах расстояние от места взрыва до места укрытия взрывника согласно требованиям ЕПБ должно быть 600 м и более. В этом случае в качестве магистрального про¬ вода используют кабели КРПСП, ШВБЭ и ГРШЭ в соответствии с ГОСТ 13497—77 Е, ГОСТ 10695—80, ГОСТ 10694—78 площадью сечения жил по ГОСТ 1956—70. Кабель не убирают, он служит постоянной взрывной линией. Кабель не доводят до забоя (с целью сохранности) на 75 м. На этом участке прокла¬ дывается обычный магистральный провод. Данные о специальных проводах для взрывных работ, а также о проводах и кабелях, используемых для взрывных работ, но предназначенных для других целей, приведены в табл. 5.1, 5.2 и 5.3. Если для устройства взрывных сетей применяются провода и кабели других марок, чем приведенные в табл. 5.1, 5.2 и 5.3, то сопротивление провода (Ом) или одной жилы кабеля R - pL'S, (5.2) 207
а 1 Z 3 N-1 N '/ 'г ' n-1 [Л' 0 Рис. 5.1. Схема последовательного соединения электродетонаторов (ЭД): а — одиночные ЭД; б — парно-параллельно соединен¬ ные ЭД Рис. 5.2. Параллельно¬ пучковая схема соеди¬ нения ЭД где р — удельное сопротивление материала провода (для меди равно 0,018 ОмХ Хмм/м, для алюминия 0,03 Ом-мм/м); I — длина провода, м; jS — площадь се¬ чения провода, мм2. -. | При выборе марки проводов следует учитывать, что испытательное напряже¬ ние проводов должно быть не меньше напряжения применяемого прибора взры¬ вания. Если провода будут находиться в обводненных местах, то следует руковод¬ ствоваться напряжением, при котором провода испытываются после замачивания в воде. При выборе площади сечения проводов следует исходить из допустимого со¬ противления сети и из необходимости обеспечить достаточную механическую проч¬ ность сети. Для выполнения последнего условия площадь сечения проводов рас¬ пределительной сети должна быть не менее 0,2 мм2, а магистральных проводов — не ниже 0,5 мм2. Однако при наличии повышенной опасности механических пов¬ реждений, а также при массовых взрывах площадь сечения проводов распредели¬ тельной сети обычно берется не менее 0,5 мм2, а магистрали — не ниже 0,75 мм2. В основном применяют следующие схемы соединения электродетонаторов в цепи: последовательную с одиночными электродетонаторами (рис. 5.1, а), по¬ следовательную с парно-параллельным соединением электродетонаторов (рис. 5.1, б), параллельно-пучковую (рис. 5.2), параллельно-последовательную (рис. 5.3) и параллельно-ступенчатую (рис. 5.4). Расчет электровзрывной сети сводится к проверке выполнения для принятой схемы условий безотказного взры¬ вания электродетонаторов, т. е. к обеспечению величины гарантийного тока, про¬ текающего через электродетонатор. При принятой технологии ведения взрывных работ известными являются: число электродетонаторов, подлежащих взрыванию за один прием, расстояние между зарядами ВВ, глубина шпуров (пли скважин) и длина магистрали (расстояние от места расположения взрывного прибора до зарядов ВВ). Принятая технология горных работ в ряде случаев определяет схему электровзрывной сети: при проходке стволов применяют параллельно- ступенчатую схему (см. рис. 5.4), в забоях подготовительных выработок шахт и рудников—последовательную схему (см. рис. 5.1, а). Порядок расчета сети: определяют тип взрывной сети, предварительно выбирают тип взрывного при¬ бора и проводов, которые будут использованы при взрывании; составляют схему взрывной сети; рассчитывают сопротивления отдельных элементов и всей взрыв- кон сети в целом; рассчитывают токи и магистрали и в отдельных ветвях взрывной сети. В случае, если токи по отдельным ветвям удовлетворяют по условиям без¬ отказного взрывания электродетонаторов, то принимают данную схему, в про- 1Эг- г —В 3 4 —v/. —-Ц © | ■© g o d ' Рис. 5.3. Параллельно-последователь¬ ная схема соединения ЭД Рис. 5.4. Параллельно-ступенчатая схема соединения ЭД 208
тивном случае производят корректировку ее по нескольким направлениям; умень¬ шают сопротивление магистрали Дм путем увеличения площади ее сечения, из¬ меняют схему соединения электродетонаторов, применяют взрывной прибор дру¬ гого типа или источник тока более высокого напряжения. Общее сопротивление электровзрывной сети: при последовательном соединении ЭД Rod. п = Ri -Ь R2 -Ь R3 + • • • + Rn, (5-3) где Rlt R2, R3, .... Rn — сопротивления отдельных участков распределительной сети; при параллельном соединении ЭД R°6- ир = URi+ 1/Д2+ l/Rg Н Ь 1/^Г ’ (5'4) где Ru R2, R3, ..., Rn — сопротивления параллельных ветвей распределитель¬ ной сети. При R1 = R2 — R3 = Rn = R формулы имеют вид: R06. п = nR; Доб. пр — R/fi. (3-5) При смешанном (последовательно-параллельном) соединении общее сопро¬ тивление сети определяют как сопротивление группы последовательно соединен¬ ных ЭД, включая провода, деленное на число параллельно соединенных групп. При этом сначала используют формулу (5.3), а после этого формулу (5.4). Для расчета электровзрывной сети используют формулу, основанную на за¬ конах Ома и Кирхгофа. Ток в сети с напряжением U и сопротивлением R / = U/R. (5.6) Если несколько сопротивлений Rt, R2, .... Rn включены последовательно в цепь и присоединены к источнику тока, то через каждое сопротивление проте¬ кает ток одинаковой силы. Падение напряжений в любом сопротивлении пропор¬ ционально сопротивлению, а суммарное падение напряжения равно напряжению источника тока. Для последовательной цепи Ux = Rxl\ U2 = R2[; ...; Un = RnR (5.7) U = иг + U2 -|- U3 + • • •+ Un, (5.8) где //,, U2, ..., Un — падение напряжения соответственно в сопротивлениях /Д, Дг> --•> Rn. Если сопротивления Rlt R2, ..., Rn включены в цепь параллельно и последо¬ вательно и питаются от того же напряжения U, то h = U/Ri, h = UlR2- = UlRn, (5.9) общий ток параллельной цепи /=/1+/а+...+ /п, (5.10) где Д, /2, ..., In-— ток в параллельных ветвях сети. Формулы для расчета сопротивления взрывных сетей, изображенных на рис. 5.1—5.4, приведены в табл. 5.4. При взрывании конденсаторной взрывной машинкой электровзрывную сеть рассчитывают для проверки условия (5.11) где Rc — расчетное сопротивление электровзрывной сети; Дд — допустимое со¬ противление электровзрывной сети, указанное в паспорте взрывной машинки. Допустимое сопротивление при последовательном соединении ЭД (ДдС/2) In (U\C - 2Кп т1пКд)/(*/*С - 2Къ тахДд) < 0min, (5.12) где С — емкость конденсатора-накопителя; Un — напряжение, до которого за¬ ряжен конденсатор; Квпап = 0,739 А2-мс— минимальный импульс воспламене- 209
Таблица 5.4 Формулы для расчета сопротивления взрывных сетей Схема соединения ЭД Сопрот всей сети явление отдельных элементов Ток, проходящий через ЭД Последовательная Rc ~ Дм /= UlRc + М?эд + + W - 1) г Последовательная Rc — Rm -f- — I = U/(2RC) с пармопарал- + М?зд/4 + лельно соединен¬ ными ЭД + [{N!2) - 1 ] г Параллельио-пуч- ЯЭ О II 3 + — / U/(NRc) новая + Рад/ N Параллельио-по- Rc = Rm Н~ Rb = нДэд I = U/(mRc) следов ательная + R-sJm + (n - 1) г Параллельно-сту- Rc ~ Rm ~f” Rb = Rq д+ Г Г* * в N пенчатая /Id i r'1 \ t ArchX — U (Rb chr N) 4- / ("М"Г) X [1 + rl{2Rm)] ’ (thrN) * 7вN~~ ток» протекающий в последнем ЭД электровзрывной сети. Если в распре¬ делительных сетях не используются соединительные провода между ЭД. то сопротивление электрических проводов между ЭД г ~ О- ния ЭД; Л’вшах < ЗА'2-мс — максимальный импульс воспламенения ЭД; 0шШ = = 0,6 мс — минимальное время передачи импульса ЭД мгновенного действия. На практике расчет электровзрывной сети при использовании конденсатор¬ ных взрывных машинок можно сводить к проверке условия Rc Д Дн, где Дн — сопротивление взрывного прибора, указанное в его паспорте. При параллельно-последовательной электровзрывной сети расчетное сопро¬ тивление сравнивается с допустимым для данной взрывной машинки, с учетом числа параллельных ветвей в сети. Общее число ЭД, которое может быть взорвано, N = (Rc — Ян) m2/Rm, (5.13) где Rэд — сопротивление одного ЭД; т — число параллельных ветвей. Электровзрывная сеть всегда должна быть двухпроводной. Использование воды, земли, труб, рельсов, канатов в качестве одного из проводов запрещается. Для обеспечения безопасности при монтаже электровзрывной сети в части расположения и оборудования взрывного пункта должны строго выполняться требования «Единых правил безопасности при взрывных работах». После монтажа электровзрывная сеть должна быть проверена. Цель про¬ верки — установить, правильно ли собрана сеть и качественно ли она смонтиро¬ вана. Соответствие фактического сопротивления взрывной сети ее расчетному со¬ противлению согласно требованиям ПБ должно проверяться при взрывании сква¬ жинных зарядов. Расхождение измеренного и расчетного сопротивления сети не должно превышать 10 % . При взрывании шпуровых и наружных зарядов вместо измерения сопротивления взрывной сети можно ограничиться проверкой ее па токопроводимость. Измерение сопротивления сети производится с безопасного расстояния после удаления людей из забоя. 210
В шахтах, опасных по газу или пыли, для измерения сопротивления взрыв¬ ной сети и проверки ее на токопроводимость разрешается пользоваться только приборами, допущенными Госгортехнадзором СССР. Перед измерением сопро¬ тивления взрывной сети (с безопасного места) или перед проверкой ее токопрово- димости (с безопасного места или непосредственно в забое) должно быть прове¬ рено содержание метана на месте расположения измерительного прибора. Изме¬ рение сопротивления и проверку на токопроводимость можно производить лишь в том случае, если содержание метана в забое и около измерительного прибора будет меньше 1 %. Сопротивление изоляции взрывной сети по отношению к земле не регламен¬ тируется, однако желательно, чтобы оно было не менее десятикратного сопротив¬ ления взрывной сети и не ниже 3000 Ом. Сопротивление изоляции сети можно измерить приборами Р3043 и М-57. При этом один зажим прибора присоединяется к одному из проводов испытуемой сети, а другой зажим — к хорошо заземлен¬ ному металлическому штырю, забитому в землю на глубину не менее 0,5 м. Основные данные измерительных приборов для электровзрывания, изготов¬ ляемых в СССР, приведены в табл. 5.5 Т а б л и ц а 5.5 Приборы для измерения сопротивления и проверки токопроводимости Тип прибора Пределы измере¬ ния, Ом Основные размеры, мм Мас¬ са, кг Назначение Переносной изме¬ рительный мост постоянного тока Р3043 (РО, И) 0,2—50 20—5000 160Х 140Х 83 1,3 Для измерения сопротивле¬ ния ЭД и взрывных сетей в местах, не опасных по газу или пыли Омметр взрывных цепей ОВП-2 1—50 10—500 52 X 52 X 155 0,425 То же, но с применением и в шахтах, опасных по газу или пыли Омметр-классифи¬ катор электр о де¬ тонаторов 0,5— 5,5 3—8,5 229 X 144X86 2,00 Для измерения сопротивле¬ ния ЭД на расходных скла¬ дах ВВ Испытатель взрыв¬ ной светодиодный ВИС-1 До 320 135X65X40 0,5 Для проверки сопротивле¬ ния взрывной сети в целом или отдельно ее элементов из укрытия и в забое; при¬ менения в шахтах, опасных по газу или пыли Омметр М-57 0—5000 170X72X40 0,4 Для измерения сопротивле¬ ния взрывных сетей, про¬ верки токопроводимости ЭД и проводов в местах, не опас¬ ных по газу или пыли 5.3. ПРИБОРЫ ВЗРЫВАНИЯ Приборы взрывания могут быть автономными и сетевыми. Автономные приборы взрывания: взрывные приборы, у которых источником энергии служат гальванические элементы или аккумуляторы, и взрывные машинки, у которых источником энер¬ гии является маломощный генератор с ручным приводом. К взрывным приборам относятся: конденсаторные приборы (ток для воспла¬ менения дает конденсатор, заряжаемый от собственной батареи, напряжение ба¬ тареи может быть повышено преобразователем); высокочастотные приборы (вос- 211
Краткая характеристика взрывных приборов и машинок со ю та sf к *3 о та Н 3 s S о в s « та £ О 5з К к я о Sac «оз S”g« О о.* с к № О £ ч S я Й н Is R.O Ч О си о-О К Ь оЧиса§но2 cS3gCJSg2c ggssm S &•§ Ф о »ч 3 <-> \о к О С* £ с £ с Си о AD =Н К £ а и о * К £ О 3 « S и'0 к а о ад ip с (и аи* ^ о та § Й о - 3 О о 5 g ь та о а) о а Я 3 с Я S; « >>§ t Е ®ю х л О сз 3 CQ О сх S3 й *3 ф ь к о сх к § та S к п( СХ л Й « о 1“ 5 о Э е Л о е й Is <L) О ю ах *с 1 та * S3 * та й а 51 й) о л Е к * В 5 5 а о л £• д HCQ о а в й ^ сх s о л *2 ь S3 R* (-1 та и сх %sui а Д о ^ CJ сх ^ о та § й о » _ X « § о о К Я g\g S g И Я £ «з а о & £ Я л к л Е §х§ х ч я д с Ш О СХ S3 >1 S3 ч S3 о о О СО О *-« сою о 03 со о с X й я о та с о со § S3 S3 I сх та 3 Si О н о VO та сх сх Si н о К *5 ч О 3 со 03 со с X XX „ X О О о й ю О о о 5 сп о о о о о о о о о со 03 —< S3 сх о Si & S3 К S S3 ф. , к S3 *1 §s Si « та S3 та л 2 S3 cxg сх та , о S ££ш к сх К В 3 3S3 Я S3 к о о сх 2 та сх & £ о К Е- 2 сх g Н S3 S3 СЗ о к Р* S3 S3 « ф о ф о * s & 2 I 5 § ё «j HS й st s; к сх S3 X J3 g S СХ QJ ь °м * « 5g 11" S3 •©- О с; О та с< о S3 S3 S3 Й §.s та 3 гп й К к- л m СЗ S3 ^ £ю сор Й§1 с?« ЬСи & х 3 а О та с о со § 53 S3 КС S3 н 3 3 сз сз С* 2 о S3 S3 ф о сх & Й к о н р 3 о S г л „ ч g И £ § о ой КС® ф *a s СХ ® <JJ та S3 tn Ь та S та cq г Г» та к У сх SJ С2 Ф ^ кС ° о « § Й 2 й о 5S я 2 Л й * к ш 5ф »s; S сх С та та S3 Si Е-< та РЗ сх сх о н о о Н VD 212
-'ll a S.E a £ xo S Д Ф 2 * д ^ 3 ° CJ о P § S Sr о s „ >, ts <u • E §.* - Q M« <u ф Ш и ь о <p й 2 r- 2 4 £ . gs§s X « о 2 p- Ct >, tt c « я я ° °J5 S' д E CQ о S S’ g и 5 о. a ^ сй» §1 1° 2 t=r < д & X cx E Й о t- § x g b й >> о и a о X К Ф =>д *2 Д О) к a> к ф « S О СО o f— Й о Д о О гп >> Е « 25 иЧ г г 5 S 5 s 05 Й Е : о ® \о д40 о о S' Е Е К CJ О о I" 2 ч а* Е . К ЭД К К К О Й о g К к к к 5 О. Д s Е " Е Й с( й §- Й 2 Ч ь л о й О Д Е Е ao п Ь Н Й g ш т s ~ >< И £ И -, о о Е й 5 s Е ^ QJ Е О д a> X Д сич о 2СГ}хо Н О =Д д о =>к о к сх _ QJ К О СХ Е _ к Z й | Ф 5L к д 2 й Он” ►>^ и» со С? О о_ Е Е о Д О м CQS б 620 320 1—1000 395 36 1 1 о 12 О <м 1 95X2 2000 110X2 2 см ю —» о ю сх ч§ 200 О О о о —< со О д сх Е ю о LO Д Р й й g* д и к о о н ЕЯ 0> я Д 1°§- ч§з| § £ ч ^ _ h >> х ° Е Д н 2 Д О н К Ф 2U I 8 ?5 2 a к£Ш£ я g« 5 2 _ д Е О Д ■ о « *<М Си Й *-н с Е I еЗ О I I д fc° [ ж дю Д _ч s S S д X Е О R g ф ч н ®» га к ИЗ я я ; о 6Д _ чО> о _ g £52 ч о « ая « Е Д о S R ф ■£ ф Еч О £ Од” о S И Я * О. Е- й я к К 2 ° Б 2 <и Ф >1 и яО ■ Ф к Л 8 S * к «5 О д S д ■1 S Й g Д t=c Си о ^ Й О w Д Е з О „ p&S| и g о § 3 S.g S ч n X cn S Й p <0 % g S О Й о Д E- Д о со X со CU К о к £ д Й <р о ^ д д ср К t=c Си Д Е О СО д д о н >< .а Й ь0 &S§ Е Е Я СО со Е Й я з о п к ^ й Q д е-оо О со ф 2 д са 2 сх ф 2 д д S S Е ф Е U к Н о ^ X Й в к И д Е йВ о д Ф я ХО о О со Е О со Ф ХО й о 2 си ф д X о CJ К д ч а я s|g Ф я Е Ф Й g £ 2 £• 5 <v со ж е ^ ” Р) СО CQ (Д f=c Е Е СХ X Й н м§| ^ со Д Ф >,о X ^ со О с X о со £ ф Д чо о д к 3 й) со д S д ^ Е Д « £ д Е ф О ь Й д S 2С сх I I >. д д < со ^ й g S 9К СО 2 2 Д ф Си х СО Ф д - о сх к о я ХО СО Е ь- сх а е • • 1 X Ф=К о i8 ! с к® ° я E-S^CU Ф Я К о д о я га \о Ч Д § Е со СО Ф л Ш Р >,« g,s 4 о) о 5 м « ►д СО гл Е О д Ф ® д дХО . Зф д н <и РЗ Ф ф д со Д Ф Д Я Д Д^ о 2 Е дК-8-Ф к д со ф Й ^ Кх> д 2 д СО Ф О т со СХ Е- ю Д V Ч g CQ Й ® О Е Д Е-1 w i_u г' w< m Е •8-Soo®^ §£яст fc 1 " Е Ф Д ’ о Н СО рч СО ш 10 и и < о о 2 — 2 •Л о . о I—' см CQ С feiCQ 5 У ® С й CQ ИЗ чо я* С g Sg m gS о ХО сх О о С &gvg з s а S ДЕ CQ CQ о CQ gu ф й д Я Й ф д g.5. 2.1 д >< ф 2 1-с Д й я ф сх 3 Е ? =к « д Й эд 2 д сх S я<? § S. к« ИЗ 2 30 о я Й йО. о о О О н чо 213
пламеняющий ток высокой частоты получается путем преобразования тока батареи); батарейные приборы (воспламеняющий ток поступает непосредственно от гальванической или аккумуляторной батареи). К взрывным машинкам относятся конденсаторные машинки (взрывной ток Дает конденсатор, заряжаемый от собственного генератора); динамоэлектрические машинки (ток для воспламенения электродетонаторов берется непосредственно от собственного генератора), которые могут быть с ручным или пружинным приводом. К сетевым взрывным приборам относятся: приборы с прямым включением тока (рубильники, пакетные выключатели, магнитные пускатели, специальные переключатели и др.); выпрямительные приборы (постоянный воспламеняющий ток получается в результате выпрямления переменного тока, взятого из освети¬ тельных или силовых сетей); конденсаторные приборы (ток для воспламенения ЭД дает конденсатор, заряжаемый через выпрямитель от осветительных или си¬ ловых сетей); приборы с включением тока в фиксированной точке синусоиды (взрывную сеть подключают к линии-.переменного тока в момент, когда мгновен¬ ное значение напряжения в ней близко к максимальному). По степени опасности воспламенения взрывоопасных сред взрывные приборы и машинки имеют различное исполнение: нормальное Н — для работ на поверх¬ ности; рудничное нормальное PH — для работ в рудниках и шахтах, не опасных по газу или пыли; рудничное взрывобезопасное РВ — для работ в рудниках и шах¬ тах, опасных по газу или пыли; рудничное взрыве- и искробезопасное РВИ — для работ в особо опасных условиях по взрыву окружающей среды, которое отли¬ чается от исполнения РВ неспособностью взрывного тока воспламенить взрыво¬ опасную среду при искренни на выводных клеммах. В настоящее время наиболее распространены автономные конденсаторные взрывные приборы и машинки. В ряде случаев используются и высокочастотные взрывные приборы. Из сетевых взрывных приборов широко применяют приборы с прямым включением тока, а также выпрямительные и конденсаторные при¬ боры. Краткая характеристика взрывных приборов и машинок приведена в табл. 5.6. Для ведения взрывных работ при проходке горных выработок и в очистных забоях шахт и рудников, не опасных по газу или пыли, рекомендуется приме¬ нять индукторные конденсаторные взрывные машинки КПМ-3 и ВМК-500. Для шахт и рудников, опасных по газу или пыли, рекомендуется применение батарейных конденсаторных взрывных приборов ПИВ-100м, КВП-1/100м и ДВУ. На рудниках и шахтах, опасных по газу или пыли, электровзрывание разре¬ шается производить только постоянным током или конденсаторными приборами взрывания. Приборы взрывания перед выдачей их взрывникам или перед использованием подвергают осмотру и испытанию на способность обеспечить безотказное взрыва¬ ние. Даваемый импульс тока конденсаторными приборами взрывания не дол¬ жен быть меньше номинального, который при воспламенении последовательных взрывных сетей равен ЗА2 • мс. Такие приборы и машинки на импульс тока испыты¬ вают с помощью пультов-пробников КПМ-3 и ВМК-500 и приборов контроля взрыв¬ ного импульса ПКВИ-3, ПКВИ-Зм и ПКВМ-2. Последние позволяют определить также длительность импульса (не более 4 мс) и величину тока в конце импульса (не менее 1 А), что требуется при испытании конденсаторных взрывных приборов и машинок с миллисекундным замыкателем. Прибор ПКВМ-2 в отличие от при¬ бора ПКВИ-Зм может быть проверен службами метрологии как обычный лампо¬ вый вольтметр, микрофарадометр и миллисекундомер. Для проверки прибора ПКВИ-Зм требуется специальное устройство, а для ряда других электрических параметров взрывных приборов ПИВ-ЮОм и КВП-1/100м — установка типа У-200 с комплектом испытательной аппаратуры. Сетевые взрывные приборы с прямым включением проверяются с помощью нагрузочного реостата. При проверке взрыв¬ ных приборов с включением тока в фиксированной точке синусоиды, кроме ис¬ пытаний под нагрузкой, проверяется соответствие фазы включения тока оптималь¬ ной фазе. 214
5.4. ВЕДЕНИЕ ВЗРЫВНЫХ РАБОТ При проведении подземных горных выработок буровзрывные работы ведут в основном методом шпуровых зарядов; ограниченное применение имеет такх<е метод скважинных зарядов. При этом применяют три способа взрывания: огне¬ вой, электрический и с помощью детонирующего шнура. Достоинства огневого взрывания: простота выполнения, вызванная отсут¬ ствием взрывных магистралей, источников тока, контрольно-измерительной ап¬ паратуры и расчета взрывной сети; небольшая стоимость средств взрывания. Недостатки: нельзя одновременно взрывать большое число зарядов; значительная опасность для взрывника при заряжании на месте работы; невозможность про¬ верки какими-либо приборами качества подготовки зарядов к взрыву; низкая производительность. Инициирование зарядов производится зажигательными трубками, которые изготавливаются в отдельных помещениях склада ВВ. Длина огнепроводного шнура зажигательных трубок должна быть одинаковой, но не менее 1 м. В таком виде зажигательные трубки доставляют к месту изготовления патронов-боевиков, расположенному на расстоянии не менее 50 м от места заря¬ жания. Для предупреждения взрывника о необходимости удаления в безопасное место применяют контрольные трубки — такие же, как зажигательные трубки, но имеющие длину на 60 см меньше. Контрольные трубки поджигаются первыми. В качестве инструмента при огневом взрывании применяют складной нож для резания шнура и деревянный стержень с медной насадкой длиной 100—120 мм и диаметром, несколько большим диаметра детонатора, для получения углублений в патроне ВВ при изготовлении боевиков. При электрическом способе обеспечивается большая безопасность взрыва¬ ния, так как при подключении взрывной сети к приборам взрывания взрывник находится на безопасном расстоянии. Вместе с тем электровзрывание опасно в от¬ ношении блуждающих токов и при ликвидации отказов. Стоимость средств взры¬ вания высокая. Сложно выполнение электровзрывной сети (необходим ее расчет), ограничено число ступеней замедлений. Инициирование зарядов производится электродетонаторами, доставляемыми в забой к месту заряжания. Изготовление патронов-боевиков производится не¬ посредственно в забое. В шахтах, опасных по газу (метану) или пыли, допускается только электрическое взрывание зарядов с применением электродетонаторов, взрывных машинок и приборов во взрывобезопасном исполнении. Взрывание с помощью детонирующего шнура применяют при всех методах ведения взрывных работ. Детонирующий шнур прокладывают вдоль зарядов (магистраль). К магистрали внакладку (или способом, указанным в инструкции, находящейся в ящике с детонирующим шнуром) присоединяют концевые отрезки, идущие к узлам в зарядах или к боевикам. Скрепление концевых отрезков с маги¬ стралью производится на длине не менее 10 см с помощью изоляционной ленты, тесьмы или шпагата. Для инициирования детонирующего шнура применяют зажигательную трубку (при совместном использовании этого способа взрывания с огневым) или электродетонатор (при применении электрического спо¬ соба). Существенными преимуществами способа взрывания с использованием дето¬ нирующего шнура является: резкое уменьшение опасности работ по заряжанию и особенно по ликвидации отказов, благодаря отсутствию в зарядах опасных в обращении капсюлей-детонаторов и электродетонаторов; возможность практи¬ чески одновременного взрывания рассредоточенных зарядов (что особенно важно при применении контурного взрывания). Недостатком способа взрывания детонирующим шнуром является невозмож¬ ность инструментальной проверки доброкачественности взрывной сети непо¬ средственно перед взрывом. Взрывание зарядов детонирующим шнуром в шахтах, опасных по газу или пыли, не допускается. Комплект шпуров (скважин), пробуренных в забое выработки, по назначению делят на две группы: врубовые, предназначенные для образования в породе свободной полости, и отбойные, расширяющие эту полость. Отбойные шпуры (скважины), используемые для расширения свободной по¬ верхности, образованной врубом, называют вспомогательными. От¬ бойные шпуры (скважины), пробуренные в периферийной части выработки и при¬ 215
дающие выработке окончательный вид, называют о к о н т у р и в а ю щ и м и. В зависимости от предъявляемых требований к качеству оконтуривания приме¬ няют обычное и контурное взрывание. 5.4.1. Расположение шпуров при проведении горных выработок Принципы расположения шпуров в забое зависят от назначения взрыва. Правильный выбор вруба и соответственно расположение шпуровых зарядов во врубе зависят от условий его применения и от особенностей самого вруба. Наиболее широкое распространение получили врубы, приведенные в табл. 5.7. Здесь же приведены условия, в которых эти врубы более эффективны, и их параметры. Рекомендуемые параметры конусообразного и призматического цилиндриче¬ ского врубов при проходке стволов "приведены в табл. 5.8. При конусообразных врубах угол наклона врубовых шпуров делают таким, чтобы их комплект образовал усеченный конус с диаметром основания на глубине заход- ки, равным 0,3—0,4 м. Рациональные параметры вертикального клинового вруба для горизонтальных и наклон¬ ных горных выработок приведены в табл. 5.9. Расстояние между концами шпуров принимают равным 0,1—0,3 м. При многоклиновых врубах л. н. с. (W) первого клина равна его максималь¬ ной глубине (60—100 см). Следующие шпуры клинового вруба для обеспечения проектной глубины заходки отстоят от первого на величи¬ ну W (рис. 5.5) и бурятся под углом около 60° к плоскости забоя. Из призматических врубов с незаряжаемыми шпурами в шахтах, не опасных по газу или пыли, наибольшее распространение получили крестообразный, спиралеобразный, треугольный и цилиндрический. Врубы размещают, как правило, по оси выработки (исключая односто¬ ронние). При наличии явно выраженной слоистости пород или развитой системы тре- щин]слоевого или кливажного происхождения с ориентацией их простирания от¬ носительно направления проходки 30—60° в целях снижения воздействия взрыва на крепь и повышения его эффективности врубы смещают на 0,2—0,4 м в сторону, противоположную направлению простирания пластов или трещин (при одновре¬ менном повышении плотности шпуров в этой части забоя). При раздельной выемке полезного ископаемого и вмещающих пород в гори¬ зонтальных и наклонных выработках вруб размещают исходя из крепости полез¬ ного ископаемого и окружающих пород. В смешанных забоях угольных шахт вруб размещают по пласту и забой пласта является опережающим. Глубину шпуров независимо от вида выработки и ее назначения определяют исходя из организационных факторов в зависимости от используемой техники бурения и технологии выполнения других процессов проходческого цикла. Глубину врубовых шпуров с целью улучшения условий взрывания отбойных шпуров принимают на 10—30 см больше остальных шпуров комплекта. Величины зарядов отбойных шпуров (за исключением расположенных по контуру выработки) должны быть примерно одинаковыми. Заряды вспомогательных шпуров работают в наиболее стесненных условиях, поэтому независимо от схемы расположения врубовых шпуров расстояние между ними и врубовыми шпурами принимают наименьшим. При призматических врубах с незаряженными шпурами в крепких породах это расстояние составляет 24—36 см, а при простых призматических вру¬ бах при проходке в породах с / = 7-5-12—40 50 см, в породах средней крепо¬ сти — 45—60 см. При использовании врубов из шпуров, наклонных относительно оси выработки, вспомогательные шпуры параллельны врубовым шпурам. Угол Рис. 5.5. Определение на¬ правления бурения при двойном клиновом врубе 216
Т а б л и ц а 5.7 Врубы, их характеристика и условия применения Тип вруба Условия применения, характеристика Наклонные врубы Конусообразный В крепких и средней крепости породах при пологом напластовании (в основном при про¬ ходке стволов). Врубовые_шпуры (3—8 шт.) образуют усеченный конус. Рациональная глубина заходкн 2,5—3,5_м. Угол наклона врубовых шпуров к плоскости забоя 65—85° Пирамидальный \s S\ В крепких породах (в основном при про' ходке вертикальных выработок). Число шпу' ров 4. Рациональная глубина заходки 1,5— 2 м. Длина врубовых шпуров 1,8—2,3_^м. Угол наклона врубовых шпуров к плоскости забоя 65—75°. Врубовые шпуры распола¬ гаются в виде четырехгранной пирамиды Клиновой В породах любой крепости однородного строения при вертикальном направлении трещин или напластования, в основном в го¬ ризонтальных и наклонных выработках пло¬ щадью сечения не менее 6 м2, реже в стволах. Число врубовых шпуров 2—10, в ство¬ лах— более 10. Ось вруба в стволах рас¬ полагают по простиранию. Угол наклона врубовых шпуров к плоскости забоя 60—70°, Рациональная глубина заходки 1,5—2,4 м. Длина врубовых шпуров 1,8—2,6 м. Для уменьшения развала породы и повышения эффективности взрыва по оси вруба бурят 1—6 шпуров перпендикулярно к плоскости забоя. Глубина их в 2 раза меньше глубины заходки Двойной клиновой При проведении выработок по особо крепким монолитным породам. Область применения та же, что и при клиновом врубе Верхний односторонний A A 1 А А А В сложных трещиноватых породах средней крепости при падении трещин и слоев от за¬ боя, при проведении горизонтальных и на¬ клонных подготовительных и капитальных выработок с площадью сечения более 4 м2. Рациональная глубина заходкн 1,8—2 м. Длина врубовых шпуров 2—2,3 м. Угол наклона к плоскости забоя 60—70° 217
Продолжение т а б л. 5.7 Тип вруба Нижний односторонний Боковой односторонний Условия применения, характеристика То же, при падении трещин и слоев на забой В выработках площадью сечения свыше 4 м2 в шородах не выше средней крепости с явно выраженной вертикальной слоистостью, а также когда с одной стороны выработки имеется явно выраженный контакт двух по¬ род или плоскость геологических наруше¬ ний. Оптимальное подвигание забоя за взрыв 1,8—2 м. Длина врубовых шпуров 2—2,3 м. Угол их наклона к плоскости забоя 60—75° Веерный В угольных забоях подготовительных и на¬ резных выработок на пластах различной мощности. В зависимости от мощности пла¬ ста бурят один или два ряда врубовых шпу¬ ров. Рациональная глубина заходки 1,8— 2 м. Максимальная глубина врубовых шпу¬ ров 2—2,3 м Щелевой Прямые врубы В породах крепких и средней крепости или при наличии прослойки более мягкой по¬ роды, в выработках любой площади сечения. Шпуры бурят в один ряд через 10—20 см, заряжают через один, взрывают одновре¬ менно. Для повышения к. и. щ. центральный шпур вруба бурят на 20—30 см длиннее, заряжают 0,3—0,6 кг ВВ и взрывают после остальных врубовых шпуров с замедлением 25—30 мс. Рациональная глубина шпуров 2,2—2,5 м Призматические а) простой (вертикальный, го¬ ризонтальный) В породах средней крепости, слабых и в угольных забоях, преимущественно при проведении горизонтальных и наклонных горных выработок в шахтах, опасных по газу или пыли, где не допускается сближение за¬ рядов менее 0,45 м по породе с f < 7 и 0,6 м по углю. Число шпуров 4—10. Расстояния между шпурами: в породах с /=2-4-4 — 0,6 м, с f— 44-6 — 0,5—0,55 м, с f — 74- 4-12 — 0,35—0,5 м. Рациональная глубина заходки 2—3 м 2IS
Продолжение табл. 5.7 Тип вруба Условия применения, характеристика б) цилиндрический В монолитных или с горизонтальным и поло¬ гим напластованием породах всех категорий преимущественно при проходке стволов. Для уменьшения разлета породы в центральной части вруба бурят 1—4 вспомогательных шпура глубиной 2/3 средней глубины ком¬ плекта шпуров. Глубина шпуров 2,5—4 м в) треугольный При проведении выработок любой площади сечения по крепким и очень крепким породам или при наличии прослойки более слабой породы. Расстояние между врубовыми шпу¬ рами 10—20 см. Длина их 2,5—3 м. Число шпуров 6—12. Часть шпуров в центре вруба не заряжается г) крестообразный В породах всех категорий, но преимуще¬ ственно в крепких и весьма крепких. Рас¬ стояние между крайними шпурами вруба в породах с f = 6-г-14 составляет 18—20 см. В породах с /= 4-^6 — 30 см и при / = = 2-г-З — 35 см. В центральной части бурят 1—2 шпура обычного или увеличенного диа¬ метра и не заряжают. Рациональная глубина заходки 2—3 м д) спиралеобразный е) ступенчатый ж) спиралеобразный ступенча¬ тый В горизонтальных и наклонных выработках малой площади сечения, а также в восстаю¬ щих выработках. В монолитных крепких и очень крепких породах или с напластова¬ нием, приблизительно параллельным забою. Центральный шпур не заряжают. Расстояние между шпурами вруба по спирали увеличи¬ вают с 8—15 до 30—50 см. Число шпу¬ ров 5—10. Глубина шпуров 2—3 м При проведении выработок в крепких труд- новзрываемых породах. Вруб состоит из 9— 15 шпуров, располагаемых в виде прямо¬ угольника, квадрата, ромба и пр. Длина шпуров увеличивается с 0,8—1,2 до 2—3 м через 0,2—0,5 м. Заряды взрывают груп¬ пами, начиная с менее заглубленных. В ряде случаев для лучшей проработки вруба группы шпуров 1 или 1—3 бурят на полную глу¬ бину и заряды размещают в два яруса При проведении выработок в крепких труд- новзрываемых породах. Вруб состоит из 4— 8 параллельных шпуров. Длина шпуров, начиная с первого, увеличивается с 0,9 до 2,8 м. Заряды взрывают в один прием по¬ следовательно в порядке нумерации шпуров. Расстояние между шпурами по спирали уве¬ личивается с 15 до 50 см 219
Продолжение табл. 5.7 Тип вруба Условия применения, характеристика з) со сква> кинами .о. .О. о • При проведении выработок в крепких трудно- взрываемых породах при глубине заходки 2,5—5 м. Вруб состоит из 1—4 незаряжаемых скважин диаметром 80—165 мы, иногда сбли¬ женных для образования общей компенса¬ ционной полости, и 4—10 шпуров, распола¬ гаемых на расстоянии 10—30 см от стенок скважин Таблица 5.8 Диаметр окружности и число врубовых шпуров Показатель Диаметр Величина показателя патронов ВВ, мм при f = 1.5-J-6 при f — 7-5-10 Диаметр окружности, м 35 1,6—2/1,8—2,2 1,6—2/1,8—2,2 45 1,8—2,2/2—2,6 1,8—2,2/2—2,6 Число врубовых шпуров 36 5—6/6—7 7—8/8—10 45 4—5/5—6 5-6/6—7 Примечание. В числителе приведена величина показателя при диаметре ствола до 7 м, в знаменателе — более 7 м. Т а б л и ц а 5.9 Параметры вертикального клинового вруба Показатель Величина показателя при f = 2-г-З при f = 4-Г-6 при / = 7-f-9 при f = = Ют-20 Число врубовых шпуров при площади сечения выработки, м: до 12 4 4—6 6—8 8—12 более 12 4—6 6—8 8—10 12—13 Расстояние между парами врубовых шпуров по вертикали, м 0,6 0,45 0,4 0,35 Угол наклона врубовых шпуров к пло¬ скости забоя, градус 70—75 66—71 63—68 60—65 220
Рис. 5.6. Схемы расположения шпуров с конусообразным врубом Рис. 5.7. Схема расположения шпуров с вертикальным клиновым врубом
g/// щ и ' mv-шо оW о-*~В с-*-Б о->-^ О-*-2 09 о-*~7 о—О—>-«? о—*~f ■f Рис. 5.8. Схемы расположения шпуров при проходке ствола по породам с крутым залеганием <— Рис. 5.9. Схема расположения шпуров и замедления в угольном забое при при¬ менении веерного вруба Рис. 5.10. Схема расположения шпуров с щеле¬ вым врубом
Рис. 5.11. Схема распо¬ ложения шпуров с про¬ стым призматическим врубом при наличии ме¬ тана в забое Рис. 5.12. Схемы расположения шпуров с цилиндрическим врубом при про¬ ходке стволов
наклона отбойных шпуров постепенно уменьшается с приближением их';к кон¬ туру выработки. Направление предконтурного ряда шпуров приближают к окон- туривающему с целью уменьшения воздействия взрыва зарядов этого ряда на законтурный массив. При использовании конусообразных и цилиндрических врубов при проходке стволов отбойные шпуры располагают по окружностям. Диаметр окружности размещения оконтуривающих шпуров при проходке ствола шахты по породам с пологим падением обычно принимают (в зависимости от крепости пород) на 0,3— 0,6 м меньшим диаметра ствола в проходке (больший диаметр окружности при¬ нимают при более крепких породах). При проходке ствола шахты по породам нак- 224
лонного и крутого залегания оконтуривающие шпуры со стороны падения и вос¬ стания обычно располагают в зависимости от крепости пород на расстоянии со¬ ответственно 15—25 и 25—40 см от проектного контура ствола (большее расстоя¬ ние принимают для менее крепких пород). Концы шпуров выводят на проектный контур. В случае, если принятая технология крепления ствола не позволяет выдержать указанные расстояния, последние увеличивают до необходимых. Устья оконтурнвающнх шпуров при проведении горизонтальных и наклонных выработок располагают на расстоянии 0,1—0,2 м от стенок выработки, а шпу¬ рам придают наклон из расчета выведения концов шпуров на проектный контур выработки. При проходке стволов па полное сечение и применении конусообразных, а также цилиндрических врубов определяют число кольцевых рядов шпуров, исходя из разницы общего диаметра выработки и диаметра врубового (или вспомо¬ гательного) кольца и величины л. н. с., рассчитанной из условия равенства объ¬ емов разрушаемого массива, приходящегося на один заряд (с учетом наклона шпу¬ ров). Число шпуров на каждой окружности определяют делением периметра на расчетную л. н. с. или на меньшее число, кратное данному периметру. Места рас¬ положения оконтуривающих и внутренних шпуров комплекта изменяют сог¬ ласно рекомендациям данного пункта и приводят в соответствие с возможно¬ стями используемой буровой техники. Особенности в расположении шпуров в шах¬ тах, опасных по газу или пыли, учитываемые при разработке схем: глубина шпу¬ ров по углю должна быть не менее 0,6 м; расстояние от заряда до любой обнажен¬ ной поверхности по углю должно быть не менее 0,6 м, а по породе— не менее 0,3 м; расстояние между шпуровыми зарядами должно быть не менее 0,6 м при взрывании по углю и 0,45 м при взрывании по породе с / < 7; 0,3 м при взрывании по породе с / > 7. Примеры типичных схем расположения шпуров с различными врубами в за¬ висимости от условий взрывания приведены на рис. 5.6—5.14. 5.4.2. Параметры буровзрывных работ при проведении горизонтальных и наклонных горных выработок При выборе типа взрывчатых веществ и средств взрывания руководствуются требованиями «Единых правил безопасности при взрывных работах» (ЕПБ), определяющими возможность применения различных ВВ и СВ в зависимости от категории шахты по газу или пыли, данных об обводненности забоев, физико- механнческнх свойств породы и др. В зависимости от прочностных свойств по¬ род рекомендуются ВВ со следующими значениями работоспособности: Коэффициент крепости пород f Р аботоспособи ост ь р еком ен дуем ы х 1-3 3-6 6 — 10 >10 В В, см3 <260 220-320 320—400 400—600 и более У д е л ь и ы й расход ВВ изменяется в широких пределах (табл. 5.10) п зависит от таких факторов, как свойства ВВ, физико-механические свойства пород, площадь поперечного сечения выработки,наличие плоскостей обнажения, глубина заходкп, способ и очередность взрывания и т. д. Для расчета удельного расхода ВВ могут быть использованы зависимости, выведенные М. М. Протодьяконовым, Н М. Покровским, А. Ф. Сухановым, Ш. И. Ибраевым и др. Ниже приведен расчет удельного расхода ВВ (кг/м3) с использованием фор¬ мулы Н. М. Покровского q = qJive, (5.14) где q1 — нормальный удельный расход ВВ, зависящий от крепости пород; /у — коэффициент структуры породы; v— коэффициент зажима породы, зависящий от площади поперечного сечения выработки, глубины шпуров и числа обнажен¬ ных поверхностей; е — коэффициент работоспособности ВВ. Нормальный удельный расход ВВ ql 0,1/в, (5.15) 8 п/р в. в. в .'лог о 225
Т а б л и ц а 5.10 Нормы расхода ВВ при проведении горизонтальных и наклонных горных выработок по углю или по породе (по данным ВНИИОМШСа) Категория крепости пород по СНиПу Коэффи¬ циент крепости Расход ВБ на 100 м3 взорванного угля или породы в массиве (кг) при площади сечения выработки в проходке, м2 пород <5 </ <10 <15 <20 >20 В ш а х т а > ,опасны X П О газу и л и п ы л И III и IV 1,5 " (уголь) 150 123 95 75 55 50 V 2—3 170 145 120 103 85 72 VI и VII 4—6 250 223 195 173 150 108 VIII 7—9 360 325 290 260 230 156 IX 10—14 500 455 410 373 345 252 В шахтах не on ас н Ы X по газу и ПЫЛ И III и IV 1,5 (уголь) 150 123 95 75 55 50 V 2—3 140 120 100 85 70 60 VI и VII 4—6 192 174 155 140 125 90 VIII 7—9 300 273 245 220 195 130 IX 10—14 420 393 345 318 290 210 X 15—18 450 428 405 383 360 300 XI 19—20 500 475 450 425 400 335 Примечание. Приведены нормы расхода аммонита ПЖВ-20 при проведении выработок по углю, аммонита АП-5ЖВ в шахтах, опасных по газу или пыли, и аммонита № 6>КВ в шахтах, не опасных по газу и пыли. где /Б — коэффициент крепости пород по шкале проф. М. М. Протодьяконова с поправкой общего коэффициента крепости, выведенного,Л. И. Бароном. Этот коэффициент крепости, учитывающий разрушаемостъ пород, определяют по формуле /Б - //3 + УЩ]3, (5.16) Нормальный удельный расход ВВ для различных пород (по данным Н. М. Покровского) Очень крепкие кварцитовые песчаники, очень креп¬ кие граниты и гнейсы, базальт и другие кристалли¬ ческие породы, исключительные по крепости из¬ вестняки, песчаники и доломиты Плотные граниты, кварциты, диориты, мелкозерни¬ стые, монолитные песчаники и известняки, гнейсы Некрепкий гранит, плотные песчаники и известняки, колчеданы, крепкие мраморы и доломиты . . . Крепкие песчано-глинистые и песчанистые сланцы, сланцевые и глинистые песчаники, крепкие гли¬ нистые сланцы с включением колчедана .... Глинистые и углистые сланцы средней крепости, плотный мергель, слабые песчанистые сланцы . . Трещиноватые и разрыхленные известняки и доло¬ миты, слабые глинистые и углистые сланцы, ан¬ трацит и крепкий каменный уголь 1 <7,, кг/м3 15 — 20 1,2-1,5 10—15 1 — 1,1 8 0,7-0,8 4-6 0,4—0,6 2-3 0,2 —0,3 2 0,15 226
Коэффициент структуры пород f 1 Вязкие, упругие, пористые породы (каменная соль, туф к др.) 2 Дислоцированные с неправильным залеганием и мелкой тре¬ щиноватостью 1,4 Со сланцевым залеганием и меняющейся крепостью пород; с напластованием, перпендикулярным к направлению шпу¬ ра 1,3 Массивно хрупкие, плотные породы 1,1 Для большинства структур пород угольной формации /у рекомендуется при¬ нимать равным 1,4 и 1,3 соответственно для выработок, проводимых по прости¬ ранию и вкрест простирания пород. Коэффициент зажима породы при одной обнаженной поверхности для забоев горизонтальных и наклонных выработок о = 7 (5.17) где /ш — глубина шпуров, м: S — площадь сечения выработки вчерне, м2. Коэффициент зажима можно определить также по формуле П. Я. Таранова 0 = 3IJVS- (5.18) При двух обнаженных поверхностях о= 1,1-=-1,4. Число шпуров в забое зависит от физико-механических свойств пород, размеров и форм поперечного сечения выработки, параметров заряда шпу¬ ров и других факторов. Число шпуров в забое определяют по формулам М. М. Протодьяконова, В. И. Богомолова, Н. М. Покровского и др. Для определения числа шпуров, исходя из принимаемого расхода ВВ на 1 м3 обуренной породы, используют формулу Н. М. Покровского (приведена с неко¬ торым преобразованием) N = 12,7c/Sr)/(ypBB d4) + VS, (5.19) гдет) — к. и. ш.; у — коэффициент заряжания шпуров; рвв — плотность ВВ в па' тронах (или россыпью); г/см3; d — диаметр патронов ВВ (или шпуров), см; k — коэффициент, учитывающий уплотнение ВВ в шпуре в процессе заряжания. Значения коэффициента заряжания шпуров у соответственно (по колонкам цифр) для диаметра патронов ВВ 36 и 40 мм следующие; При 7 = 2=9 . . . 0.35—0.6 0,45—0,5 При f=l0=20 0,5 — 0,65 0,5—0,55 Во врубовых шпурах коэффициенту принимается на 10—15 % больше, чем в оконтуривающих и отбойных шпурах. При проведении взрывных работ в шахтах, опасных по газу или пыли, и на пластах, склонных к внезапным выбросам угля и газа, этот коэффициент прини¬ мают с соблюдением требований ЕПБ о минимально допустимой величине забойки, а) при глубине шпуров от 0,6 до 1 м — не менее половины глубины шпура; б) при глубине шпуров более 1 м — не менее 0,5 м. Рекомендуемые диаметры патронов ВВ для различных условий применения приведены в табл. 5.11. Глубина шпуров является основным организационно-техническим параметром, определяющим объем работ в цикле, продолжительность их выпол¬ нения и скорость проведения выработки. Оптимальная глубина шпуров определяется из условия минимума затрат времени и материалов на проведение 1 м выработки и должна рассчитываться с учетом горно-геологических, технических и организационных условий. Глубину шпуров можно вычислить исходя из заданной продолжительности цикла / — (4 + *пр) 2 ш N/(Pa.eN6)+Sr,(x<p/(PanA'Il)+r1/(PKZK) ’ ' > 8* 227
Таблица 5.11 Рекомендуемые диаметры патронов ВВ и головок буров для горизонтальных и наклонных горных выработок по любым породам Диаметр, мм Площадь патронов ВВ ГОЛОВОК бура поперечного сечения выработки в проходке, м2 Тип ВВ Условия применения 28 32 Любая Скальный аммонит, детонит и другие мощные-ВВ При возможности уплотне¬ ния ВВ в шпурах и запол¬ нении их взрывчатым веще¬ ством на всю длину 28 36 » То же То же 32 36 » Аммонит № 6ЖВ При недопустимости уплот¬ нения ВВ в шпурах 32 40 » Скальный аммонит, детонит и другие мощные В В При возможности уплотне¬ ния ВВ в шпурах и запол¬ нении их взрывчатым веще¬ ством на всю длину 36 43 Менее 6 Любые При ограничении длины за¬ ряда по условиям безопасно¬ сти и недопустимости уплот¬ нения 36 43 Любая Аммониты ПЖВ-20, АП-5ЖВ и другие пр едохр ан ительные ВВ То же * 40 46 Более 6 Любые При ограничении длины за¬ ряда, недопустимости уплот¬ нения ВВ и бурении мощ¬ ными перфораторами, колон¬ ковыми электросверлами, а также бурильными уста¬ новками ** * Смешанный или угольный забой. ** Для пород с f — 7~~ 9. где Тц — продолжительность проходческого цикла, ч; IV — число шпуров; 4 — продолжительность заряжания комплекта шпуров, ч; tup — продолжитель¬ ность взрывания и проветривания забоя (при условии, что взрывание выпол¬ няется во время смены), ч; Рэ. б — эксплуатационная производительность бу¬ рильной машины, м/ч; N б — число бурильных машин; т| — к. и. ш.; р — коэф¬ фициент перебора породы; <р ^ 1 — коэффициент, учитывающий совмещение во времени процессов бурения и погрузки; Рд.п — эксплуатационная производи¬ тельность погрузочной машины, м3 в массиве/ч; Nu — число погрузочных машин; Рк ■— часовая производительность забойной группы рабочих по возведению крепи; LK — шаг установки рамной крепи, ширина тюбинга и др., м. Принятая глубина шпуров должна находиться в диапазоне регламентиро¬ ванных СНиПом значений (табл. 5.12). При обеспечении удовлетворительных результатов взрыва допускается при¬ менение шпуров глубиной, больше указанной в таблице. При раздельной выемке полезного ископаемого и вмещающих неоднородных пород удельный расход ВВ, число шпуров и другие параметры рассчитывают отдельно для пласта или жилы полезного ископаемого и вмещаю¬ щих пород. 228
Таблица 5.12 Глубина шпуров в горизонтальных и наклонных выработках Категория пород по СИнПу Коэффициент крепости по М. М. Протодьяко- нову Глубина шпуров (м) при площади сечения выработки, м* <12 >12 IV—V 1,5—3 3—2 3,5—2,5 VI—VII 4—6 2—1,5 2,5—2,2 VIII—XI 7—20 1,8—1,2 2,2—1,5 Тип вруба следует принимать, используя данные табл. 5.7, имеющийся опыт работы в аналогичных условиях и научно-технические достижения в этой области. При проведении горных выработок в породах с / < 9 в угольных шахтах, опасных по газу или пыли, основными следует считать простые призматические врубы, обеспечивающие наибольшую безопасность ведения взрывных работ и удовлетворительное качество взрыва, В этих же условиях допускается приме¬ нение наклонных врубов, параметры которых должны приниматься в соответствии с требованиями ЕПБ. При производстве взрывных работ в условиях, когда параметры вруба ие регламентируются ЕПБ, в породах с / > 9, кроме перечисленных выше, рекомен¬ дуется применять также крестообразный, спиральный врубы и врубы со скважи¬ нами. Величина заряда Q — (5.21) Глубина врубовых шпуров принимается больше глубины остальных шпуров на 10—12 %, а масса заряда — на 20—25 %. При проведении выработок в искусственно замороженных породах макси¬ мальная масса одновременно взрываемого заряда не должна превышать 10 кг, а в затампонированных породах и под сжатым воздухом— 15 кг. ■ , При производстве буровзрывных работ в горизонтальных и наклонных выра¬ ботках следует применять последовательное соединение электровзрывной сети, а при недостаточном напряжении — последовательно-параллельное. Параллель¬ ное соединение применяется только в исключительных случаях, если другие схемы неприменимы по условиям монтажа. Сметную стоимость работ, затраты взрывчатых материалов определяют в со¬ ответствии со СНиПом (ч. IV, т. 8, вып. 1, гл. 50). Особенности расчета параметров буровзрывных работ при контурном взры¬ вании. Контурное взрывание — это технологический прием, при котором дости¬ гается высокое качество оконтуривания выработок, характеризующееся незна¬ чительными переборами пород, сравнительно гладкой поверхностью боков и кровли выработки и малой глубиной нарушения законтурного массива. В зависимости от горнотехнических условий проведения выработок отстоя¬ ние устьев оконтуривающих шпуров от проектного контура при использовании постоянной крепи в качестве призабойной принимается в соответствии с данными табл. 5.13. Расчетное расстояние (м) между оконтуривающими шпурами вдоль линии их расположения «расч = 1/(0,11/ +1,28). (5.22) Число оконтуривающих шпуров вдоль активного периметра Л?к = Рк/врасч -|- 1, (5.23) где Рк — длина линии расположения оконтуривающих шпуров, м. 229
Фактическое расстояние (м) между оконтурнвающимн шпурами уточняется по формуле а = РК/(Л',; - 1). (5.24) Число оконтурнвающих шпуров, в которых помещаются заряды ослаблен¬ ного действия, K=Nk~2- (5.25) Длина линии расположения оконтурнвающих шпуров определяется графи¬ ческим или аналитическим путем по известным соотношениям с учетом приня¬ той величины отстояния устьев оконтурнвающих шпуров от проектного контура. Величина ухода концов шпуров за проектный контур вы¬ работки при проходке с воз¬ ведением постоянной крепи вслед за подвиганием забоя D = Т + С, (5.26) где Т — толщина крепи (с уче¬ том опалубки); С=0,6-т-0,12 м— величина возможного прибли¬ жения оси буровой штанги и крепи. Величина заряда (кг) в оконтурнвающих шпурах 4 = Kfli, (5-27) где qi — величина заряда на 1 м длины оконтурнвающих шпуров, кг (табл. 5.14) Расход ВВ на оконтурнвание активного периметра без учета нижних угловых зарядов Qok — Qjk^k- (5.28) Отстояние шпуров предконтурного ряда от оконтурнвающих W = aim, (5.29) где W — л. н. с. шпура контурного ряда, м; m — коэффициент сближения шпу¬ ров. Для горизонтальных и наклонных выработок коэффициент сближения сле¬ дует принимать равным 0,8—1 (большее значение принимается при взрывании в крепких породах). Угол наклона шпуров предконтурного ряда принимается равным углу на¬ клона шпуров контурного ряда. Остальные шпуры располагаются, как при обыч¬ ном взрывании. Т аблица 5.14 Величина заряда ВВ Тип ВВ Диаметр патронов, мм Величина заряда В В на оконтуривающего шпура 1 м длины (кг) при 4—6 7 — 9 >9 Угленит Э-6 36 0,35—0,4 0,4—0,6 0,6—0,8 Аммонит ПЖВ-20 (Т-19) 28 0,28—0,33 0,33—0,5 0,5—0,66 Детонит М 24 0,18—0,2 0,2—0,28 0,28—0,36 Таблица 5.13 Расстояние от оконтуривающего ряда шпуров проектного контура выработки Вид постоянной крепи Расстояние от оконтури¬ вающего ряда шпуров до проектного контура выработки вчерне (м) при / 2 — 6 >6 Монолитный 0,15—0,17 0,08-0,15 бетон Рамная крепь 0,12—0,17 0,05—0,12 230
Величина удельного расхода ВВ для дробления внутренней части забоя, ааключенной между предконтурным рядом шпуров и почвой выработки, оп¬ ределяется по формуле (5.14) или берется из табл. 5.10. При определении коэффициента зажима породы по формулам (5.17) н (5.18) площадь S следует уменьшить на величину Soli — площади забоя, отби¬ ваемой оконтуривающими шпурами, которая может быть определена по фор¬ муле S0K= W(PK-vW), (5.30) где V — коэффициент формы поперечного сечения выработки (для горизонтальных и наклонных выработок v — 1,8-s-2). Число шпуров во внутренней части забоя при контурном взрывании Л’вн = 12,/<7 (S — Sqk) ti/(Wbb**). (5.31) Общее число шпуров в забое N = Д'к + Nm. Определение остальных параметров и технико-экономических показателей паспорта буровзрывных работ производится в порядке, приведенном для обычного метода ведения взрывных работ. 5.4.3. Параметры буровзрывных работ при проходке вертикальных стволов шахт При выборе типа ВВ для условий, допускающих применение непредо- храпительпых взрывчатых веществ, следует отдать предпочтение мощным ВВ в патронах диаметром 45 мм, позволяющим сократить удельные затраты времени на буровзрывные работы в 2—2,1 раза. Для взрывания широко используют скаль¬ ный аммонит № 1- Удельный расход ВВ при обычном способе проходки вертикаль - ыых стволов с использованием скального аммонита № 1 следует принимать в со¬ ответствии с табл. 5.15, которая составлена иа основании норм расхо¬ да ВВ. If .Количество ВВ с другими характеристиками определяется с помощью коэф¬ фициента е. Таблица 5.15 Удельный расход ВВ Категория породы по СНиПу Коэффициент крепости пород по М. М- Про* то дьяконов у Удельный расход В В (кг/м3) при площади поперечного сечения ствола, мм <20 20—40 >40 III—IV 1,5 1,24/1 * 0,91/0,73 0,53/0,42 V 2—3 1,7/1,36 1,15/0,92 0,9/0,72 VI—VII 4—6 2/1,6 1,4/1,12 1,2/0,96 VIII 7—9 2,35/1,88 1,75/1,4 1,5/1,2 IX 10—14 2,8/2,24 2,2/1,76 1,95/1,56 X 15—18 3,3/2,64 2,7/2,16 2,45/1,96 XI 19—20 3,65/2,92 3,05/2,44 2,75/2,2 * В числителе приведем удельный расход В В при применении патронов диаметром 32—36 мм, в знаменателе — диаметром 45 мм. Удельный расход ВВ при проходке стволов может быть определен также по формулам и методике, приведенным в подразделе 5.4.2. Массу заряда врубовых шпуров следует принимать на 20—25 % больше массы остальных шпуров комплекта. 231
При проходке стволов в искусственно замороженных или затампоиированных породах, а также под сжатым воздухом удельный расход (кг/м8) аммонита № 6ЖВ должен составлять для пород: III категории по СНиПУ (/ == 1.5) 0,4 V категории (f — 24-3) 0,6 VI—VII категории (/ = 44-6) 0,75 VIII категории (f — 74-9) 0,9 При разделке стенок вертикальных стволов под опорные венцы при обычном способе проходки удельный расход В В (кг/м8) следует принимать для пород: III—VIII категорий (f = 1,54-9) 1,3 IX — XI категорий (f = 104-20) 2.5 Число шпуров Лг = 12,7qSr\/(ур Bnd2k), (5.32) где q — удельный расход ВВ, кг/м3; у — коэффициент заряжания шпуров; Ршз — плотность ВВ в патронах (илн сыпучих), г/см3; d — диаметр патронов ВВ (или шпуров), см; k — коэффициент, учитывающий уплотнение ВВ при заряжании. ' Значения коэффициента заряжания шпуров при проходке и углубке стволов соответственно (по колонкам цифр) для диаметра патронов ВВ 28; 32 и 36, а также 45 мм следующие: При I = 2-т- 9 0,7—0,8 0.5 — 0.7 0,35—0,45 При } — 10-т-20 0,75—0,8 0,7-0,75 0,45-0,5 Рекомендуемый диаметр патронов ВВ для вертикальных стволов шахт при¬ веден в табл. 5.16. Таблица 5.16 Диаметр патронов ВВ и головок буров Диаметр, мм Способ проходки Площадь поперечного сечения ВВ патрона ВВ ГОЛОВКИ бура ствола в проходке, м2 32 36 Обычный <20 Любые 32 36 Специальный (тампонаж или замораживание горных пород) Любая Аммонит № 6ЖВ и дру¬ гие со сходной характе¬ ристикой 36 43 То же » То же 43 36 Обычный <20 Скальный аммонит, аммо¬ нит № 6ЖВ и другие мощные ВВ 52 45 » >20 То же Данные практики показывают, что число шпуров при проходке стволов на¬ ходится в пределах, указанных в табл. 5.17. Глубина шпуров при применении бурильных установок, исходя из условия минимальных затрат времени на проходческий цикл, принимается рав¬ ной максимальному ходу автоподатчиков бурильных машин. Исключение могут составлять случаи пересечения выработками сильно трещиноватых или нарушен¬ ных пород, когда трудности заряжания влекут за собой резкое увеличение про¬ должительности цикла. При ручном бурении глубина шпуров при проходке стволов в породах III— VIII категорий (/ = 2-ь9) в соответствии с требованиями СНиПа должна нахо¬ диться в пределах 2—3 м; в породах IX—XI категорий (/ = 10-:--20) — 1,5—2 м. 232
Таблица 6.17 Число шпуров в комплекте при проходке стволов (по данным ВНИИОМШСа) Диаметр ствола в проходке, м Число шпуров в комплекте при числе окружностей в забое ствола 3 4 5 5,15 30-49/23—49 * 40—66 5,65 33—56/26—56 45—73 — 6,15 36—60/28—59 48—80/41—91 — 6,75 39—67/30—65 53—88/45—99 — 7,25 42—72/32—69 57—90/48—106 67—114 7,95 47—80/36—77 63—107/54—117 74—126 8,55 48—85/38—82 67—115/57—126 78—134 9,05 52—93/40—87 71—123/61—134 83—137 * В числителе приведено число шпуров в комплекте при диаметре патронов В В 36 мм, в знаменателе — при диаметре патронов 45 мм. В каждом конкретном случае должна быть выбрана глубина шпуров, обеспе¬ чивающая цикличную организацию работ. Выбор рациональной глубины шпуров можно производить по методике, предложенной Н. М. Покровским. Вначале устанавливают глубину шпуров ис¬ ходя из факторов бурения шпуров и погрузки породы: по фактору бурения ^ш.6= txM (j.wv/fo, (5.33) где tx — продолжительность бурения комплекта шпуров, ч; Мо. м— число буриль¬ ных машин, одновременно работающих в забое ствола; v — скорость бурения шпу¬ ров одной машиной, м/ч; по фактору погрузки породы 1Ш. п= ф^Р/ДО), (5.34) где <р — коэффициент использования погрузочной машины во времени; 4 — про¬ должительность погрузки породы, ч; Р — производительность погрузкн породы (в массиве), м3/ч. Принятая глубина шпуров должна отвечать условию /ш. б=/цг.п в про¬ тивном случае необходимо принимать меньшее значение. При совмещении процессов бурения шпуров и погрузки 1ш-с = 'X^slW) ’ (5'35) где Гоб1Ц — общая продолжительность бурения и погрузки, ч; ф, < 1 — коэф¬ фициент совмещения процессов бурения и погрузки породы. Принятая глубина шпуров должна быть проверена: но фактору водоотлива V вод (*0?вод 2Рвсд)/П11р, (5.36) где qa0K — приток воды в забой, м3/ч; РВод — производительность водоотливных средств по забою, м8/ч; Duр — диаметр ствола в проходке, м; по фактору подъема 1Ш. ПОД = фпод4»б*8. б/(SV’p/под) > (5-37) где фпод = 0,75-4-0,8 — коэффициент использования подъема во времени; 4 — время выдачи породы на поверхность, ч; Кб — вместимость бадьи, м3; k3, g = 233
= 0,9 — коэффициент заполнения бадьи; kp = 2=2,2 — коэффициент разрых¬ ления породы; tпод — время одного подъема, ч. Необходимо, чтобы Iш. поя > ^ш. 6 = 1ш. II > ВОД, (5.38) а при совмещении процессов бурения шпуров и погрузки породы IШ. под > IЦГ. с > ^ш. вод- (5.39): При проходке стволов в искусственно замороженных или затампонирован- ных породах, а также при проходке устьев стволов во всех случаях глубина шпу¬ ров нс должна превышать 1,5 м, а при бурении в кессонах (под сжатым воз¬ духом) — 1,2 м. Расположение ш п у ров в забое должно обеспечивать примерно одинаковый объем разрушаемой поррды (см. подраздел 5.4.1), приходящийся на каждый шпур (кроме врубовых). Количество обуренной породы (м3), которое приходится на один отбойный шпур при кольцевом расположении шпуров в забое ^ор ' (^х - %)/(* - Л/'вр) = (я/4) /ш (D*p - D%)/{N - Лвр), (5.40) где К3ах — объем обуренной заходки, м8; Квр — объем вруба на глубину за- ходки, м3; Nвр — число врубовых шпуров (по табл. 5.8); 0БГ.—диаметр окруж¬ ности врубовых шпуров, м. Расстояние между кольцевыми рядами В^ор - VVор/(т1ш), (5.41) где т — коэффициент сближения шпуров — отношение расстояния между шпу¬ рами в ряду а к расстоянию между кольцевыми рядами шпуров W (л. и. с). Коэффициент сближения рекомендуется принимать в диапазоне 0,8—1 (большее значение для более крепких пород). Исходя из полученного значения Wop С( р = tnWop. (5.42) Число окружностей расположения отбойных шпуров А ( тб — 0,5 (DUp — Dу,р)/ft 0р -— 1. (5.43) Диаметр окружности расположения оконтуривающих шпуров Dqk — Dap — 27, (5.44) где 7 — расстояние от оконтуривающего ряда шпуров до проектного контура ствола в проходке (см. подраздел 5.4.1). Диаметр окружности отбойных шпуров: при размещении полного комплекта шпуров по трем окружностям п'егб = £вр + (Do. - Dnр)/2, (5.45) ^отб ~ ^ОК> (5.46) при размещении парного комплекта шпуров по четырем окружностям ^тб = Овр + (ОоК-Овр)/3, (5.47) Я;тб = OBp + 2(D0K-DBp)/3, (5.48) Dot6 = Dok; (5.49) 234
при размещении полного комплекта шпуров по пяти окружностям Дотб Двр (Док Дцр)/4’ (5.50) Дотб = Д|3р ”1“ (Док ДВр)/2- (5,5!) Дотб = Дup + 3 (Док — Дцр)/4> (5.52) Дотб = Док. (5.53) где £)qt6 — D™6 — диаметры соответственно первой — четвертой окружности расположения отбойных шпуров. Диаметры окружностей (за исключением оконтуривающей) уточняются при определении числа шпуров п каждой окружности. Число оконтуривающих шпуров А'ок = зтОок/сор- (5.54) Полученное значение Л'ок округляется до целого числа и по нему устанавли¬ вается фактическое значение расстояния между шпурами а. Для нормального оконтуривания сечения ствола расчетное расстояние между оконтуривающими шпурами в окружности не должно превышать 0,9 м при использовании патронов ВВ диаметром 36 км и 1,2 м при использовании патронов ВВ диаметром 45 мм. При определении числа шпуров в других окружностях после получения ок¬ ругленных значений числа шпуров (фактического числа шпуров) по каждой окруж¬ ности с использованием величины а уточняют их диаметры, а также л. н. с. и коэф¬ фициент сближения шпуров т. Фактическое число шпуров комплекта, полученное расчетным путем, должно находиться в диапазоне величин, указанных в табл. 5.17. Окружность расположения оконтуривающих шпуров смещается относительно центра забоя при наклонном и крутом залегании пород (см. подраздел 5.4.1). Глубина врубовых шпуров принимается на 10—20 % больше глубины остальных шпуров. При проходке стволов применяется параллельно-ступенчатая схема монтажа электровзрывной сети. Антенные провода располагаются на высоте, исключаю¬ щей их подтопление до взрыва. По результатам опытных взрывов корректируются число и глубина шпуров, а при необходимости и тип вруба. Сметную стоимость работ, затраты взрывчатых материалов определяют в со¬ ответствии со СНиПом (ч. IV, т. 8, вып. 1, гл. 50). Особенности расчета параметров буровзрывных работ для проходки стволов при контурном взрывании. Устья оконтуривающих шпуров при контурном взры¬ вании должны быть удалены от проектного контура выработки в проходке на рас¬ стояния X, указанные в табл. 5.18. В случае, если по технологическим причинам расстояния должны быть уве¬ личены по сравнению с указанными в табл.5.18,по контуру выработки бурится ряд вдвое укороченных шпуров. Концы оконтуривающих шпуров выходят за проектный контур выработки на величину D, также приведенную в этой таблице. Число оконтуривающих шпуров при круглой форме стволов N = зт (0Пр — 2Я) а. (5.55) В этой формуле расстояние от кольцевого ряда оконтуривающих шпуров до проектного контура ствола в проходке принимается по табл. 5.18, расстояние между оконтуривающими шпурами а по табл. 5.19. После округления полученного числа N до целого расстояние а уточняется по той же формуле. Расстояние между шпурами предконтурного ряда и оконтуривающими шпу¬ рами определяют по формуле (5.29). Коэффициент сближения шпуров т для вер¬ тикальных горных выработок в этой формуле принимается равным 0,9—1 для монолитных и 0,8—0,9 для трещиноватых пород. Количество и тип ВВ, рекомендуемые для оконтуривающего ряда шпуров аз вертикальных выработках при контурном взрывании, приводятся в табл. 5.20. 235
&> XfS С<3 t=f К *3 Ю 3 О о О о ю о> 1 СО I [ со 1 СО 1 СО 1 ( г^. 1 1 Ю 1 ю 1 о 1 ю ю ю Я S ed О, а а Я S Я 3" £ еЗ со Я (X >, н X о я о >> п Я X X о а < * s га CQ S S о о о о о г- 1 1 Г-- 1 : Ю о о Ю со со ^ Я) о ь СМ к рч ° CD . . . . „ С ^ >5 С ^ ^ Г* О) 236
Таблица 5.20 Количество ВВ для оконтуривающего ряда шпуров Тип ВВ Диаметр патронов ВВ, мм Количество В В на 1 м шпура (кг) при f 2 — 3 4—6 7-9 >9 ПЖВ-20 (Т 19) 28 0,2—0,26 0,26—0,34 Детонит М 24 — 0,2 0,26 — Углеиит Э-6 36 — 0,33—0,48 0,55—0,65 — ПЖВ-20 (Т-19) 36 — 0,43-0,51 0,52—0,65 Детонит М 28 — — 0,26-0,30 0,33—0,38 Параметры взрывных работ внутренней части забоя ствола определяют в соот¬ ветствии с рекомендациями, изложенными для обычного метода взрывных работ (см. подраздел 5.4.3). При этом в расчетах площадь поперечного сечения ствола уменьшают на величину площади кольцевой части, отбиваемой зарядами кон¬ турного ряда шпуров. 5.4.4. Проведение выработок методом скважинных зарядов Благодаря относительному снижению непродуктивных затрат из-за концен¬ трации объема буровых работ в одном цикле, обусловленному уменьшением числа подготовительно-заключительных операций, а также более полному использо¬ ванию длины скважин, скважинный метод проведения выработок имеет преиму¬ щества перед шпуровым. Машины вращательного действия с режущими корон¬ ками или шарошками, а также ударно-вращателъиые с погружным пневмоудар¬ ником или тяжелым бурильным молотком обеспечивают бурение скважин диа¬ метром 51—165 мм и максимальной эффективной глубиной 15—50 м. Преимущественное распространение получили методы проведения выработок с расположением скважин продольно оси выработок (вертикальных и реже гори¬ зонтальных). Применяют также метод проведения выработок (горизонтальных и наклонных) при веерообразном расположении скважии, перпендикулярных к про¬ дольной оси выработки, однако при этом обязательно проведение опережающей выработки. При проходке вертикальных выработок сверху вниз при нали¬ чии одной обнаженной поверхности скважины, пробуренные на максимально возможную глубину, определяемую соображениями технико¬ экономического порядка, заполняют песком или другим сыпучим материалом. После этого каждый проходческий цикл сводится к очистке скважин от заполни¬ теля на глубину секции, которую принимают равной 1,5—5 м к заряжанию, взры¬ ванию, как при обычном шпуровом методе ведения работ, за исключением про¬ цесса разборки забоя, надобность в котором отсутствует. На рис. 5.15 показана схема расположения скважин диаметром 90 мм при проходке на угольной шахте ствола площадью сечения в проходке 30,17 м2 в песчаных слайдах с / == 5-:-6. Удельный расход ВВ, в качестве которого использован 62 %-ный динамит, со¬ ставил 1,27 кг/м3 (в тех же условиях при шпуровом методе 1,62 кг/м3). В одно¬ родных породах, где отклонение скважин сравнительно невелико, глубина за¬ ходит может быть доведена до 150 м. При проходке вертикальных выработок снизу вверх скважин¬ ным м е т од ом п р и о д но и о б и а ж е и ной поверхности диаметр скважин принимают, как правило, равным 100—ПО мм, а длина их равна высоте этажа (40—60 м). Скважины заряжают сверху из буровой камеры. Поверх запирающей пробки, поддерживаемой шпагатом сверху, помещается забойка на высоту 0,3—0,6 м, затем заряд ВВ и выше забойка примерно в таком же коли¬ честве, как и в нижней части скважины. Детонирующий шнур (в две нити) пропус¬ кают через заряд и выводят на 1 м выше верхней забойки. Взрывание производят падающими из буровой камеры боевиками. Длину секции принимают равной 2 37
1,5—5 м. Удельный расход ВВ, как правило, повышен и составляет 10—14 кг/м3 и более в породах с f = 10,4-20. Этот метод может применяться в шахтах и рудни¬ ках, не опасных по газу ши пыли, при проходке выработок в крепких устойчи¬ вых породах. На рис. 5.16 показаны схемы расположения скважин диаметром 110 мм в сечении ствола (о) диаметром 3,5 м и восстающего (б), а также порядок взрывания скважин. При проведении горизонтальных выработок скважин¬ ным методом при одной обнаженной поверхности скважины бурят диаметром от 42 до ПО мм, а взрывание производят секциями. Перед заряжанием в скважину вводят на глубину секции глиняные пыжи длиной 200—300 мм. Затем скважина заряжается в обычном порядке. Буре¬ ние скважин диаметром 100—110 мм с помощью тяжелых станков и погруж¬ ных перфораторов производят из буро¬ вых камер высотой 3,7 м и длиной 2,5 м, сооружаемых специально для этих целей по мере подвнгания выработки. Бурение скважин малого диаметра (43 мм) производят непосредственно из выработки. Параметры буровзрыв¬ ных работ при использовании сква¬ жин малого диаметра в горизонталь¬ ных и наклонных горных выработках рассчитываются в соответствии с п. 5.4.2. При проведении выработок с использованием скважин диаметром 100—ПО мм в качестве вруба прини¬ мают две-три сближенных скважины около центра выработки. Расход ВВ составляет 12—16 кг/м3. Отбойные шпуры бурят на расстоянии 0,8—1,3 м от врубовых. Схемы расположения скважин в забоях выработок площадью сечения 7—8 м2 в породах с / = 4.4-6 при использовании скважин длиной 12 м и 4—5 м2 в породах с f — 16—18 при использовании скважин длиной 20 м приведены на рис. 5.17. Проведе¬ ние выработок с использованием сква¬ жин диаметром 43 мм допускается r породных забоях при отсутствии выде¬ лений метана и угольной пыли. Прове¬ дение выработок со скважинами диа¬ метром 80—ПО мм может осуществляться в шахтах и рудниках, не опасных по газу или пыли. При проходке вертикальных выработок продольными скважинами с двумя обнаженными поверхностями в случае, если в качестве одной из них служит иезаряжаемая скважина или спе¬ циально образуемая воронка, взрывание ведут секционно снизу вверх. Метод применяют в крепких устойчивых породах. Скважины бурят на всю длину выра¬ ботки (30—60 м). Около центральной скважины (которую обычно принимают боль¬ шего диаметра) бурят четыре скважины, симметрично расположенные и отстоящие от иее на расстоянии 0,3—0,5 м. В зависимости от проектного сечения выработки на расстоянии не более 0,8 м бурят еще четыре скважины, которыми оконтури- вается выработка площадью сечения 1,5—2 м2. Следующие скважины могут быть расположены на расстоянии до 1,5 м. Ими может быть оконтурена выработка площадью сечения 4—5 м2 и т. д. В случае проходки с использованием воронки, образуемой взрывом, ее располагают по оси выработки, а вокруг нее симметрич¬ но — четыре скважины. Расстояние каждой из них до центральной не должно пре- 238 жин при проходке ствола сверху вниз секционным методом
Рис. 5.16. Схемы расположения сква- Рис. 5.17. Схемы расположения сква¬ жин в сечении ствола (а) и восстаю- жин диаметром 43 мм (а) и диаметром щего (б) при проходке снизу вверх 110 мм (б) при проведении горизон¬ тальных выработок вышать 1 м. Взрыв заряда центральной скважины создает воронку площадью около 1 м2. Концентрация ВВ в зарядах для скважины диаметром 64—75 мм со¬ ставляет 1—1,4 кг/м. Сплошные заряды из па трон и рова иного ВВ спускают в сква¬ жины с верхнего горизонта после закрепления стопорной муфты в иижнем конце скважины. Забойка при взрывании на центральную скважину, как свободную поверхность, не применяется во избежание запрессовки. Взрывание короткоза¬ медленное. Схема расположения скважин за забое при наличии центральной ие- заряжаемой и последовательность взрывания зарядов показаны на рис. 5.18. Допустимая глубина заходки и число скважин приведены в табл. 5.21. При методе взрывания с образованием воронки нижнюю часть центральной скважины, которую бурят диаметром 150—165 мм, забивают песком на длину до 3 м (рис. 5.19). Забойку делают после закрепления застопоривающей муфты внизу скважины. Над забойкой помещают заряд высотой равной шести диаметрам за¬ ряда. Над центральным зарядом помещается забойка, состоящая из пластмассо¬ вых патронов, наполненных водой. Длина зарядов в отбойных скважинах равна глубине образовавшейся воронки. Взрывание зарядов короткозамедленное. Пер¬ вым взрывают заряд центральной скважины, а затем последовательно остальные Рис. 5.18. Расположение скважин и последовательность взрыва¬ ния зарядов (показана цифрами на продольном разрезе) при сек¬ ционной проходке восстающих 239
Рис. 5.19. Конструкция заряда при отбойке с образованием воронки: 1 — забойка; 2 -- заряд; 3 — водяная забойка Рис. 5.20. Расположение восстающих и буровых камер: 1 — восстающий; 2 -- буровая камера; 3 — скважины диаметром 105 мм; 4 — внешний контур ствола вчерне при удалении от центра. Возбуждение импульса в зарядах производят с по¬ мощью шнура, который инициируют с помощью ЭДКЗ, присоединяемых к ДШ в устье скважин. Электродетона¬ торы ЭДКЗ скважин подсоединяют последовательно к магистральным про¬ водам и взрывают из укрытия. Заряжание и взрывание скважин сразу на всю их глубину не всегда обеспечивает положительный эффект ввиду недоста¬ точности компенсационной полости (незаряжаемой скважины). • Если в качестве второй обнаженной поверхности служит разрезная выработка (шурф, восстающий, пройденный для этой цели с помощью проходческого ком¬ плекса), то скважины располагают в зависимосги от площади сечения сооружае¬ мой и разрезной выработок, а также диаметра скважин одним-двумя рядами во¬ круг разрезной выработки на максимально возможную по условиям отклонения глубину (обычно 25—40 м при использовании скважин, диаметром 100—НО мм) из специально пройденных в сечении сооружаемой выработки (вокруг разрезной) буровых камер (рис. 5.20). Размеры камеры (по высоте 3—3,7 м, по ширине — на 0,2—0,4 м за проектный контур выработки) обеспечивают размещение в ией оборудования для бурения скважины по контуру выработки в проходке. Диа¬ метр скважины принимают равным 100—ПО мм, реже 60—70 мм. Расстояние между скважинами в оконтуривающем ряду 1,2—1,7 м, расстояние скважин до разрезной выработки 2—2,3 м. Бурение и заряжание производят снизу вверх и сверху вниз. При заряжании снизу вверх патроны-боевики помещают в верх¬ ней части скважины, при заряжании сверху вниз — в нижней. Взрывание произ¬ водят с помощью электродетонаторов ЭДКЗ, которые помещают по два в патроиы- Таблица 5.21 Допустимая глубина заходкн и число скважин в группе Номер скважины Показатель 1 —4 3-8 9 — 12 13 -1C Допустимая глубина заходки, м 2 3 4 8 Число скважин в группе 1 1 4 8 240
боевики, предварительно тщательно подобрав по сопротивлению. Инициирова¬ ние ВВ по скважине осуществляют детонирующим шнуром, проложенным в две нити. Скважины взрывают на всю глубину с отбойкой породы на разрезную вы¬ работку и магазинированием ее в нижней части сооружаемой и подводящей снизу выработках. В некоторых случаях производят взрывание одновременно несколь¬ ких смежных участков между буровыми камерами. Последовательность взрыва¬ ния междукамерных участков — снизу вверх. Расход ВВ на 1 м скважины со¬ ставляет 7—9 кг, удельный расход ВВ на отбойку скважинами — 3,5—4,2 кг/м3 (без учета расхода ВВ на проходку разрезной выработки шпуровым ме¬ тодом) . При проведении горизонтальных и наклонных горных выработок с двумя обнаженными поверхностями в качестве второй могут быть использованы также незаряженные скважины и раз¬ резные выработки. Метод с использованием разрезной выработки применяют при Рис. 5.21. Распределение ВВ в сква- Рис. 5.22. Разделение веера жинах веера поперечном сечении сооружаемой выработки 10—30 м2 и более и проведении ее в крепких устойчивых породах. Соотношение площадей разрезной и сооружае¬ мой выработок 0,4 : 1. Разрезная выработка проводится обычным (шпуровым) методом. Расши¬ рение выработки может быть произведено продольными скважинами диаметром 43—105 мм и длиной 15—30 м. Предельная глубина взрывных скважин диаметром 43 мм в однородных породах составляет 40 м. Скважины диаметром 105 мм распо¬ лагают по сетке 1,5Х 1,5. Оконтуривающие скважины бурят через 0,8—1 м. Рас¬ стояние между скважинами малого диаметра не превышает 1,2 м. Заряжание сква¬ жин производят зарядчиками на полную длину. Коэффициент заряжания для скважин глубиной 0—45 м принимают равным 0,85—0,95. Для проведения горизонтальных и наклонных выработок при веерном расположении с к в а ж и н: последние могут быть восходящими (при нижнем положении разрезной выработки в сечении сооружаемой), нисходящими или охватывать полный круг. Для веерных скважин отклонения направления не должны быть больше 0,5 % относительно л. н. с. За л. н. с. скважинных зарядов веера принимают расстояние от веера до свободной поверхности и расстояние между соседними веерами. Длина скважин определяется их направлением и рас¬ стоянием от стен разрезной выработки до проектного контура сооружаемой вы¬ работки. Особенностью веерного расположения скважин является неравномерное удаление друг от друга различных частей зарядов соседних скважин одного и того же веера. Оставляя в веерных скважинах так называемые недозаряды раз¬ личной длины, стремятся обеспечить по возможности равномерное распределе¬ ние ВВ в плоскости зярада (рис. 5.21). В случае одновременного (но с короткими замедлениями) взрывания нескольких параллельных между собой вееров каждый веер делят на два с вдвое уменьшенным расстоянием между ними, с тем чтобы скважины одного веера были расположены в шахматном ^порядке (рис. 5.22). Среднее расстояние между скважинами диаметром 43 мм в зависимости от кре¬ пости пород и свойств ВВ составляет по периметру от 0,4—0,6 до 1,2—1,5 м, 241
между веерами от 0,6—0,75 до 1,2—2,5 м. Коэффициент заряжания скважин веера 0,7. Число одновременно заряжаемых вееров зависит от горно-геологиче¬ ских условий. 5.4.5. Качество взрывных работ при проведении горных выработок Качество взрывных работ при обычном взрывании оценивают коэффициен¬ том использования шпуров (скважин) и коэффициентом перебора породы. Коэффициент использования шпуров (к. и. ш.) или скважин — отношение использованной части длины шпура (скважины) к его полной длине 1] = (I - 10)!1, (5.56) где I — глубина шпуров (скважин); (0 — неиспользованная часть глубины шпу¬ ров (скважин) — «стаканы». Коэффициент перебора потод р — отношение площади фактического попереч¬ ного сечения выработки S(;, к проектному в проходке Sup, т. е. [г S^SUp, (5.57) где S,j, = Snp + AS (AS — перебор породы). Перебор породы может быть определен с достаточной для практики точностью через средний линейный перебор h и активный проектный периметр выработки Ра в проходке AS = hPa. (5.58) Средний линейный перебор h определяют путем инструментальных замеров линейных переборов в трех точках по контуру (в середине длины заходки)—по одному замеру в боках на уровне репера и один замер в своде по оси выработки. В расчетах принимается среднее значение. Коэффициент использования шпуров при проведении выработок по породам должен составлять (в зависимости от крепости пород) 0,8—0,9, а при проведении выработок с двумя обнаженными поверхностями — 0,8—0,95. Увеличение площади сечения горных выработок в соответствии со СНиПом не должно превышать значений, указанных в табл. 5.22. Т а б л и ц а 5.22 Допустимое значение размеров сечения горных выработок Площадь сечения горных выработок вчерне (по проекту), м2 Допустимое увеличение размеров сечения горных выработок при 0.8 <]< 2 2 < f ■' 6 1 >6 мм * % ММ * 0/ /о ММ * % Стволы шахты <20 45 4 75 7 ПО 20—40 45 3 75 5 120 >40 40 2 60 3 ПО Горизонтальные наклонные и вертикальные выработки <8 60 5 110 10 130 8—15 55 4 ПО 8 140 >15 55 3 90 5 125 * Увеличение линейных проектных размеров но радиусу ствола и со стороны кровли и боков выработки. 242
Если значения переборов породы превосходят указанные в табл. 5.22, не¬ смотря на принимаемые меры, или если предъявляются специальные требования к качеству оконтуривания, то применяют контурное взрывание. Критериями оценки качества контурного взрывания служат: средний линейный перебор А, коэффициент перебора р,, глубина обрушения стенки шпура в зоне расположения заряда Дг. Глубина обрушения стенки шпура Дг измеряется линейкой. Показатели ка¬ чества оконтуривания должны находиться в следующих пределах: h = 0,05ч- ч-0,1 м (меньшие значения для пород с/= 1ч-1,5, большие — для пород с f = — 2-5-9); |i= 1,02-г-1,12 Дг ^ 10 мм. 5.5. ЗАРЯЖАНИЕ, ЗАБОЙКА ШПУРОВ И СКВАЖИН В настоящее время в подземных выработках эксплуатируют зарядчики пнев¬ матического типа, конструкции которых разработаны для шахт и рудников, не опасных по газу или пыли. К ним относятся зарядчики эжекторного типа «Ку- рама-7м», «Куряма-8» и ППЗ-2; камерные ЗИП-5 («Вахш-5»), ЗП, РПЗ-0,6; бара¬ банные БПЗ-4, 3МБ-1, ЗМБС-2 и др. Эжекторные зарядчики типа «Курама» конструкции ВНИИЦвет- мета предназначены для заряжания горизонтальных, наклонных («Курама-7м») и вертикальных («Курама-8») шпуров диаметром до 46 мм и глубиной до 3 м. Техническая характеристика зарядчиков типа «Курама» Вместимость бункера, кг Рабочее давление, МПа Плотность заряжания, г/см3 Производительность, кг/мии Масса, кг «Курама-7м: 0,5—0.6 1.15 18 2,2 < Курама-8» 9 0.5—0,7 1,15 12 2,5 Зарядчик ППЗ-2 к о н с т р у к ц и и ИГД им. А. А. С к о чин¬ ен о г о присоединяют к сосуду с ВВ с помощью всасывающего трубопровода. Длина зарядной трубки составляет 0,5—1,5 м. Его применяют для заряжания шпу¬ ров глубиной до 5 м. Оптимальное рабочее давление сжатого воздуха 0,4—0,5 МПа, его расход 2,5—5 м*/мин. Плотность заряжания гранулятов и игданитов состав¬ ляет 1,15—1,2 г/см3. Ранцевый зарядчик камер но-порционны й РПЗ-0,6 предназначен для заряжания шпуров диаметром до 42 м и глубиной до 5 м. Технические данные зарядчика РПЗ-0,6 Вместимость ВВ, л 20 Масса порции ВВ, кг 0,5 Диаметр зарядного шланга, мм 18 20 Длина зарядного шланга, м 10 Производительность, кг/мнн 10 Масса зарядчика в сборе (без В В), кг 5 Порционный зарядчик ЗП предназначен для заряжания шпуров глубиной до 5 м, скважин диаметром 100—150 мм и глубиной 40 м. Зарядчик состоит из за¬ грузочной воронки, емкости дозатора с запорным клапаном, действующим от пнев¬ моцилиндра, и конусным переходом в трубопровод, к которому присоединяется зарядный шланг. Техническая характеристика зарядчика ЗП Шпуровые заряды Масса порции (регулируемая), кг . . . 0,5; 1,5 Расстояние доставки по горизонтали, м . . . 30 Диаметр зарядного шланга, мм 25 Рабочее давление, МПа 0.5 —0,6 Плотность заряжания, г/см8 ! .15—1,2 Основные размеры, мм: диаметр 402 высота 610 Масса, кг 13 Скважинные заряды 1,5; 10; 15; 20; 25 и 30 80 50 0,5—0,6 1,1 5—1,2 870 1200 32 243
Нагнетательный зарядчик ЗНП-б («Вихш-5») предназначен для заряжания игданитом шпуров и скважин любого направления диаметром до 56 мм и глубиной до 20 м. Он может быть применен также для заряжания скважин диаметром до 105 мм и глубиной до 30 м при угле наклона до 50°. Зарядчик БПЗ-4 конструкции НИПИгормаша бара¬ банного типа предназначен для транспортирования ВВ по горизонтали до 100 м и заряжания скважин диаметром 50—200 мм и глубиной до 50 м. Секции барабана — дозатора заполняются россыпными ВВ, поступающими из бункера в приемное окно. При совмещении секции барабана с выходным отверстием ВВ под действием сжатого воздуха выбрасывается в зарядный трубопровод. Техническая характеристика зарядчика БПЗ-4 Вместимость бункера, л 0,13 Рабочее давление, МПа 0,5 Производительность, кг/ч 300 Основные размеры, мм: длина 980 ширина 785 высота 995 Масса, кг ИЗ У с т а н о в к а УМЗ-1 предназначена для механизированного заряжания шпуров водосодержащими ВВ при проведении подготовительных горизонтальных, наклонных и вертикальных горных выработок. Установка имеет два исполнения: с электрическим и пневматическим приводами. Кроме того конструкция установки предусматривает возможность применения гидропривода для обеспечения монтажа на шахтных бурильных установках. Техническая характеристика установки УМЗ-1 Производительность, м3/ч I Максимальное давление, МПа 0,7 Дальность транспортирования ВВ по горизонтали, м 80 Вместимость бункера, кг 60 Мощность привода, кВт 2,5 Число зарядных рукавов 1 — 2 Масса, кг .... 80 Зарядчики допущены Госгортехнадзором СССР к постоянному применению. Для забойки шпуров используют различные материалы: пластич¬ ные (глина, смесь глины с песком), сыпучие (песок, гранулированный шлак, мел¬ кий щебень и т. д.), воду в полиэтиленовых ампулах, быстротвердегощие мате¬ риалы (алебастр, растворы на быстротвердеющем цементе и др.), твердые забойки (саморасклинивающиеся пробки из различных материалов). Из пластичных материалов готовят пыжи. Для их изготовления имеются лег¬ кие переносные и полустационарного типа приспособления, позволяющие уве¬ личить производительность труда по сравнению с ручным приготовлением в 9— 10 раз, например переносное приспособление ПР-1 (пыжеделка), которое получило широкое распространение. Принцип работы пыжеделки (рис. 5.23) следующий. Глину или песочно-глинистую смесь загружают в приемную воронку и закрывают крышку. При закрывании крышка вдавливается в патрубок шнекового вала. Вращением рукоятки, жестко посаженной на шнековом валу, материал подается к конусному мундштуку. Пыжедедкой ПР-1 один рабочий может изготовить около 30 пыжей (диаметром 35 мм и длиной 100—150 мм) за 1 мин. Передвижная пыжеделательная машина ППМ-90 (рис. 5.24), у которой в качестве привода используются электро- или пневмосверло. Техническая характеристика ППМ-90 Частота вращения шнека, с-1 . . Диаметр лопастей шнека, мм . . Шаг шнека, мм Диаметр мундштука, мм .... Толщина лопасти, мм Производительность, м/мин . . . Основные размеры без привода, мм длина ширина высота Масса без привода, кг 1-1,17 90 60 38 4 1-1,2 970 310 54 Г. 65 244
А-А Рис. 5.23. Приспособление ПР-1 для изготовления пыжей из пластичных материалов Рис. 5.24. Передвижная пыжеделательная машина ППМ-90: I — приемный бункер; 2 — шнек; 3 — редуктор; 4 — привод В качестве материала для пыжей применяют смесь глины с песком в состою- шении 4 : 1 при влажности смеси 18—20 %. Процесс забойки шпуров пыжами не механизирован. 5.6. ОРГАНИЗАЦИЯ ВЗРЫВНЫХ РАБОТ Взрывание зарядов в шпурах (в том числе в котловых шпурах), рукавах, а также взрывание наружных зарядов выполняют по паспортам буровзрывных работ. Взрывание скважинных зарядов выполняют по проектам, составленным на каждый взрыв, или при систематическом взрывании — по типовому проекту, корректируемому для каждой взрываемой серии по фактическим данным располо¬ жения скважин. Паспорт утверждает начальник или главный инженер шахты (рудника) или руководитель взрывных работ. Проекты утверждает директор (на¬
чальник) предприятия, на котором ведутся взрывные работы, или по согласова¬ нию с ним главный инженер организации, ведущей взрывные работы.1' Паспорт буровзрывных работ составляется для каждой выработки на основа¬ нии опытных данных. С ним должны быть ознакомлены под расписку инженерно- технические работники данного участка (объекта), а также персонал, выполняю¬ щий буровзрывные работы. Для аналогичных условий паспорт буровзрывных работ может быть общим. При производстве взрывных работ назначается персонал для руководства взрывными работами, для производства взрывных работ и работ, связанных с хранением ВМ. Согласно ЕПБ руководство взрывными работами возлагается на специально выделенное приказом лицо или на технического руководителя предприятия, а при подрядном способе—на руководителя взрывных работ подрядной организации или назначенное им лицо. К руководству взрывными работами допускаются лица, имеющие законченное горнотехническое образование или окончившие специальные учебные заведения или курсы, дающие право технического руководства (ответ¬ ственного ведения) горными или взрывными работами. Производство взрывных работ разрешается лицам, сдавшим экзамены квали¬ фикационной комиссии и имеющие «Единую книжку взрывника (мастера-взрыв¬ ника)». К сдаче экзаменов квалификационной комиссии для подготовки взрывни¬ ков на получение права производства взрывных работ допускаются лица не мо¬ ложе 19 лет для открытых и не моложе 20 лет для подземных работ, имеющие образование ые ниже 7 классов и стаж не меиее одного года на открытых горных работах или на проходке подземных горных выработок и в очистных забоях. Ведение взрывных работ в шахтах, опасных по газу или пыли, разрешается только мастерам-взрывиикам. Лица, сдавшие экзамены на «Единую книжку взрывника (мастера-взрыв¬ ника)», допускаются к самостоятельной работе на предприятии после работы в те¬ чение месяца под руководством опытного взрывника (мастера-взрывника). Руководители взрывных работ могут быть допущены к производству взрывных работ только после сдачи соответствующих экзаменов и получения «Единой книжки взрывника (мастера-взрывника)». В тех случаях, когда взрывные работы производятся мастером-взрывником, к этой должности допускаются лица в воз¬ расте не моложе 22 лет, имеющие образование не ниже 7 классов средней школы, стаж подземных работ на проходке подземных горных выработок или в очистных забоях не менее 2 лет. Проверка знаний мастера-взрывника и взрывника должна производиться комиссиями, образуемыми на предприятиях под председательством представителя Госгортехнадзора, не реже одного раза в 2 года. При переводе взрывников и мастеров-взрывников с одного вида взрывных работ на другой они должны пройти специальную переподготовку по новому виду работ и сдать допол¬ нительные экзамены в квалификационной комиссии, которая должна сделать отметку о сданном экзамене в «Единую книжку взрывника-(мастера-взрывника)». При переводе мастеров-взрывников на шахты, опасные по газу или пыли, они после переподготовки должны пройти двухнедельную стажировку под руковод¬ ством опытного мастера-взрывника. Взрывники (мастера-взрывники), имеющие перерыв в работе по своей квали¬ фикации свыше одного года, могут быть допущены к самостоятельному производ¬ ству взрывных работ только после повторного экзамена и декадного практического стажирования. Все лица, занятые на взрывных работах, должны быть проинструк¬ тированы руководителем взрывных работ о свойствах и особенностях применяемых ВМ и аппаратуры, мерах предосторожности при обращении с ними. Такой же инструктаж должен производиться при применении на предприятиях новых видов ВМ. Всем рабочим, привлекаемым к подготовке и проведению взрывных работ, должны быть выданы под расписку инструкции по безопасным методам ведения работ по их профессии. При производстве взрывных работ двумя и более взрывни¬ ками в пределах одной опасной зоны должен быть назначен старший взрывник (бригадир), которым может быть лицо, имеющее стаж работы взрывника не менее одного года. Назначение старшего взрывника оформляется записью в наряде-путевке. Мастера-взрывники, взрывники и персонал взрывных работ, имеющие при себе ВМ, не могут быть использованы на работах, непосредственно не связанных 246
с проверкой забоев перед взрыванием, с заряжанием, монтажом электровзрывной сети и особенно взрыванием. Примерный состав работ взрывника: 1. Оформление путевок, получение СВ и ВВ. 2. Доставка забойки в забой. 3. Доставка ВМ в забой. 4. Проверка очистки шпуров (скважин). Б. Изготовление патронов-боевиков. С. Замер содержания газа в забое и в выработках, примыкающих к нему (для рудников и шахт, опасных по газу или пыли). 7. Проверка выполнения требований по борьбе с пылью (для рудников и шахт, опасных погазу или пыли). 8. Выставление постов охраны опасной зоны. 9. Заряжание и забойка шпуров и скважин. 10. Монтаж взрывной сети (при электровзрывании). 11. Замер концентрации газа у места, откуда будет включаться ток (для руд¬ ников и шахт, опасных по газу или пыли). 12. Подача боевого сигнала. 13. Включение взрывной машинки или рубильника, поджигание ОШ, взры¬ вание. 14. Проветривание забоя. 15. Осмотр места взрыва. 16. Оформление документов, сдача остатков ВМ на склад. На рабочем месте в забое взрывник, основываясь на паспортных данных, проверяет число и глубину шпуров, угол их наклона и качество очистки от буро¬ вой мелочи и затем производит заряжание шпуров. При числе шпуров более 25 взрывнику помогают рабочие, прошедшие специальные курсы. Патроны-боевики изготовляют на месте работ в забое. При проходке шахтных стволов их изготовляют на поверхности в специально предназначенном для этого помещении. Число патронов-боевиков должно соответствовать числу одновременно взрываемых зарядов в шпурах. Патрон-боевик располагают первым от устья шпура. ЭД необходимо помещать в ближайшей к устью шпура торцевой части патрона-боевика так, чтобы дно гильзы ЭД было направлено ко дну шпура. Допускается расположение патрона-боевика с ЭД первым от дна шпура, при этом дно гильзы должно быть направлено к устыо шпура. Возможность обратного инициирования при огневом взрывании устанавливает руководитель предприятия по согласованию с местными органами Госгортехнадзора. По окончании заряжания шпуров перед взрывом взрывник обязан удалить всех рабочих, находящихся поблизости, и проверить наличие охранных постов на подступах к забою. После взрывания и проветривания забоя взрывник должен его осмотреть и в том случае, если все шпуры взорвались, дать сигнал, после чего рабочие возвра¬ щаются в забой. При наличии невзорвавшихся зарядов взрывник извещает об этом технический надзор и приступает к ликвидации отказов. Специальные виды взрывных работ при проведении выработок в выбросо- опасных условиях осуществляют по паспортам и проектам в соответствии с Еди¬ ными правилами безопасности при взрывных работах, Методическими указаниями по безопасности производства сотрясательного взрывания при вскрытии угольных пластов Донбасса, Типовой инструкцией по организации производства сотряса¬ тельного взрывания в шахтах Донбасса, Рекомендациями по выбору оптимальных параметров сотрясательного взрывания в угольных и смешанных забоях шахт Донбасса и другими нормативными документами.
6. МАШИНЫ, ОБОРУДОВАНИЕ И КОМПЛЕКСЫ ДЛЯ ПРОХОДКИ СТВОЛОВ 6.1. СТВОЛОВЫЕ БУРИЛЬНЫЕ УСТАНОВКИ 6.1.1. Общие сведения При проходке вертикальных стволов шахт на буровзрывные работы (БВР) приходится более 25 % трудовых затрат и 50 -60 % стоимости всех работ, при этом удельная продолжительность БВР в среднем составляет 2,5—3,5 ч. Для сокращения продолжительности бурения шпуров, а также для облегче¬ ния тяжелого труда и уменьшения числа проходчиков, занятых па бурении шпуров при проходке вертикальных шахтных стволов, применяются механизированные бурильные установки, делящиеся на две большие группы: подвешиваемые к тель¬ феру стволовой погрузочной машины и перемещающиеся независимо от погру¬ зочной машины. По своим конструктивным особенностям стволовые бурильные установки должны удовлетворять следующим основным требованиям: полностью обуривать забой ствола, проходить при подъеме и спуске в бадьевые проемы полков и легко транспортироваться на поверхности под копром. Этим требованиям в наибольшей степени отвечают бурильные установки типа БУКС, позволяющие значительно повысить эффективность буровзрывных работ, увеличить темпы и производитель¬ ность труда, полностью механизировать работы по бурению шпуров, заменить трудоемкий процесс ручной зачистки забоя ствола механизированным процессом псрсбуривания слоя взорванной породы с помощью забурника и снизить стоимость проходки 1 м ствола. Техническая характеристика бурильных головок и машин приведена в табл. 6.1, а установок типа БУКС —в табл. 6.2. Бурильная машина имеет телескопический корпус (рнс. 6.1), состоящий из стрелы и направляющей балки. Стрела состоит из рамы I, бурильной головки 2, податчика 3, штанги 4, люнетов 5, бурового инструмента 6, распора 7 и шлангового барабана 8. Установки типа БУКС оснащаются головками БГА-1м, что позволяет бурить шпуры в породах с / = 14-К-16. В установках БУКС-1у2 и БУКС-1у5 предусмо¬ трена возможность применения бурильных машин типа ПК, что дает возможность бурить породы с f < 20. Табл и ц а 6.1 Техническая характеристика бурильных головок и машин Параметр Вращательио- удариые буриль¬ ные головки Бурильная машина БУ-1 БГЛ-1 ПК-75 Крутящий момент, Н-м 250 220 160—180 Частота вращения штанги, с1 2,5 1,07 Частота ударов, с 1 й . ffi 66,6 41,7 45—48,3 Энергия удара, Дж '• 49 73,5 47 Максимальное усилие подачи, кН До 19 9 9 Расход сжатого воздуха, м3/мин 12 12,5 12,5 Масса бурильной головки или машины, кг 100 140 75 248
Техническая характеристика установок для бурения шпуров Ь"1 LO >> см Ф О Ю о 6 к/ Ю 1 ю 1 ф о о LO см оо 1 45 Ю см '■ 1 оо о >•> СМ 42 ф 00 О 8 (Л см О IQ >> % О о >> ю о ю о >> ю ф ф о о см 00 00 ю о ю п ю ф со СП см ф СО ф о со ю о о о см со СО г- о о о см г- СО *3 ф см СО -52 ф см" о о 00 г- _ со о СО о о 42- о п г- см о со а? -52 см ф о о оо г- СО о о о ф 42- о ю о ’ 1 со со ю ф о —* СМ o' см ф о о оо г- со о о о ф см о ю о * ' со со ю о" п ф о о Он о Ё X о о S о ж е- Q- О ж о ж ж ж со о ж о ж ж 6г X мм 3 Он £ ж ж со о 3 ж ГС ж \о о Ж Он 2 а ж га Он >> ж CD га п ri ж га ж £ О £ со га 2 ж о X ж о ж 3 Он ix \о а х< мм га £* о ж 3 К* о Е— те ж о си ж си га ь Он Н си ж t— о Он н си га ж ж - — ж fct о п 3 ж X О с CJ 3 % га ж >* 3 га п \о £? 1—1 Ж — § £ CQ а >> о X о га Рн О X о га (X ж о ж CJ О ж о ж ж с* Масса 249
Рис. 6.1. Бурильная машина типа ПК-75 В установке СМБУ-4м приме¬ няются головки БУ-1, обеспечи¬ вающие бурение пород с / ^ 14. Бурильная головка во время бурения перемещается с помощью податчика, который монтируется на раме машины. Манипулятор является узлом бурильной установки, на котором крепятся бурильные Кмашины, устройства для подвески бурильной головки к канату подъема и к обо¬ рудованию, перемещающему уста¬ новку по забою. В верхней части манипулятора смонтированы приво¬ ды, [с помощью которых осуществ¬ ляется поворот стоек вокруг верти¬ кальной оси. На поворотной стой¬ ке смонтирован пневмовинтовой механизм, отклоняющий бурильную машину на угол 10—20° вперед и на угол 2—3° назад относительно вертикали. Для фиксации бурильной уста¬ новки имеется раздвижная колон¬ на, которая во время бурения рас¬ пирается между тельфером погру¬ зочной машины КС и забоем ствола. Раздвижная колонна комплектует¬ ся двумя натяжными бараба¬ нами. На раме бурильной ма¬ шины смонтирован пульт управ¬ ления. Буровой инструмент состоит из штанги и сменной буровой корон¬ ки, армированной твердым спла¬ вом. К стационарной части буриль¬ ных установок относится обору¬ дование для • подавления пыли и очистки шпуров от выбуренной по¬ роды, устанавливаемое на проход¬ ческом полке; устройства для за¬ крепления бурильной установки в рабочем положении на тельфере машины КС или на самоходной тележке; самоходная тележка, пе¬ ремещающаяся по монорельсу, смонтированному на опалубке; вы¬ носной пульт управления погрузоч¬ ной машиной; устройства для фик¬ сации бурильной густановки на позиции, заданной > паспортом БВР. 6.1.2. Основные конструктивные особенности стволовых бурильных установок Бурильная установка БУКС-1м предназначена для комплект¬ ного обуривания шпуров в забоях вертикальных стволов диаметром от 5,4 до 250
9 м в свету в породах с f jg; 14ч-16, проходимых с применением стволо¬ вых погрузочных машин типа КС. Установка состоит из двух основных частей: съемной, которая на период бурения опускается в ствол и навешивается на тельфер погрузочной машины, и несъемной, узлы которой монтируются на погрузочной машине и на передвижном проходческом полке. На тележке поворота погрузочной машины монтируют пневматическое четы¬ рехштоковое фиксаторное устройство, позволяющее без перенастройки вести бурение со смещением расположения шпуров в каждой последующей заходке относительно предыдущей. На тель¬ фере машины монтируют заходную кривую для захвата и удержания в подвешенном состоянии съемной части установки; выносной пульт управления тележками кругового, радиального переме щений машины типа КС и фиксаторным устройст¬ вом, который позволяет управлять этими механизмами из забоя. Пульт подключается к пневмосистеме ка¬ бины машиниста. На одном из перекрытий проходческого полка устанавливают резервуар для во¬ ды, которая под действием сжатого воздуха подается к смесительным устройствам на бурильной установ¬ ке. Далее водо-воздушная смесь по шлангам пневмосистемы и каналам в штангах направляется в шпуры для их очистки от выбуренной по¬ роды. Техническая характеристика установки приведена в табл. 6.1. Съемная часть бурильной уста¬ новки состоит из раздвижной ко¬ лонны, подвески, стоек, бурильных машин и пневмосистемы с пультом управления (рнс. 6.2). Раздвижная колонна состоит из основной и распорной колонн. К основной колонне крепятся стой¬ ки с бурильными машинами и другие узлы. Распорная колонна предназначена для распора уста¬ новки между тельфером машины ти¬ па КС и забоем ствола. . Для транспортирования съем¬ ной части установки по стволу и навески ее на заходную кривую, укрепленную на тельфере, предна¬ значена подвеска, состоящая из скобы, опорной плиты и подвески- дужкн. Подвеска снабжена двумя соосными роликами, которые при навеске съемной части установки взаимодействуют с заходной кривой на тельфере. Стойки служат для закрепления на них бурильных машин и перемещения их вверх или вниз в зависимости от поверх¬ ности забоя. Стоек на установке Рис. 6.2. Стволовая бурильная установ¬ ка БУКС-1м 251
четыре: две закреплены на основной колонне неподвижно, а две — шарнирно на петлях, что позволяет разворачивать бурильные машины в ряд (в плане) при бурении и складывать их для прохода через бадьевые проемы при транс¬ портировании установки по стволу. Каждая стойка состоит из рамы, механизма перемещения, плиты и ползуна. Рама стойки — два двутавра, на которых укреплен механизм перемещения, состоящий из шестеренчатого пневмодвигателя, двухступенчатого редуктора и винта с гайкой. Гайка прикреплена к плите. Плита перемещается по раме вместе с ползуном, на котором шарнирно крепится бурильная машина. Основной рабочей частью установки БУКС-1м является бурильная машина, которая состоит из бурильной головки и направляющей балки с цапфами для крепления ее к ползуну стойки. На балке бурильной машины смонтированы опорная плита с плавающей ходовой гайкой и направляющими втулками. На опорной плите закрепляется бурильная головка. В состав бурильной машины также входит ходовой винт для перемещения бурильной головки по балке, неподвижной и подвижной люнеты для фиксации буровой штанги, упорное устройство для распора бурильной машины в забой, штангодержатель, предохраняющий штангу от выпадения из хвостовика головки, натяжной шланговый барабан, полиспастное устройство для перемеще¬ ния подвижного люнета и шлангового барабана, автомат возврата бурильной головки в исходное положение. В верхней части бурильной машины смонтирован пневмодвигатель и редуктор ходового винта. Пневмосистема установки служит для подачи воздуха к механизмам уста¬ новки и управления этими механизмами. В пневмосистему входят пневмокоммуни- кацни (резинотканевые шланги) и пульты управления. На пультах управления бурильными машинами смонтированы автомасленки и смесители для образования водо-воздушной смеси. При обуривании забоя соблюдается попеременный порядок включения штоков фиксаторов. Смена штоков фиксаторов обеспечивает смещение расположения шпуров в каждом последующем цикле на половину шага. Конструкция установки позволяет на каждой позиции бурить'по 6—8 шпуров без перестановки. Послеобуривания забоя установку снимают с тельфера, от¬ соединяют магистральные шланги, складывают стрелы и выдают на поверх¬ ность. Бурильная установка БУКС-1мц предназначена для бурения шпуров, а также цементационных скважин в забоях вертикальных стволов диа¬ метром от 5,5 до 9 м в свету при погрузке взорванной породы машиной КС-2у/40 или КС-1МА. Основной частью установки БУКС-1мц является стволовая бурильная уста¬ новка БУКС-1м, на которой перед бурением цементационных скважин монтиру¬ ются дополнительные приспособления и устройства. В комплект установки БУКС-1мц (рис. 6.3) входят набор штанг 1 диаметром 32 мм, резьбовые муфты 2, хвостовики 3 со специальным резьбовым соединением, муфты 4 и бурильная долотчатая головка б. Для бурения верхней части скважины диаметром 89 мм под кондуктор применяются переходники 6 и коронки-расшири¬ тели 7. Кроме того, в комплект установки входит вспомогательный инструмент: вертлюг-муфта — для подъема из скважины бурового става, направляющая кон¬ дукторная втулка и ловильный инструмент для извлечения из скважины оборвав¬ шегося бурового инструмента. Спущенная в ствол и навешенная на тельфер установка БУКС-1мц оснащается буровым инструментом, для чего в бурильную головку закладывается хвостовик с резьбовым соединением, в который ввертывается штанга с навернутым переход¬ ником и коронкой-расширителем. На конусный конец переходника насаживается коронка БУ-52С. Установку подводят к месту бурения скважины, бурильные машины распирают в забой и производят бурение устья скважины диаметром 89 мм на глубину 2500 мм. Затем установку отводят от скважины и приступают к уста¬ новке кондуктора, который уплотняется в скважине с помощью резиновых колец (тампонов). Кольца разжимают упорной трубой с помощью двух гаек и винтов и уплотняют тем самым затрубное пространство между кондуктором и стенками скважины. На головку кондуктора устанавливают трехходовой кран, который крепят к кондуктору четырьмя откидными болтами. На верхний фланец трех¬ ходового крана ставят диафрагму кондуктора, предохраняющую от прорыва 252
воды из скважины. На диафрагме кондуктора устанавливают захват, удерживающий став штанг от вращения и падения в сква¬ жину. Установку снова подводят к скважине и распирают в забой, прн этом люнет проставки поднимают вверх, со штангн свертывают пере¬ ходник и коронку-расширитель, а на их место навертывают долотча¬ тую коронку или переходник ко¬ ронки с насаженной долотчатой ко¬ ронкой. Штангу через кондуктор заводят в скважину и производят бурение скважины до полного ис¬ пользования хода автоподатчика машины. Затем со штанги сверты¬ вают хвостовик (не вынимая его из бурильной головки), бурильную головку поднимают в крайнее верх¬ нее положение и в хвостовик или муфту ввертывают штангу. Штангу закладывают в люнет, опускают вниз и соединяют с помощью муфты со штангой, находящейся в'скважи- не. После этого вновь продолжают бурение скважины до полного ис¬ пользования хода автоподатчика и т. д. Разборка става штанг произ¬ водится обратным способом, при этом во избежание падения разби¬ раемого става в скважину став удерживается захватом. Стволовая унифицированная бурильная установка БУКС-1у5 предназначена для ме¬ ханизации бурения шпуров глуби¬ ной 4,5 м при проходке вертикаль¬ ных стволов шахт диаметром 4—9 м в свету, оснащенных погрузочными машинами типа КС-2у/40 и КСМ-2у. Установка БУКС- 1у2 предназначена для комплект¬ ного бурения шпуров при проходке и углубке вертикальных шахт¬ ных стволов малого диаметра. Устройство основных узлов установ¬ ки БУКС-1у5 аналогично устройст¬ ву узлов установок БУКС-1у2, БУКС-1м и БУКС-1мц. Конструк¬ ция установки БУКС-1у5 позволяет в шахтных условиях собирать ее из унифицированных узлов с 5, 4, 3 и 2 бурильными машинами в зави¬ симости от условий и возможностей пропуска установки через бадьевые Рис. 6.3. Буровой инструмент: для бу¬ рения цементационных скважин (а) и для бурения скважин под кондукто¬ ры (б) харак- проемы. Ее можно использовать для бурения цементационных, дегаза¬ ционных и разведочных скважин на глубину до 50 м. Технические теристики установок БУКС-1у2 н БУКС-1 у5 приведены в табл. 6.1. 253 270
Установками БУКС-1у2 с помощью комплекта свинчивающихся штанг, кондукторов, ловильного инструмента можно бурить цементационные скважины глубиной до 50 м. Бурильная установка БУКС-1у2 состоит из двух основных частей (аналогично другим установкам типа БУКС); несъемной, включающей ряд узлов, монтируемых на полке и на погрузочной машине; съемной (собственно бурильная установка), опускаемой в забой с поверх¬ ности и навешиваемой на тельфер погрузочной машины перед каждым циклом бурения. Съемная часть или собственно бурильная установка представляет собой агрегат, имеющий две бурильные машины, шарнирно закрепленные на.поворот¬ ных стойках манипулятора так, что они могут отклоняться на угол до 20° к верти¬ кали и разворачиваться в горизонтальной плоскости на угол до 180°. Направляющая рама шарнирно крепится к поворотной стойке и отклоняю¬ щему устройству. На выдвижной раме установлены: бурильная головка, цепной привод салазок бурильной головки, пульт управления, упорные домкраты, лю¬ неты, пневмокоммуникации, шланговый барабан, автомат возврата бурильной головки в исходное положение, штангодержатель и пневмоконцевик. Крепление бурильных головок на выдвижной раме осуществляется с помощью салазок, соединенных подвижно с рамой и цепью привода подачи. Цепной привод подачи бурильной головки состоит из червячного редуктора с пневмодвигателем, привод¬ ной и концевых звездочек и втулочно-роликовой цепи, расположенной внутри выдвижной рамы. К манипулятору прикреплены бурильные машины, подвеска, распорная колонна. Распорная (раздвижная) колонна служит для фиксации бурильной установки во время бурения за счет распора ее между тельфером машины типа КС и забоем. Она состоит из двух сварных балок (выдвижной н направляющей). Верхняя часть направляющей балки крепится к каркасу манипулятора. На ней смонтирован пиевмовинтовой механизм подачи выдвижной балки. В нижней части выдвижной балки смонтирован пульт управления. Раздвижная колонна комплектуется двумя шланговыми барабанами для натяжения гибких шлангов, идущих к пульту управления. Подвеска служит для навески бурильной установки (съемной части) на тельфер погрузочной машины и состоит из опорной плиты, скобы и дужки. Опор¬ ная плита является элементом, шарнирно соединяющим подвеску с бурильной установкой. Скоба состоит из двух щек треугольной конфигурации, на которых закреплены ролики н дужка подвески. Ролики служат для взаимодействия под¬ вески с заходиой кривой, а дужка служит для подъема бурильной установки на крюке при транспортировании ее по стволу. Бурильная установка БУКС-2м предназначена для механизации бурения шпуров при углубке и проходке неглубоких вертикальных стволов шахт диаметром в свету 4,5—8 м в комплексе с погрузочными машинами типа КСМ-2у или с грузчиками типа КС-3. Установка БУКС-2м базируется на призабойной опалубке, к каркасу которой прикрепляется монорельс и опорное кольцо. По монорельсам передвигается самоходная тележка кругового перемещения установки. Механизм радиального перемещения вместе с вертикальной станиной н бурильными машинами на период бурения шпуров опускается в ствол н навешивается ша тележку кругового пере¬ мещения. На станине смонтированы две бурильные машины, стойки вертикального перемещения бурильных машин, устройства для их горизонтального перемещения и разворота станины с бурильными машинами на 180°. Это позволяет с одной пози¬ ции без перестановки бурить 16 шпуров. Техническая характеристика установки БУКС-2м приведена в табл. 6.1. Установка снабжена пневматическими фиксаторами, обеспечивающими авто¬ матическую установку на заданной позиции бурения в соответствии с паспортом БВР. Эти же фиксаторы позволяют без перенастройки вести бурение со смещением шпуров в каждой заходке относительно предыдущей, чем исключается попадание шпуров в невзорвавшиеся шпуры. На установке смонтированы два пневматиче¬ ских и один гидравлический пульты управления. Один пульт управления закреп¬ лен на станине и предназначен для управления бурильными машинами и приво¬ дами вертикального перемещения стоек, а другой (выносной) служит для управле- 254
ния фиксаторами и приводами тележки кругового перемещения. Гидравлический пульт служит для управления цилиндрами механизма радиального перемещения установки, вертикального перемещения станины и горизонтального перемещения стоек бурильных машин и смонтирован на верхней части станины. Стволовая бурильная установка СМБУ-4м предназначена для механизированного бурения шпуров при проходке неглубоких вертикальных стволов и при их углубке. Эта установка создана в Кузбассе КузНИИшахто- строем. Установка СМБУ-4 (рис. 6.4) применяется в стволах, оснащенных машинами типа КСМ-2у и грузчиками КС-3 в сочетании с призабойной опа¬ лубкой, или в стволах, проходимых с применением временной крепи. Первичным видом энергии является сжатый воздух давлением 0,5—0,6 МПа. Работа (манипу¬ ляторов, перемещающих бурильные машины по забою, осуществляется с помощью гидросистемы. Бурильная установка СМБУ-4м состоит,из следующих основных частей: колонны 1, манипуляторных стрел 2, системы раскрепления 3, бурильных машин 4, гидравлической и пневматической систем, автомасленки, пульта управ¬ ления и прицепного устройства. Техническая характеристика установки СМБУ-4м приведена в табл. 6.1. Колонна является центральной опорой, на которой закреплены все основные узлы. В верхней части колонны размещены система раскрепления, гидродомкраты манипуляторов и прицепное устройство. В средней части колонны закреплены манипуляторы и механизмы поворота, в нижней части расположены маслостанция, автомасленка и пульты управления. Манипуляторные стрелы предназначены для перемещения бурильных машин по забою. Стрела крепится к колонне и соединена с механизмом поворота, а на рукоятки крепится бурильная машина. Радиальное перемещение бурильной машины осуществляется гидродомкратом раздвижки стрелы и цепным механизмом, а круговое — механизмом поворота (гидродомкрат поворота и зубчатая рейка). Система раскрепления предназначена для фиксации установки на забое ствола, удержания ее в вертикальном положении и состоит из трех гидродомкратов, к которым прикреплены канаты растяжек. Растяжки имеют на концах крюки для закрепления за каркас призабойной опалубки или за анкеры. Установка СМБУ-4 комплектуется двумя видами бурильных машин: буриль¬ ной машиной 2190.20.00.000 от установки 1СБУ-2к с ходом автоподатчика 4 м; бурильной машиной 1100-1м от установки БУ-1 с ходом автоподатчика 2,7 м. Для управления работой гидродомкратов системы раскрепления установки, раздвижки и поворота манипуляторных стрел служит гидросистема, в которую входят маслонасос с пневмоприводом, четыре гидрораспределителя и 12 гидро¬ домкратов с гидрозамками. Для управления механизмами установки служит пульт управления, который состоит из гидрораспределителей и воздушных кранов, смонтированных на одном щите. 6.2. СТВОЛОВЫЕ ПОГРУЗОЧНЫЕ МАШИНЫ 6.2.1. Общие сведения Загроможденность ствола подвесным оборудованием, наличие воды и отсут¬ ствие естественного освещения черзвычайно усложняют погрузку горной массы в забое вертикального ствола. Конструкции машин для погрузки породы при проходке вертикальных стволов шахт должны отвечать ряду требований: легко монтироваться и демонтироваться в стволе, иметь небольшие размеры и массу, обеспечивать обслуживание всей площади забоя и позволять хорошо просма¬ тривать забой ствола, обеспечивать простоту управления и возможность примене¬ ния в стволах различного диаметра. Кроме того, при проведении погрузочных работ в стволе узлы машины должны быть защищены от ударов о стенки ствола и различного оборудования, обеспечивать возможность ее подъема перед взрыва¬ нием породы на безопасную высоту и быстрого спуска после взрыва, возможность спуска и подъема в процессе погрузки породы. 256
В настоящее время наибольшее распространение при проходке стволов получила погрузочная машина типа КС с грейферным исполнительным органом, состоящая из проходческого грейфера с устройством для его опускания и подъема, устройством для перемещения грейфера по забою, рамы, кабины машиниста и монорельса. В стволовых погрузочных машинах, выпускаемых отечественной промыш¬ ленностью, применяются в основном многолопастные пневматические грейферы с зависимым приводом лопастей и неизменным расстоянием между внутренними шарнирами. Техническая характеристика грейферов приведена в табл. 6.3. Таблица 6.3 Техническая характеристика проходческих грейферов Тип грейфера погрузочных машин Параметр КС-3 кем КС-2у КС-1МА Вместимость, м3 0,22 0,4 0,65 1,25 Число лопастей 6 6 6 8 Усилие, развиваемое пневмозатво- 0,634 2,78 2,85 3,76 ром, кН Диаметр поршня, мм 410 720 720 900 Ход поршня, мм 360 550 550 760 Усилие пневмоцилиндра (при дав¬ лении воздуха 0,6 МПа), кН Диаметр грейфера, мм: раскрытого 1670 2180 2500 2900 закрытого 1124 1440 1600 2100 Высота закрытого грейфера (без подвески), мм 1370 2100 f 2250 3100 Масса, кг 900 2817 3100 7960 Для подъема и опускания грейфера применяются специальные устройства состоящие из пневмо- или гидроподъемника и лебедки. Пневмоподъемник состоит из цилиндра, поршня со штоком, и вертлюга. Цилиндр пневмоподъемника со штоком соединяется приспособлением, состоящим из двух цепей, соединительного кольца и крюка. Опускание цилиндра и грейфера производится под собственным весом. Для спуска и подъема проходческого грейфера служит тельфер, состоящий из редуктора, барабана, пневматического шестеренчатого двигателя и канатоуклад- чика. Тельфер имеет предохранительные устройства, автоматически отключающие двигатель и накладывающие тормоз при заданном наматывании или сматывании каната на барабан, а также обеспечивающие правильную и плотную укладку каната на барабане при его ослаблении в период зачерпывания породы. На тележке тельфера имеются четыре горизонтальных и два вертикальных катка. Вдоль рамы погрузочной машины тележка перемещается пневматической лебедкой. Поворот рамы вокруг оси центральной опоры обеспечивается двухкатко- вой тележкой поворота, которая перемещается по монорельсу, состоящему из трех-четырех секций, соединяемых между собой болтами. Дистанционное управление работой погрузочной машины осуществляется машинистом из кабины, которая подвешивается к проходческому полку с помощью специальной рамы. Кабина представляет собой сварную конструкцию, в верхней части которой имеется люк. Нижняя часть кабины открыта, что обеспечивает хороший обзор машинисту. В кабине установлены электро- и пневмокоммуника- 9 П/р В. В. Белого 257
Техническая характеристика стволовых погрузочных машин с грейферным исполнительным органом Я VD ТО см к о 0,4 1,0 1 5—0,6 5000 0,5 о 5-30 78 57,1 О о СМ < ю CN О О см 1 со см X о со о см 286 СМ СП о о> О см X см о со о о о LO о со о см со X- X К Э < ю см ю о см 7 -"•СО см X СО ■^р о о СО СО ХСр со со те £ 6 сГ о о о о со о см « * о ю о к о СО >> с. о 1Л о со о и о с >> см 6 о X 2,4 I 0,6 5000 0,5 о со 1 ю 156 см ■^р 7,36 19,5 с S •{— X см см о см о 00 о ■^1 ю со тР г^- 1 со о о ю о со 1 00 см о —* 1 о о о ю о ,А ьГ ю -ч о со см X ь- кс-з 0,22 0,25 1Л о 1 ю 1840 1 2,5 40 8,25 6,66 4,4 1,65 о Я Я ®я о S я н о <U S CQ я К о я я S я со я о Си с к то я я о я я то >> 4 5 X с £ X Г* я с VC то а о я £ <и ё о с о со си L-, си £ CU си си с I я я то я *=с то си я 0^0 §> о « Я То О си си «ж Sg, я £7 S к £ я Я я О о S 8 £ то си <и *8* *Я <и си с. то £ а Й о я то (- с о я CQ я я со >> со¬ то § § 0 я я § й ч 1 си с к я я и: си си и X >> к * си э X си 5Я 3 я со¬ то £ £ о к о £ о я я о я , ТО Дг н CQ зЯ к 3 5 ч 6 9t \о н о *£Ь CQ 258
ции, сиденье машиниста, а также выключатель, с помощью которого машинист породопогрузочной машины может подавать сигналы на поверхность. Стволовые погрузочные машины с грейферным исполнительным органом делятся на машины с ручным (пневмогрузчики) и с механизированным вождением грейфера. Техническая характеристика стволовых погрузочных машин типа КС приве¬ дена в табл. 6.4. Выпускаемые Ясиноватским машиностроительным заводом стволовые погрузочные машины типа КС позволяют полностью механизировать погрузку породы при буровзрывном способе проходки стволов диаметром от 4 до 9 м. Базовой является одиогрейферная погрузочная машина КС-2у/40. Осталь¬ ные машины КСМ-2у, 2КС-2у/40, КС-IMA и 2КС-1МА унифицированы с базовой. 6.2.2. Конструктивные особенности стволовых погрузочных машин Пневмопогрузчик КС-3 конструкции ЦНИИподземмаша и Кузнец¬ кого машиностроительного завода (рис. 6.5) предназначен для погрузки горной массы из забоя ствола в транспортные устройства и состоит из шестилопастного грейфера 1, пневмоподъемника 2, водила 3 и пневмосистемы 4. Техническая характеристика пиевмопогрузчика КС-3 приведена в табл. 6.4. 9* 2£9
Конструкция пиевмоподъемника предусматривает шарнирную подвеску грейфера вместимостью 0,22 м8 с возможностью отклонения грейфера от вертикаль¬ ной оси подъемника на угол до 35°. Для управления работой грузчика и перемещения его по забою ствола пред¬ назначено водило, состоящее из трубчатого каркаса, одновременно служащего воздуховодом, правого и левого кранов управления с рукоятками. Для управления пневматическим затвором тельфера предназначена правая рукоятка, при повороте которой от себя лопасти грейфера раскрываются, а при повороте рукоятки на себя — закры¬ ваются. Для управления пиевмоподъ- емииком предназначена левая рукоят¬ ка, при повороте которой от себя ци¬ линдр подъемника вместе с грейфером опускается, при повороте на себя — поднимается. Фиксация пневмоподъем¬ ника в пределах высоты перемещения цилиндра осуществляется при среднем положении рукоятки. Отдельные опе¬ рации работы пневмоподъемника и грейфера можно совмещать одновре¬ менным поворотом правой и левой рукояток. Лебедка, к которой на канате под¬ вешивается пневмопогрузчик КС-3, устанавливается на натяжной раме, а при небольшой глубине ствола — на поверхности на нулевой или разгру¬ зочной площадке. Наибольшая производительность пневмопогрузчика достигается при равномерном дроблении породы с крупностью кусков 150—200 мм. Стволовые погрузоч¬ ные машины КС-2у/40 и 2КС- 2у/40 с одним и двумя грейферами вместимостью 0,65 м3 предназначены соответственно для проходки стволов диаметром от 5,5 до 6,5 м, глубиной от 250 до 1000 м и стволов диаметром от 7 до 9 м, глубиной от 400 до 1200 м. Одногрейферная ма¬ шина КС-2у/40 является базовой моделью и состоит (рис. 6.6) из пово¬ ротной рамы 1, по которой с помощью лебедки 2 перемещается тельфер 3 с Рис. 6.6. Стволовая погрузочная ма- подвешенным на канате проходческим шина КС-2у/40 грейфером 4. Рама одним концом при¬ креплена к тележке поворота 5, дру¬ гим — шарнирно соединена с центральной опорой 6. Для перемещения по кольцевому монорельсу 7 тележка поворота имеет пневмопривод. Центральная опора и кольцевой монорельс крепятся к нижнему ярусу подвес¬ ного проходческого полка. Радиальное перемещение тельфера по раме и поворот рамы вокруг центральной опоры позволяют грейферу забирать породу из любой точки забоя ствола круглого сечения. Управляет грейфером машинист дистанционно из кабины 8, прикрепленной к раме и опирающейся вместе с рамой через тележку поворота на моно¬ рельс. Стволовая погрузочная машина 2КС-2у/40 предназначена для механизации погрузки породы при проходке стволов диаметром 7—9 м. В отличие от машины КС-2у/40 на машине 2КС-2у/40 подвешиваются два грейфера вместимостью по 0,65 м3, две поворотные рамы, два тельфера.
Машины КС-2у/40 н 2КС-2у/40 могут применяться как прн совмещенной, так и при параллельной схеме проходки стволов. Они монтируются под нижним пере¬ крытием проходческого полка на двухъярусной опоре и круговом монорельсе и могут быть легко привязаны к комплексу любого проходческого оборудования, предназначенного для проходки стволов буровзрывным способом. Техническая характеристика погрузочных машин 2КС-2у/40 и КС-2у/40 приведена в табл. 6.4. В зависимости от диаметра ствола монорельс состоит из трех или четырех частей, соединенных между собой болтами. Наличие в конструкции погрузочных машин малогабаритной двухъярусной опоры, которая одновременно является пневматическим съемником, и двухкатковой самоходной тележки, перемещаю¬ щейся по круговому монорельсу любого диаметра, позволяет монтировать в стволе один или два комплекта грейферных машин, а также применять разнообразное навесное оборудование. Например, на одной раме можно подвешивать комплект грейферной машины, а на другой — установку для комплектного обуривання шпуров типа БУКС или машину для зачистки забоя и др. Механизмы машины (грейфер, тельфер, механизм радиального перемещения тельфера, тележку поворота) приводит в действие пневматическая система, управ¬ ляемая с помощью пульта управления, размещенного в кабине машиниста. По оси ствола расположена двухъярусная центральная подвеска погрузочной машины. Для пропуска маркшейдерского отвеса и подачи бетонной смеси в забой ствола подвеска имеет центральное отверстие. Так как при работе погрузочной машины возникают значительные динамиче¬ ские нагрузки, а при работе самоопрокидывающихся бадей необходимо хорошее центрирование полка, на время погрузки породы полок раскрепляется в стволе домкратами. Конструкция погрузочных машин КС-2у/40 и 2КС-2у/40 учитывает специфи¬ ческие требования к стволовому проходческому оборудованию, в соответствии с которыми тщательно разработаны способы и приспособления для выполнения систематических регулировок и смазок в забое ствола, а также операции по замене быстроизнагаивающихся деталей — канатов на тельферных барабанах, различ¬ ного рода пружин, фрикционов, бронзовых вкладышей и т. п. Монтажные узлы снабжены обтекаемыми отбойниками, защитными кожухами, прочными рамами, скобами и захватами для такелажных операций, надежно защищающими детали от кусков породы при взрывании шпуров. Стволовая погрузочная машина КСМ-2у предназначена для погрузки породы при проходке и углубке вертикальных стволов небольшого диаметра 4—4,5 и 5 м. Конструкция погрузочной машины КСМ-2у отличается от других машин типа КС тем, что опора вращения машины расположена сбоку от центра проходи¬ мого ствола, благодаря чему рама имеет только угловые перемещения над забоем на угол 64—72° по дуговому опорному монорельсу. Такая компоновка машины КСМ-2у позволяет размещать ее в стволах небольшого диаметра, а грейфер вмести¬ мостью 0,4 м8 получает возможность зачерпывать породу на всех участках забоя ствола. Кабина машиниста подвешивается к проходческому полку шарнирно с по¬ мощью тяг так, чтобы между подвеской и крышей кабины мог перемещаться тельфер. Погрузочная машина КСМ-2у оборудована системой сигнализации и блоки¬ ровки. Машинист может подавать сигналы управления подъемной машиной опе¬ ратору нулевой площадки, что позволяет исключить посадку бадьи на раму машины, находящейся под бадьевым проемом. Стволовые погрузочные машины КС-IMA и 2КС-1МА предназначены для проходки стволов глубиной от 600 до 1500 м и диаметром от 6,5 до 9 м с применением бадей вместимостью 5—8 м3. Стволовая погрузочная машина КС-IMA (рис. 6.7) по компоновке аналогична погрузочной машине КС-2у/40 и состоит из рамы 1, монорельса 2, тележки пово¬ рота 3, центральной опоры 4, сдвоенного тельфера 5, кабины машиниста 6 и грей¬ фера 7 вместимостью 1,25 м3. Стволовая двухгрейферная погрузочная машина 2КС-1МА имеет двухъярус¬ ную центральную подвеску и двойной комплект механизированного вождения. 261
Она предназначена для погрузки породы при проходке стволов диаметром от 7,5 до 9 м и глубиной от 600 до 1500 м. Технические характеристики погрузоч¬ ных машин К.С-1МЛ и 2КС-1МЛ приведе¬ ны в табл. 6.4. Рама механизированного вождения н те¬ лежка поворота этих машин усилены. Они имеют сдвоенный тельфер с уравнительным блоком и блочной траверсой. На машинах КС-IMA н 2КС-1МА имеется цепной привод механизма радиального пере¬ мещения тельфера с устройствами для амор¬ тизации толчков и регулирования натяжения цепи, а также прикрепленный к центральной подвеске воздушный коллектор, служащий для снабжения сжатым воздухом погрузочной машины от вращающегося кронштейна цент¬ ральной опоры. Воздушный коллектор соединяется с центральной муфтой с помощью гибкой муф¬ ты. Удлиненная центральная опора имеет патрубок для соединения с пневмосистемой полка, которая обеспечивает одновременность пуска двигателей обоих одинарных тельфе¬ ров. Управление тельферами и другими ме¬ ханизмами производится из кабины машинис¬ та дистанционно. Механизм вождения погрузочной машины состоит из рамы, тележки поворота, лебедки радиального перемещения, приводных цепей, натяжной и амортизационных станций, пнев- мозолотннков и воздушного коллектора. Конструкция рамы представляет собой металлическую коробку, на боковых наруж¬ ных сторонах которой имеются боковые до¬ рожки для тележки радиального перемеще¬ ния тельфера. На горизонтальной площадке внутри рамы установлена лебедка радналь- Рис. 6.7. Стволовая погрузоч- ного перемещения. Внутренним концом рама ная машина КС-IMA закрепляется на центральной опоре, а на¬ ружным, на котором укреплена тележка по¬ борота, опирается на монорельс. Для ограничения хода тельфера на обоих кон¬ цах рамы установлены пневмоконцевики золотникового типа. Вращение рамы в обе стороны происходит при включении тележки поворота. На раме распо¬ ложен механизм радиального перемещения тельфера, при включении которого тележка тельфера, имеющая четыре катка, двигается от центра ствола к его периметру и обратно. Разборный монорельс для погрузочных машин КС-IMA значительно усилен по сравнению с машиной КС-2у/40. 6.3. ПРОХОДЧЕСКИЕ ПОЛКИ, ОПАЛУБКИ И ОБОРУДОВАНИЕ ПРОХОДЧЕСКОГО ПОДЪЕМА 6.3.1. Подвесные проходческие полки и опалубки Главными несущими элементами проходческих комплексов являются подвес¬ ные проходческие полки. По конструктивному исполнению полкн представляют собой многоэтажную пространственную рамную систему, на которой размещено 262
Рис. 6.8. Схема проходческого полка различное оборудование, служащее для обеспечения работы породопогрузочной машины и установки для бурения шпуров. На полке также размещаются устрой¬ ства для закрепления или направления проводниковых канатов бадьевых подъе¬ мов, рабочее место оператора, осуществляющего прием и выдачу бадей, гидродомк¬ раты с гидростанцией, пневмосистема для питания механизмов машины типа КС электрооборудование. Трехэтажный подвесной проходческий полок конструкции Донгипрооргшах- тостроя (рис. 6.8) состоит из этажиых перекрытий 1 круглой формы, соединенных между собой вертикальными стойками 2, равномерно расположенными по окруж¬ 263
ности обода перекрытий, ограждений бадьевых проемов 3, ограждений 4 к 5 по периметру перекрытий верхнего и среднего этажей. Зазор между крепыо ствола и ободом нижней части полка перекрывается откидными щнткамн 6. На среднем этаже полок снабжен шкнвамн подвески 7, а на нижнем — отклоняющими шки¬ вами 8 для направления проводниковых канатов бадьи, закрепленных за при¬ забойную опалубку. На ободах этажиых перекрытий расположены специальные проушины для соединения с вертикальными стойками, представляющими собой сварные конструкции из швеллеров и служащими для соединения эта¬ жей. Ограждения представляют собой^сварные^ решетчатые металлоконструкции. Ннжняя часть ограждения выполнена^ виде^сплошного листа высотой 300 мм. В центре ннжнего этажа полка размещено устройство 5 для присоединения цен¬ тральной подвески погрузочной машины. Обод этажа выполнен в виде кругового монорельса для перемещения тележкн поворота. На среднем и ннжнем этажах полка установлены гндродомкраты. 10 для распора и центровки полка. Полок в стволе подвешен по полиспастной схеме на канатах 11, идущих к проходческим лебедкам. Проход с этажа на этаж осуществляется по лестницам 12 и через ляды. На нижнем этаже находится ляда, через проем которой можно попасть в кабину машиниста погрузочной машины. Проходческий полок оборудуется пневмосистемой, с помощью которой осу¬ ществляется подача пневмоэнергии к потребителям. Для переговоров полкового с рукоятчнком на полке устанавливается телефон¬ ный аппарат системы АТС и предусмотрена громкоговорящая связь с помощью аппаратуры «Вызов». Стволовая сигнализация предназначена для подачи кодовых звуковых сигна¬ лов полковым рукоятчнку, рабочими забоя полковому и для подачн аварийного сигнала. Предусмотрены два комплекта аппаратуры. Все электрооборудование проходческого полка выполняется во взрывобезо¬ пасном исполнении. При сооружении вертикальных стволов в устойчивых породах, как правило, применяется монолитная бетонная крепь, возводимая с помощью металли¬ ческих передвижных опалубок. Бетонная смесь подается с по¬ верхности по трубопроводам, проложенным в стволе. В практике шахтного строительства нашлн применение металлические опа¬ лубки различной конструкции. Наибольшее распространение имеют два вида опалубок: створчатые и секционные. Эти опалубки отличаются малой металло¬ емкостью, они просты по конструкции и удобны в эксплуатации. Различие этих опалубок состоит в системе отрыва их от бетона. Створчатые опалубки отрываются от бетона путем поворота створок, секционные — отрывом секций путем уменьше¬ ния диаметра опалубки. Створчатые опалубки более металлоемки по сравнению с секционными, н их обслуживание требует больших затрат ручного труда. На смену им пришли сек¬ ционные опалубки различных модификаций: опалубки с механизированным отры¬ вом секций типа ОМ, створчато-секционные опалубки, передвижные самоцентри- рующиеся опалубки типа ОСП. Наиболее эффективными в настоящее время являются секционные самоцен- трирующиеся опалубки типа ОСД, разработанные трестом Донецкшахтопроходка и изготовляемые Донецким экспериментально-механическим заводом объединения Укршахтострой. Опалубка типа ОСД состоит (рнс. 6.9) из жесткого металлического каркаса, выполненного в виде двух горизонтальных колец, соединенных между собой вертикальными стойками. К верхнему кольцу с помощью болтов присоеди¬ нены узлы подвески, к которым с помощью линовых ковшей прикреплены канаты. Вокруг колец размещены секции, которые соединены между собой с помощью винтовых стяжек н клиновых вставок. В местах стыков секции имеют продольно¬ наклонные пазы, взаимодействующие с пальцами, закрепленными на кольцах каркаса. Отрыв опалубки от бетона происходит при ослаблении натяжения подвесных канатов, когда каркас, перемещаясь вниз, передает свой вес через секции. Прн этом по мере перемещения каркаса вниз происходит взаимодействие пальцев с продольно-наклонными пазами, вследствие чего секции стремятся сжаться в ра- 264
Рис. 6.9. Секционная самоцентрирующаяся опалубка типа ОСД диальном направлении, происходит уменьшение диаметра опалубки, т. е. отрыв ее от бетона. После отрыва опалубка'перемещается на новую заходку. Освобожденные от бетона секции под действием собственного веса опускаются вниз. При этом вслед¬ ствие перемещения по пальцам происходит их разжатие и секции принимают проектное положение. Опал у' б к а ОСП ЦНИИподземмаша со спиральным поддоном'успешно применяется в комплексе со стволопроходческим комбайном типа СК-1у. Наличие спирального поддона обеспечивает укладку, хорошую стыковку отдельных захо- док крепи ствола. Конструкция опалубки представляет собой полый цилиндр, разрезанный по вертикали на две части. В ннжней части опалубки выполнены два спиральных выступа, на вершины которых поступает бетон и растекается по углу естественного откоса. Верх опалубки выполнен в виде двух отвесных спиралей. Между двумя секциями опалубки расположено шесть гидродомкратов (по три с каждой стороны). Они осуществляют распор н отрыв опалубки от бетона. Гидро¬ цилиндры могут быть заменены на винтовые стяжки. Техническая характеристика опалубки ОСП Наружный диаметр, мм 7 000 Рабочая высота 'опалубки, мм 3 900 Общая высота опалубки, мм 1 6125 Рабочее давление в гидросистеме. МПа И Максимальное усилие_распора, кН 1 000 Максимальное усилие~отрыва опалубки от бетона, кН ... 720 Масса, кг 20 000 6.3.2. Проходческие бадьи и бадьевые комплексы Проходческие бадьи используются для выдачи породы из ствола, спуска— подъема людей, инструмента и материалов при проходке и углубке вертикальных стволов шахт и рудников. В соответствии с ГОСТ 8569—79Е применяются проходческие бадьи трех типов: БПН — бадьи проходческие несамоопрокидывающиеся, БПС — бадьи проходческие самоопрокидывающиеся,' БПСМ — бадьи проходческие с механ изн- рованной 'разгрузкой. 265
Таблица 6.5 Основные параметры и размеры проходческих бадей Типоразмер бадей Вмести¬ мость, мя Грузо¬ подъемность, кН Наружный диаметр корпуса, мм /Масса бадьи, кг БПСМ-0,75 0,75 14,8 950 320 БПС-1 1 19,6 1150 400 БПСМ-1,5 1,5 29,4 1300 650 БПС-2 2 39,2 1400 770 . БПС-2,5 2,5 49,1 1600 920 БПС-3 3 58,8 1600 1050 БПСМ-3,5 3,5- 68,6 1700 1500 БПС-4 4 78,4 1600 1550 БПСМ-4,5 4,5 88,29 1700 1700 БПС-5 5 98,1 2050 1700 БПС-6,5 6,5 112,9 2050 2050 Конструктивно проходческие бадьи отличаются только устройством имею¬ щихся у иих приспособлений для их разгрузки. Основные параметры и размеры проходческих бадей приведены в табл. 6.5. Проходческий бадьевой комплекс состоит из бадьи и оборудования, обеспе¬ чивающего удержание ее в створе направляющих канатов при движении бадьи по стволу н осуществляющего частично или полностью механизированное опрокиды¬ вание бадьи при ее разгрузке. В состав проходческого бадьевого комплекса входит проходческая бадья, направляющая рама, разгрузочная ляда, лебедка привода разгрузочной ляды, элементы дистанционного управления и блокировки. Широкое распространение в шахтном строительстве получили комп¬ лексы оборудования типа БПС, состоящие из проходческой бадьи (типа БПС), направляющего раструба, направляющей рамки, разгрузочной ляды, лебедкн для открывания ляд и конечных выключателей. Техническая характе¬ ристика основных узлов комплексов БПС различных типоразмеров приведена в табл. 6.6. Бадья при подъеме из забоя ствола входит в раструб проходческого полка, где ее цапфы направляются копирными кривыми направляющего раструба. По мере подъема бадья разворачивается до совмещения оси цапф с плоскостью стоек направляющей рамки, которая в это время находится над раструбом, н опирается своими стойками иа специальные башмаки, расположенные в местах закрепления направляющих канатов. Прн приближении бадьн к ляде последняя открывается, и бадья с рамкой, поднимаясь, проходит нулевую площадку, открытый проем разгрузочного станка и останавливается над разгрузочной лядой. Ляда закрыва¬ ется, бадья опускается между ее стойками, а направляющая рамка останавлива¬ ется и опирается на приемные плоскости кронштейнов стоек. Цапфы опускаю¬ щейся бадьи выходят из гнезд направляющей рамкн и входят в фигурные пазы кронштейнов ляды. При этом начинается опрокидывание бадьи. В крайнем поло¬ жении при разгрузке корпус бадьи ложится на амортизатор ляды под углом 45— 50° к горизонту. Направляющая рамка в процессе опрокидывания бадьн остается неподвижной. После разгрузки бадьи подается сигнал машинисту подъема. Бадейные комплексы БПС массой 401 кг при всей своей простоте и надежности имеют ряд недостатков, из которых главные — ограниченная скорость прохожде¬ ния бадей через раструбы полка, а также значительная масса раструбов, их слож¬ ность и трудоемкость изготовления. Указанные недостатки ликвидированы во вновь созданных комплексах БПСМ, основным преимуществом которых является отсутствие выступающих элементов на корпусе бадьи и применение простых полковых направляющих раструбов типа БПН, что обеспечивает возможность прохождения бадей БПСМ через раструбы с повышенной скоростью. 266
Таблица 6.6 Техническая характеристика бадьевых комплексов БПС Параметр БПС-1 БПС-1,5 БПС-2 БПС-2,5 БПС-3 БПС-4 ю 6 с и БПС-6,5 Вместимость бадьи, ма Направляющий рас¬ труб: 1 1,5 2 2,5 3 4 5 6,5 высота, мм внутренний диа¬ метр по направ¬ ляющим кри¬ вым, мм 2488 2488 2488 4110 4110 4110 4750 4750 1190 1330 1480 1640 1640 1640 2120 2120 масса, кг Направляющая рамка: 1162 1424 1673 2950 2950 2950 4800 4800 расстояние по осям направля¬ ющих канатов, мм: 1350 1500 1650 1830 1930 1830 2300 2300 высота, мм 4020 5100 5200 4675 4675 6050 5800 6450 ширина, мм 1420 1575 1725 1905 1905 1905 2430 2430 масса, кг 377 545 550 760 760 1000 1000 1060 Масса разгрузочной ляды, кг 1114 1085 1200 1600 1600 1600 3800 3800 В зависимости от вместимости бадей в комплексах типа БПСМ предусматри¬ ваются два конструктивных варианта устройств для разгрузки бадей: для бадей БПСМ вместимостью до 3 м2 включительно — с центральным жест¬ ким сферическим шарниром и боковыми кулаками на днище бадьи, обеспечиваю¬ щими разворот бадьи для разгрузки непосредственно в разгрузочном станке; для бадей БПСМ вместимостью 3,5 м3 и выше — с замковыми элементами в нижней части корпуса бадьи н со спрямляющим раструбом. Бадьевой комплекс для бадей вместимостью до 3 м3 включительно состоит из бадьи, направляющей рамки, разгрузочной ляды, лебедки для открывания ляд, элементов дистанционного управления и блокировки. В центре диища бадьи с нижней стороны установлен штырь со сферической бобышкой на конце, а на днище в плоскости дужки закреплены симметрично два клиновидных кулака. Соответственно элементам на днище бадьи на разгрузочной ляде смонтирован поворотный лоток, имеющий в центре продольный фигурный паз и два взаимно перпендикулярных отбойных ролика. Техническая характеристика комплекса БПСМ-3 Направляющая рамка: высота, мм 3700 ширина, мм 1990 расстояние по осям направляющих канатов, мм 1990 масса, кг 760 Масса разгрузочной ляды, кг 1500 Лебедка:. тяговое усилие, кН 10,8 скорость каната, м'с 0,25 мощность, кВт 4 масса, кг 535 Комплекс БПСМ-4,5 относится ко второму варианту и состоит из бадьи вместимостью 4,5 м3, направляющей рамки, разгрузочной ляды, лебедки для открывания ляд, элементов дистанционного управления и контроля. 267
Техническая характеристика комплекса БПСМ-4,5 Направляющая рамка: высота, мм 4630 ширина, мм 2010 Расстояние по осям направляющих канатов, мм 1930 Масса бадьи, кг 967 Масса разгрузочной ляды, кг 2650 Основным конструктивным отличием комплексов БПСМ для бадей вмести¬ мостью 3,5 м3 и выше является наличие в нижней части корпуса бадьи замковых элементов, выполненных в виде диаметрально противоположных и соосно располо¬ женных втулок, не выступающих за габариты корпуса бадьи. Каждая из втулок имеет снизу прорезь, охваченную буртиком и заканчивающуюся отбойником со скошенными кромками. На дужке бадьи имеются два наружных упора. 6.4. КОМПЛЕКСЫ ОБОРУДОВАНИЯ ДЛЯ ПРОХОДКИ СТВОЛОВ 6.4.1. Общие сведения Основное влияние на выбор оборудования для проходки ствола оказывает последовательность производства работ, т. е. технологическая схема ведения работ. Наиболее распространенной является совмещенная схема проходки с возве¬ дением постоянной бетонной или другой крепи из забоя, при которой частично совмещаются во времени крепление и погрузка породы. Для проходки стволов глубиной более 700 м н для скоростных проходок эко¬ номически целесообразной считается параллельная схема с возведением постоян¬ ной крепи с подвесного полка, предусматривающая полное совмещение во времени крепления и погрузки породы и использование щита-оболочки, заменяющего вре¬ менную крепь на участке от полка до забоя. Техническая характеристика комплексов оборудования для проходки стволов буровзрывным способом приведена в табл. 6.7. Техническая характеристика комплексов оборудования Параметр Глубина <200 200 -700 Диаметр ствола в свету, м 4—8 4—5,5 - 5 5,5—6—6,5 7—7,5—8 Комплекс КПШ КС-2у 2КС-2у Погрузочная машина КС-3 КСМ-2у КС-2у/40 2КС-2у/40 Вместимость грейфера, м3 0,22 0,4 0,65 2X0,65 Вместимость бадьи, м3 0,5—0,7—1 3—5 — 3—8 Бурильная установка Молоток БУКС-1м — БУКС-1м и БУКС-1у2 Число бурильных установок — 1 1 2 6.4.2. Комплексы оборудования для проходки устьев и неглубоких стволов В обыкновенных горно-геологических условиях для проходки устьев и неглу¬ боких стволов применяются комплексы КПШ, «Темп», КС-14, разработанные ЦНИИподземмашем. Для проходки устьев и неглубоких стволов в сложных горно-геологических условиях в неустойчивых водоносных и плывунных грунтах применяется комплекс 268
оборудования с опускной крепью в тиксотропной рубашке, а также комплексы оборудования для цементации. Комплекс оборудования КПШ предназначен для проходки устьев и неглубоких стволов (до 50 м). Комплекс КПШ (рис. 6.10) состоит из автокрана I, пневмогрузчика 2, подвес¬ ной опалубки 3, проходческой лебедки 4, экскаватора 5, двух бадей 6, универсаль¬ ной рамы 7, бункера для бетонной смеси 8 и става труб 9. Комплексы оборудования «Темп - 1» и «Т емп - 2» пред¬ назначены для проходки устьев и неглубоких стволов без предварительного рых¬ ления плотно связанных грунтов, а также в плывунных и неустойчивый грунтах. Одноканатный грейфер «Темп-1» вместимостью 0,8 м:* предназначен для разработки и выдачи грунтов при проходке устьев н неглубоких стволов. Грейфер «Темп-1» подвешивается к стреле подъемного крана грузоподъемностью 16 т и состоит нз каретки, поворотного блока, вертлюга с дужкой, штанги с буфером, роликов направляющих челюстей, нижней и верхней траверсы, тяг. Канатный грейфер «Темп-2» предназначен для проходки устьев и неглубоких стволов в сыпучих, а также нарушенных породах четвертичных отложений. Грейфер «Темп-2» отличается от грейфера «Темп-1» устройством для разгрузки. Техническая характеристика комплексов «Темп» «Темп-1» «Темп-2» Категория крепости разрабатываемых грунтов по СНиПу 1 —III I — II Диаметр ствола, м: в проходке 5,2 4,3 в свету 4,9 4 Максимальная глубина ствола, м 25 12 Скорость проходки, м/смену 1 0.8 Установленная мощность электродвигателей, кВт 16 13 Вместимость грейфера, м 0,8 0,5 Основные размеры, м: высота 3075 2645 диаметр описанной окружности при открытых челюстях 2280 1560 то же, при закрытых челюстях 210 234 Масса грейфера с породой, т . 5 3.2 Масса грейфера, т 3,7 2,4 Таблица 6.7 для проходки стволов буровзрывным способом ствола, м >700 5,5—6 6—6,5 7—7,5-8— 8,5-9 6,5-7—7,5—8 7,5—8—8,5—9 КС-2у ДПШ-1 2КС-2у 2КС-2у/40 КС-8 КС-9 КС-2у/40 КС-1МА КС-1МА 2КС-1МА 0,65 1,25 2X0,65 1,25 2X1,25 3-5 4,5 3—8 5—6,5 5—8 БУКС-1м, БУКС-1у2 Молоток БУКС-1у5 СМБУ-4м — 1 — 2 1 2 Комплексы оборудования «Темп» применяют при сооружении объектов город¬ ских подземных коммуникаций — неглубоких шахтных стволов при пересечении плотных грунтов. С высокой эффективностью грейферы «Темп» разрабатывают плывунные породы методом подводного землечерпания при погружении крепи стволов в тиксотропной рубашке. Комплекс оборудов а'н'и я КС-14 предназначен для проходки устьев н неглубоких стволов с полной механизацией основных операций проход- 269
Рис. 6.10. Комплекс оборудования КПШ для проходки устьев стволов ческого цикла и возведением постоянной крепн нз сборных элементов нли монолит¬ ного бетона. Комплекс применяется прн проходке стволов в наносных отложениях и может быть также использован при проходке стволов в коренных породах с помощью БВР. Комплекс КС-14 (рнс. 6.11) состоит из породопогрузочной машины 1 с ковшо¬ вым исполнительным органом, монорельса 2 для перемещения породопогрузочной машины, подъемной установки, включающей копер 3 с разгрузочными кривыми 4, самоопрокидную скнпо-клеть или опрокидную клеть 5, проводники 6, подъемную машину (иа рисунке не показана), крана 7 для монтажа крепи, подвесного пре¬ дохранительного полка 8 и оборудования для задавливания крепи 9. 270
Рис. 6.11. Проходческий комплекс КС-14 Техническая характеристика комплекса КС-14 Диаметр сооружаемого ствола, м: в свету 5—12 вчерне 5,5 — 12,5 Глубина ствола, м 40 Крепь ствола Сборная или монолитная Породопогрузочная машина: вместимость ковша, м3 0,25 производительность, при погрузке, мя/ч . . . 20—30 средняя продолжительность цикла погрузки, с 25—30 скорость перемещения по монорельсу, м/с . . 0,4 максимальный радиус копания, м 6 максимальная глубина копания от оси поворота стрелы, м 3,3 максимальная высота выгрузки от оси поворота стрелы, м 2,2 тип привода ...... Электро- гидравлический 271
Установленная мощность электродвигателей, кВт Основные размеры в транспортном положении, мм: йш» Длина ширина ’ * высота Масса породопогрузочной машины, кг Высота копра, м Разнос йог, м Основные размеры лодшкивиой площадки, м: длина ширина высота Масса копра, кг Направляющие: тип внутренний размер, мм число секций масса, кг Вместимость скипа, м* Размеры скипа в плане, мм Основные размеры клети, мм: ‘v длина ширина высота Число людей в клети, чел. Масса скипо-клети, кг Диаметр полка, мм Число подвесок Страховочные опоры . Число опор Масса|полка, кг Монорельс: тип внутренний диаметр, мм расстояние между опорами, мм масса, кг Тип подъемной машины Диаметр барабана, м Ширина барабана, м Диаметр каната, мм Скорость подъема, м/с Число домкратов Диаметр домкрата, мм Ход домкрата, мм Рабочее давление, МПа Усилие одного домкрата, кН 29 3600 2100 3900 5600 10,6 4.25X6,3 2,82 2,25 0,4 15 950 Жесткие 185 X1810 51 18 650 1 1000Х 1200 1200 950 1900 4 1260 6540 4 Выдвижные балки 4 3000 Двухопорный 6600 2050 5200 Ц-1.6Х 1,2 1,6 1,2 22 2,4 6 250 1200 30 1000 Копер служит для установки направляющего шкива, направляющих, по которым движется скипо-клеть или опрокидная клеть, разгрузочных кривых, лотков, площадок для рукоятчика и посадки людей в клеть. На верхней части копра (подшкивной площадке) установлен направляющий шкив. Направляющие крепятся к тюбингам. По ним движется скипо-клеть или опрокидная клеть из забоя. Секции направляющих соединяются между собой болтами. Скипо-клеть служит для подъема в скипе породы из забоя, для спуска и подъема в клети проходчиков и инструмента. Опрокидная клеть служит для выдачи породы в вагонетках при проходке тоннелей. Опрокидная клеть состоит из рамы с роликами, клети и боковых запоров для вагонетки. Для спуска и подъема людей имеются аварийные лестницы, которые в шахмат¬ ном порядке крепятся к тюбингам. Лестницы имеют ограждения и переходные площадки. На предохранительном полке лестничный проем закрыт лядами. Для защиты проходчиков, работающих в забое, от случайно падающих сверху предметов и для проведения работ по креплению ствола тюбингами и навеске направляющих имеется предохранительный полок с проемами для пропуска поро¬ допогрузочной машины, скипо-клети, опрокидной клети и другого оборудования. Для крепления породопогрузочной машины в стволе служат монорельс и опорное кольцо, которые крепятся к тюбинговым кольцам на кронштейнах. По монорельсу движутся тележки поворота, а по опорному кольцу, расположенному ниже, — опорные катки механизма вождения. Механизм вождения погрузочной 272
машины состоит из двух тележек и стойки. Тележки перемещают механизм вожде¬ ния по монорельсу и крепятся к проушинам стойки. Управление приводами машины производится кнопками, расположенными в кабине машиниста. Оборудование для задавливания крепи служит для погружения тюбинговой крепи с помощью шести домкратов, развивающих общее усилие 6000 кН при давлении жидкости 30 МПа. Домкраты закреплены иа шести анкерных балках, закрепленных в опорном бетонном воротнике. 6.4.3. Комплексы оборудования для проходки стволов средней глубины и глубоких Для проходки стволов средней глубины (200—700 м) и диаметром 4—8,5 м созданы и получили большое распространение комплексы КС-2у и 2КС-2у, отли¬ чающиеся по своей компоновке друг от друга только типом погрузочной машины. Техническая характеристика комплексов оборудования для проходки стволов средней глубины Диаметр ствола в свету» м .... Глубина ствола, м Бурильная установка: тип число Глубина шпуров, м Погрузка породы: тип погрузочной машины .... вместимость грейфера, м3 ... Продолжительность цикла погрузки, с Производительность погрузочной ма¬ шины, м3/мни Тип бадьи Вместимость бадьи, м* Число бадей в работе Число подъемных машин Материал постоянной крепи .... Тип опалубки Высота опалубки, м Тнп забойного насоса ....... Производительность водоотлива, м3/ч Масса оборудования, расположенного в стволе, т Расход сжатого воздуха, м5/мин: средний максимальный КС-2у 2КС 2у 4-6,5 7-8 200 — 700 200—700 Б У КС-1м 1 2 4,5 КСМ-2у 2КС-2у/40 КС"2у/40 0,4 2X0,55 0,65 25-35 25-35 1,0 —1.4 2-2,7 Б ПС 3-4-5 3-5-6,5—8 2—3 3—4 2 2—3 Монолитный бетой Металлическая передвижная 3-5 Н-1м 5 70 90 20 40 50 100 Проходка стволов этими комплексами может осуществляться как на постоян¬ ных копрах и подъемных машинах, так и на проходческих с закреплением погру¬ зочной машины на центральной подвеске и монорельсе над нижним этажом полка. Комплекс оборудования КС-1м/6,2 предназначен для скорост¬ ной проходки глубоких стволов шахт по параллельной схеме (рис. 6.12) и включает следующее оборудование: двухэтажный полок 1, жестко соединенный с металли¬ ческим щитом 2, стволовая погрузочная машина 3 с передвижной распорной кареткой, створчатая металлическая опалубка 4, подвешенная на канатах к трем лебедкам с централизованным управлением, опорное кольцо 5, подвешенное на цепях к талям, расположенным под верхним этажом полка, большегрузные самоопрокидывающиеся бадьи вместимостью 5,5 м3. Техническая характеристика комплекса оборудования КС-1м/6,2 приведена в табл. 6.8. Комплекс КС-1м/6,2 имеет следующие особенности. Проходческие работы ведутся с применением стационарных подъемных машин. Производитель кость погрузочной машины увеличена благодаря применению грейфера вместимостью 1,25 м3 и самоопрокидывающихся бадей. Для перемещения грейфера применен сдвоенный тельфер, состоящий из двух тельферов общей мощностью 80 л. с. Для ускоренного возведения крепи из монолитного бетона высота створчатой перед¬ вижной опалубки увеличена до 4,5—6 м. Перед взрыванием шпуров подвешенную 273
к распорной каретке погрузочную машину можно быстро поднять вверх. Для прохода бадей в центре распорной каретки имеются два раструба, а для подачи сжатого воздуха на каретке смонтированы пиевмосистема и кольцевой коллектор. Для освещения забоя снизу каретки установлены проходческие светильники «Свет-4» с зеркальной лампой мощностью 300 Вт. Комплекс оборудовани я^ДШП-1 предназначен для скоростной проходки глубоких стволов по параллельно-щитовой схеме. Он состоит из при¬ забойного щита, шестиэтажного проходческого полка, погрузочной машины типа КС-IMA, бескаркасной подвесной секционной опалубки, гидродомкратов опа¬ лубки, опорного кольца—поддона, защитной обоймы, телескопического устройства 274
Таблица 6.8 Техническая характеристика комплексов оборудования для проходки глубоких стволов (свыше 700 м) ~ Параметр KC-Im/6,2 КС-8 КС-9 ДШП-1 Диаметр ствола в свету, м 6,2 6,5—8 7,5-9 5,5 Тип бурильных установок Молоток БУКС-1у2 БУКС-1м Молоток Число бурильных устано- 25—26 2—2 2—4 18—19 вок (машин) Глубина шпуров, м 4,2-4,5 4,5 4,5 4,5—5 Тип погрузочной машины КС-1МА КС-1МА 2КС-1МА КС-1МА Вместимость грейфера, м3 1,25 1,25 2X1,25 1,25 Продолжительность цик- 30-35 30—35 30—35 30—35 ла погрузки одним грейфером, с Производительность по- 90—137 100—120 180—200 100—120 грузочной машины, м8/ч Вместимость бадьи, м8 3-6,5 5—6,5 5—6,5—8,0 4,5 Тип бадьи БПС БПС БПС БПСМ Число бадей 3 3—4 3-4 3 Число подъемных машин 2 2 2 2 Высота передвижной опа- 5 5 5 5,1 лубки, м Производительность во- 20 30—50 30-50 30—50 доотлива, м8/ч Расход сжатого воздуха, 40 42 84 — м3/мин для подачи бетона за опалубку, саморазгружающихся бадей БПСМ, става труб для сжатого воздуха, труб вентиляции. Отличительной особенностью комплекса ДШП-1 является наличие призабой¬ ного щита, подвешенного на направляющих канатах подъемных сосудов, благо¬ даря чему имеется возможность опускать щит независимо от места нахождения полка. Опалубка конструктивно связана с поддоном, имеющим защитную обойму, превышающую рабочую высоту опалубки. Обойма телескопически входит в зазор между призабойным щитом и стенками ствола, перекрывая тем самым обнаженные стенки ствола при перемещении щита вслед за подвиганием забоя. Отрыв опа¬ лубки производится автономными гидродомкратами. Опорное кольцо—поддон подвешено на своих лебедках. Лебедки для подвески опалубки отсутствуют, так как она соединена с опорным кольцом—поддоном. Комплекс оборудования КС-8 (рис. 6.13) предназначен для скоростной проходки стволов диаметром 6,5—8 м и глубиной более 700 м. Он состоит (см. рис. 6.13) из о щогрейфериой погрузочной машины 1 типа КС-1МА, двухэтажного проходческого полка 2, вспомогательного полка с направляющими раструбами, опалубки 3, самэопрокидывающейся бадьи 4, направляющей рамки 5 и бурильной установки типа БУКС-1м. Техническая характеристика комплекса КС-8 приведена в табл. 6.8. Основные отличия комплекса КС-8 — применение высокопроизводительной погрузочной машины КС-1М\ и наличие специального вспомогательного полка, позволяющего частично совмещать во времени работы по установке отдельных расстрелов с проходкой ствола. Комплекс оборудования КС-9 предназначен для проходки стволов диаметром 7,5—9 м и глубиной более 700 м. Он состоит из двухгрейферной погрузочной машины типа 2КС-1МА, проходческого полка, опалубки, бадьи, оборудования для спуска белочной смеси и бурильных установок типа БУКС-1м. Техническая характеристика комплекса КС-9 приведена в табл. 6.8. 275
Основные отличия комплекса КС-9 — это погрузка породы высокопроизво¬ дительной двухгрейферной погрузочной машиной 2КС-1МА, подъем породы в бадьях вместимостью до 8 м8 двумя подъемными установками и бурение шпуров двумя бурильными установками типа БУКС-1м. 6.5. СТВОЛОВЫЕ ПРОХОДЧЕСКИЕ КОМБАЙНОВЫЕ КОМПЛЕКСЫ Практика показывает, что по сравнению с комплексами оборудования, при¬ способленными только для буровзрывного способа проходки стволов, применение стволовых проходческих комплексов с механическим разрушением горных пород позволяет совместить во времени все основные трудоемкие операции по разруше¬ нию забоя, погрузке породы и креплению ствола и в 2—3 раза повысить средние темпы проходки стволов. При этом проходка ствола протекает как непрерывный процесс, не нарушающий массив породы, залегающий вокруг ствола, что позво¬ ляет уменьшить толщину постоянной крепи, резко увеличить производительность труда проходчиков, улучшить санитарно-гигиенические условия их работы и повысить технику безопасности. Для проходки вертикальных стволов шахт комбайнами применяется также совмещенный способ: слабые и средней крепости породы — механическим разру¬ шением, отдельные пласты крепких и весьма крепких пород — буровзрывным способом без выдачи стволового проходческого комбайна на поверхность. Стволовые проходческие буровые комбайновые комплексы типа ПД оснащены резцовым породоразрушающим инструментом и предназначены для проходки стволов глубиной до 1000 м в породах с / ^ 6. Стволовые проходческие комплексы типа СК оснащены резцовьм и шарошеч¬ ным" породоразрушающим инструментом и предназначены для проходки стволов глубиной до 1500 м. Допускается наличие (до 25 %) пород с / > 12 с переходом на отдельных участках на буровзрывной способ проходки. Комбайновый комплекс состоит из комбайна, опалубки, проходческих подъемных сосудов, копра, разгрузочного стайка, лебедок и подъемной установки. Кроме того к оборудованию на поверхности относятся отстойник, компрес¬ сорная, электроустановки, вентиляторы, вспомогательная подъемная машина, заглубленный бетонный завод, монтажная платформа. В стволе расположены ставы вентиляции, бетоновода, сжатого воздуха, цементации (водоотлива), канаты подвески оборудования и кабелей. При проходке стволов комбайновым способом может быть использован как вре¬ менный проходческий копер, так и постоянный башенный железобетонный копер Техническая характеристика стволопроходческих комбайновых комплексов Тип комплекса Диаметр ствола: в свету ПД-2 СК-1у 7 . в проходке ~-о Н1 ->1 00 7,7 Величина заходки, м: по разрушению 1,5 1,3 по креплению . . 3 3,9 Усилие подачи, кН . . . 800 1400 Масса комбайна, т 180 196 Рабочая высота опалубки, м 3 3,9 Отрыв створок от бетона . . . . . Пневмобалло- Гидроцилинд- нами рами Тип поддона . . Спиральный Масса опалубки, т . . . . . 18 22 Подъемный сосуд . . , . . Скипо -клеть Вместимость скипа, ма . . . 2,8 3 Масса подъемного сосуда, т . . . . — 3.46 Стволопроходческий комбайн предназначен для разруше¬ ния и уборки породы, а также перегрузки ее из промежуточных бункеров в подъ¬ емные сосуды. Комбайн состоит из трехэтажного каркаса, на котором смонтированы все основные механизмы и оборудование, исполнительного органа, состоящего из двух дисков с резцами или шарошками для сплошного разрушения породы, привода исполнительного органа, пневмоэлеватора для выдачи породы из забоя в бункер комбайна, скипо-клетевой установки, системы распора комбайна в стволе, 276
пульта управления, телескопических механизмов для наращивания трубопроводов в стволе, опалубки для возведения крепи ствола из монолитного бетона, пневмо- и гидросистем. При глубине ствола до 500 м комбайн подвешивается на одной кабестанной лебедке 2ЛКП-20 по полиспастной схеме, при глубине ствола до 1500 м — на двух лебедках 2ЛКП-20. Порода в забое ствола разрушается планетарным исполнительным органом комбайна с вращающимися дисками, иа которых установлены резцы или шарошки. Разрушенная порода благодаря сферической форме забоя скапливается в центре ствола, откуда засасывается пневмоэлеватором, через систему бункеров перегру¬ жается в скипы скипо-клетевой установки и выдается на поверхность. Корпус комбайна во время разрушения породы неподвижен и распирается шестью гидравлическими домкратами через секторный щит в породу и тремя лыжами в бетонную крепь. Подача электроэнергии к комбайну и связь с поверхностью осуществляются по гибким кабелям, подвешенным в стволе на канатах. С трубопроводом сжатого воздуха комбайн соединяется гибкими шлангами, а с бетоноводами и трубопроводом вентиляции — телескопическими устройствами. Управление комбайном (центрирование и распор, пуск рабочего органа), загрузка бункеров и скипов, отправка скипов, а также контроль за работой всех механизмов осуществляются с пульта, расположеииого иа втором полке комбайна. Комбайн подвешивается на лебедках типа ЛПЭ-45 по полиспастной схеме через гидроуравнительнуго систему, позволяющую обеспечить равное натяжение во всех ветвях канатов. Управление лебедками подвески комбайна централизовано и производится с пульта, находящегося иа поверхности, по команде машиниста комбайна. Секторный щит служит поддоном для опалубки. Опалубка для возведения постоянной бетонной крепи состоит из двух секций. Ока устанавливается иа сек¬ торный щит или подвешивается на трех канатах, идущих от лебедок, расположен¬ ных на поверхности. Отрыв секций опалубки от бетона механизирован и производится шестью гидравлическими домкратами, соединенными с гидросистемой комбайна и управ¬ ляемых с пульта, расположенного на первом полке комбайна. Опалубка имеет спиральный поддон с углом наклона спирали к горизонту, превышающим угол естественного растекания бетона, что обеспечивает качествен¬ ную стыковку бетонных колец друг с другом и исключает необходимость разравни¬ вания и подливки бетона за опалубкой. Центрирование и фиксирование опа¬ лубки в стволе производится по маркшейдерским отвесам шестью горизонталь¬ ными гидродомкратами, встроенными в каркас комбайна. Для механизации наращивания ставов труб (бетоноводы, трубопроводы сжа¬ того воздуха, вентиляции и цементации) в конструкции комбайна предусмотрены две выдвижные телескопические вышки с площадками и навесами, позволяющие поднимать рабочих над комбайном на высоту 8—9 м, производить наращивание трубопроводов и крепление их на анкерах к стейкам ствола. Проходческий подъемный сосуд типа скипо-клети состоит из кабины, пред¬ назначенной для транспортирования людей, инструмента и материалов, и грузо¬ вого сосуда для выдачи горной массы. Кабина и грузовой сосуд смонтированы на общей жесткой раме, имеющей роликовые или втулочные направляющие устрой¬ ства. В качестве проводников для движения подъемных сосудов используются канаты подвески комбайна. Следует отметить универсальность работы породоразрушающего инструмента комбайна, включающей одновременно три процесса: резание, скалывание и раз¬ давливание. Комбайново-буровзрывной комплекс СК-1у позволяет применить смешанный способ проходки ствола — комбайновый и буровзрывной. При проходке ствола по слабым и средней крепости породам разрушение их производится механическим способом, а при проходке ствола по крепким и весьма крепким породам — буровзрывным способом, для чего в металлоконструкции комбайна предусмотрены проемы для пропуска и установки оборудования для погрузки, бурения и транспортировки взрывной породы, что дает возможность быстро перейти на буровзрывной способ.
7. СООРУЖЕНИЕ ВЕРТИКАЛЬНЫХ СТВОЛОВ В решении проблемы сокращения продолжительности строительства и рекон¬ струкции горнодобывающих предприятий важная роль принадлежит совершен¬ ствованию техники и технологии сооружения вертикальных стволов, на которое затрачивается от 40 до 50 % общего времени и от 15 до 25 % стоимости строитель¬ ства шахты. При сооружении вертикального ствола выпол¬ няют следующие этапы работ: оснащение поверхности и проходку технологической части ствола (включая устье), оснащение и проходку ствола, переоборудование ствола для проведения сопряжений и приствольных камер, проведение сопряжений и приствольных камер, переоборудование ствола для армирования, армирование, прокладку трубопроводов и кабелей, переоборудова¬ ние ствола для проведения горизонтальных и наклонных выработок. Независимости от условий проходки ствола и его назначения число, длитель¬ ность и трудоемкость этапов работ могут изменяться. Определяющим характер сооружения ствола в целом является принятый способ проходки. При этом выделяются три основные технологии сооружения стволов при проходке: обычным способом (с помощью буровзрывных работ), комбайнами; специальными способами (бурение, тампонаж, замораживание, водопонижен ие и др.). В каждом этапе сооружения ствола в свою очередь выделяются характерные признаки, расширяющие и углубляющие классификацию. Для конкретных условий строительства шахты должно быть выбрано такое сочетание технических решений (способ проходки, оборудование, технология и организация работ по этапам), которое удовлетворяло бы принятым критериям оптимальности. Задача выбора оптимальных параметров сооружения вертикальных стволов должна решаться методами экономико-математического моделирования с исполь¬ зованием ЭВМ. 7.1. ОСНАЩЕНИЕ ПРОХОДКИ ВЕРТИКАЛЬНЫХ СТВОЛОВ Под оснащением проходки стволов понимают комплекс проходческого обору¬ дования в стволе, а также зданий, сооружений и оборудования иа поверх: ости шахты, обеспечивающих ведение проходческих и монтажных работ по сооружению подземной части стволов. К оборудованию, входящему в состав оснащения поверхности проходки стволов и используемому в период проходки и армирования стволов, относится: подъемное (подъемные машины и проходческие лебедки); энергетическое и электротехническое (компрессорные станции, котельные, вентиляторные и калориферные установки, электроподстан- ции, высоковольтные распредустройства); производственно-технологическое (оборудование бе¬ тонных узлов, станций очистки шахтных вод, станций технического обслуживания бурильных и породопогрузочных машин, козловые и башенные краны, краибалки и тельферы). Для оснащения поверхности проходки стволов может использоваться обору¬ дование, входящее в состав постоянного комплекса шахты, временное в передвиж¬ ном или стационарном исполнении. Из передвижного проходческого оборудования для оснащения поверхности проходки стволов рекомендуется применять подъемные машины, проходческие лебедки, компрессорные станции, котельные и вентиляторные установки, электро¬ подстанции, высоковольтные распредустройства, а также здания и сооружения из элементов блочно-контейнерного типа: АБК., станции технического обслуживания 278
бурильного оборудования, здания приготовления патронов-боевиков, резервуары противопожарного запаса воды, отстойники шахтных вод. * Из постоянных зданий и сооружений для оснащения проходки стволов могут использоваться башенные железобетонные и металлические копры, частотно АБК, столовая, резервуары противопожарного запаса воды, электроподстанция, пло¬ щадка с козловым краном для открытого хранения оборудования, закрытые складские помещения, насосная станция для хозфекальных стоков, автомобиль¬ ные дороги и сети водопровода, канализации, сжатого воздуха, энергоснабжения, теплоснабжения. В случае отсутствия для оснащения проходки стволов отдельных видов пе¬ редвижного проходческого оборудования, постоянных зданий и сооружений могут применяться временные оборудование и инвентарные здания и соору¬ жения: проходческие копры, компрессорные, котельные, вентиляторные и калориферные установки, АБК, складские помещения, электроподстанции и др. Рациональное сочетание передвижного проходческого оборудования и по¬ стоянных зданий и сооружений определяется технико-экономическими расчетами. При этом основными критериями для оценки эффективности технических решений по оснащению проходки стволов следует считать: обеспечение минимальной про¬ должительности, трудоемкости и стоимости работ по оснащению, создание возмож¬ ностей для использования без существенных переделок оснащения проходки для армирования стволов, проведения сопряжений и камер, переоснащения стволов в минимальные сроки для проведения горизонтальных и наклонных горных выра¬ боток, обеспечения высокой производительности подъемных установок по выдаче горной массы во втором периоде строительства шахты. При размещении в поперечном сечении ствола выбранного проходческого оборудования следует соблюдать следующие условия: это оборудование должно обеспечить максимальные темпы проходки ствола, создавать удобства его эксплуа¬ тации и обеспечивать переход с минимальными затратами времени к армированию ствола, навеске постоянных трубопроводов, кабелей, постоянных сосудов, мон¬ тажу загрузочных и обменных устройств; бадьи подъемных установок располагать по возможности ближе к центру ствола, обеспечивая возможности для перемещения проходчиков по периметру ствола на рабочем полке и лучшую организацию по¬ грузки породы в забое ствола; расстояние между бадьями должно учитывать возможность для размещения подвески породопогрузочного комплекса с механи¬ зированным вождением грейфера по забою; зазор между движущимися бадьями и выступающими частями хомутов трубопроводов должен быть не менее 400 мм, а зазор между стенками раструба проходческого полка и выступающими частями движущейся направляющей рамки бадьи должен быть не менее 100 мм; проход¬ ческие бадьи, трубопроводы ]д1 другое оборудование следует располагать так, чтобы они могли быть использованы и не мешали армированию ствола; трубы всех назначений подвешивать к стейкам ствола при последовательном выполнении работ по проходке и армированию ствола или к расстрелам при одновременных проходке и'армировании ствола, обеспечивая'возможности их осмотра и проведе¬ ния мелкого ремонта с бадей, а также по возможности располагать все трубы в одном месте ствола; спасательную лестницу располагать ближе к крепи ствола; кабели взрывания, сигнализации, освещения и телефонной связи подвешивать на отдельных канатах для удобства их эксплуатации (возможно подвешивание и на одном канате кабелей освещения, сигнализации и телефонной связи, при этом необходимо соблюдать требования ПБ § 415); по оси ствола оставлять свободное пространство диаметром 200—300 мм, огражденное раструбом для пропуска центрального отвеса; секционную опалубку подвешивать на направляющих канатах, отводимых на полке посредством отклоняющих шкивов. Размещение проходческого оборудования в стволе должно обеспечивать: удобство и устойчивость подвес-того полка и опалубки, а также рациональное размещение вокруг ствола подъемных машин, проход¬ ческих лебедок и других необходимых зданий и сооружений; соответствие кон¬ струкций подвесного полка, нулевой рамы, разгрузочного станка, подшкивной площадки условиям прочности, крупноблочного монтажа и безопасности работ. Размещение проходческого оборудования в поперечном сечении центральных и фланговых стволов показано на рис. 7.1 и 7.2. 279
Рис. 7.1. Размещение проходческого оборудования в сечении вспомогательного ствола: 1 — трубопровод сжатого воздуха; 2 — канат для подвески полка; 3 — бадья для тех¬ нологического отхода; 4 — трубопровод вентиляции; 5 — трубопровод водоотлива; 6 и 9 — трубопровод подачи бетонной смеси; 7 — канат подвески полка; 8 — направля¬ ющий канат (канат подвески опалубки); 10 — бадья вместимостью 5 м3; 11 — спаса¬ тельная лестница При расположении оборудования, зданий и сооружений, входящих в комплекс оснащения поверхности, следует руководствоваться требованиями: временное оборудование, здания и сооружения не должны размещаться на местах, отведенных по генеральному плану под постоянные здания, сооружения и инженерные коммуникации; временные АБК следует размещать в стороне от дороги, ведущей на отвал породы, но поблизости от ствола, соединяя их утепленными галереями (перехо¬ дами) с копрами; электроподстанции следует располагать вблизи от основных потребителей электроэнергии (подъемных машин, компрессорных станций); при использовании для обеспечения сжатым воздухом компрессоров с низко¬ вольтными двигателями устанавливать трансформаторы для преобразования электроэнергии непосредственно возле компрессорных станций; временные здания и сооружения должны обеспечивать проезды вокруг копра (шириной не менее 15 м) для большегрузных автомобилей во время проходки ствола и создавать нормальные условия для откатки грузов на поверхности во втором периоде строительства шахты; 280
расположение зданий и сооружений вокруг ствола должно обеспечивать возможность использования соответствующей техники для очистки территории промплощадки от снега и от просыпающейся породы около течек разгрузочного станка; котельная н склад ГСМ должны располагаться с учетом розы ветров; при использовании передвижных подъемных машин для проходки верхней части ствола их следует размещать впереди стационарных (временных или по¬ стоянных) подъемных машин; станции технического обслуживания бурильного оборудования располагать против проемов в копре для подачи к стволу бурильных установок, обеспечивая их транспортировку одним видом транспорта (тельферная или узкоколейная дорога); расстояние между передвижным оборудованием должно обеспечивать его нормальную эксплуатацию; длина струны каната, углы девиации подъемных машин и лебедок не должны превышать норм, установленных правилами безопасности; под течками разгрузочного станка должно предусматриваться железобетонное покрытие площадью не менее 25 ма. Рис. 7.2. Размещение проходческого оборудования в сечеиии вентиляционного ствола: 1 — трубопровод вентиляции; 2 — канат для подвески полка; 3 — канат для подвески кабеля взрывания; 4 — спасательная лестница; 5 — бадья БПСМ-3,0; 6 — направля¬ ющий канат (канат подвески опалубки); 7 — трубопровод сжатого воздуха; 8 — канат подвески группы кабелей; 9 — бетонопровод 28]
w n . / £ Рис. 7.3. Расположение оборудования, зданий и сооружений на поверхности при сооружении вспомогательного ствола: 1 — здание подъемной машины; 2 — компрессорная; 3 —башенный железобетонный копер; 4 — здание ЕУКСа; S — здание замораживающей стзнции; 6 — здание для за¬ рядки патронов-боевиков; 7 — электроподстанция; 8 — котельная; 9 — АБК на 250 чел.; 10 — мехмастерская; 11 — навес; 12 — иловые площадки; 13 — резервуар; 14 — фекаль¬ ный резервуар; 15 — отстойник шахтных вод; 16 — резервуар противопожарного запаса воды; П — резервуар; 18 — склад угля; 19 — градирня; 20 — молоточная; 21 — венти¬ ляторная установка; 21 — передвижная подъемная машина Примеры расположения оборудования, зданий и сооружений при оснащении вспомогательного и флангового стволов показаны иа рис. 7.3 и 7.4. Оснащение поверхности проходки стволов оказывает существенное влияние не только на технико-экономические показатели сооружения стволов, но и на строительство шахты в целом. Объясняется это тем, что оснащение проходки ство¬ лов в значительной мерс определяет последовательность выполнения основных строительных, проходческих работ и ритмичность всего хода строительства шахты. Оснащение поверхности проходки стволов характеризуется многими призна¬ ками. Одиако наиболее важными следует считать характеристику подъемного комплекса, используемого для проходки стволов, в частности копра и подъемных машин. Для центральных стволов с башенными копрами возможны следующие схемы оснащения Схема оснащения с использованием постоянного железобетонного башенного копра и передвижных подъемных установок. Технологическая последовательность работ по сооружению ствола по этой схеме следующая. После выполнения перво¬ очередных работ по подготовке промышленной площадки к строительству возво¬ дится постоянный железобетонный башенный копер, монтируется проходческое оборудование в копре,’ на'поверхности, монтируются передвижные подъемные машины и другое проходческое оборудование, с помощью которого осуществляется проходка ствола и армирование. В период проходки ствола заканчиваются строи¬ тельные работы в башенном копре и монтируются многоканатные подъемные машины. Проведение горизонтальных и наклонных горных выработок осуществля¬ ется с использованием постоянных подъемных комплексов. По факторам «стоимость оснащения» и «продолжительность сооружения ствола» эта схема наиболее эффективна по сравнению с другими. 282
Преимуществом этой схемы является использование постоянного башенного копра вместо временного, изготовление и монтаж которого трудоемки. Недостатком схемы является невозможность по условиям безопасности мон¬ тажа проходческого оборудования в зоне действия крана, используемого для подачи материала, при возведении башенного копра. Однако этот недостаток практически сводится на нет при использовании комплекса передвижного про¬ ходческого оборудования, требующего незначительных затрат времени на монтаж. Схема оснащения с использованием постоянного железобетонного башен¬ ного копра и временных подъемных машин стационарной установки. Технологи¬ ческая последовательность работ по сооружению ствола соответствует технологи¬ ческой последовательности работ по предыдущей схеме. По факторам «стоимость оснащения» и «продолжительность сооружения ствола» эта схема уступает преды¬ дущей, так как сооружение подъе.мной машины стационарной установки после возведения башенного копра требует больших затрат времени (машина находится в опасной зоне, если ее сооружать при возведении башенного копра). Схема оснащения с использованием постоянного железобетонного башен¬ ного копра и миогоканатных подъемных машин. По этой схеме работы по оснащению начинаются с возведения башенного копра. После возведения башен¬ ного копра монтируются многоканатные подъемные машины с комплектом обору¬ дования, позволяющим использовать их в качестве одноконцевых для проходки ствола. Параллельно с монтажом многоканатных подъемных машин в копре мон- Рис. 7.4. Расположение оборудования, зданий и сооружений на поверхности при сооружении флангового ствола: I - здание подъемной машины; 2 — здание ЕУКСа; 3 — передвижная компрессорная; 4 — АБК на 125 чел.; 5 — котельная; 6 — здание для приготовления цементного рас¬ твора; 7 — вентиляторная установка; 8 — склад угля; 9 — градирня; 10 — резервуар; II — резервуар с насосной; 12 — отстойник шахтных вод; 13 — фекальный резервуар; 14 — приствольный бетонно-растворный узел (БРУ); 15 — здание для зарядки патронов- боевиков; 16 — передвижная подъемная машина 283
тируется проходческое оборудование (подшкивные площадки, разгрузочные станки, нулевые рамы и т. д.), а иа поверхности — передвижные проходческие установки и другое оборудование. С использованием передвижных подъемных установок проходятся технологический отход и верхняя часть ствола. После пуска в работу в проходческом режиме многоканатных подъемных машин основная часть ствола проходится с их использованием. После проходки ствола, приствольных камер и сопряжений, армирования на многоканатных подъемных машинах демон¬ тируются узлы, используемые при проходке, производится наладка многоканат¬ ных подъемных машин для работы в проектном режиме. По факторам «стоимость оснащения» и «продолжительность сооружения ствола» эта схема соответствует первой схеме. Недостатками схемы являются необходимость в процессе проходки ствола перехода на работу с одних подъемных установок на другие, переналадки много¬ канатных подъемных машин после проходки ствола и некоторый износ постоян¬ ных подъемных машин, используемых- при проходке ствола. Преимущество схемы — минимальные затраты времени на сооружение ствола. По этому фак¬ тору схема соответствует схеме оснащения с использованием передвижных подъ¬ емных установок. Схемы оснащения с использованием постоянного металлического башенного копра и передвижных подъемных установок или временных подъемных машин стационарной установки. По этим схемам после выполнения первоочередных работ по подготовке промплощадки над стволом монтируются постоянный метал¬ лический башенный копер, затем проходческое оборудование в башениом копре и оборудование, расположенное вокруг копра, включая подъемные машины, с использованием которых осуществляется проходка ствола. Во время проходки ствола производится монтаж многоканатных подъемных- машин. Существенным недостатком этих схем является большая длительность оснащения. Это вызывается сложностью организации в сжатые сроки разработки рабочих чертежей копра, их деталировки, изготовления на заводе и монтажа на строительной площадке металлоконструкций башенного копра в начальной фазе строительства. Особенно удлиняются сроки оснащения при использовании для проходки подъемных ма¬ шин стационарной установки. Схема оснащения с использованием постоянного металлического башенного копра н многоканатных подъемных машин. По этой схеме, как и по предыдущим, работы по оснащению начинаются с возведения над стволом постоянного метал¬ лического башенного копра. После его возведения монтируются многоканатные подъемные машины с комплектом оборудования, позволяющим использовать их для проходки ствола, и проходческое оборудование в копре. Во время монтажа многоканатных подъемных машин может быть сделан технологический отход и пройдена верхняя часть ствола при использовании в этот период передвижных подъемных установок. Схеме присущи те же не¬ достатки, что и предыдущим схемам. Схемы оснащения с использованием временного проходческого копра и вре¬ менных передвижных подъемных машин или временных подъемных машин ста¬ ционарной установки. По этим схемам оснащения на промышленной площадке сооружается проходческий копер, монтируются временные передвижные подъем¬ ные машины или временные подъемные машины стационарной установки и со¬ оружается комплекс временных и постоянных зданий, используемых для про¬ ходки ствола. После проходки, если на стволе предусмотрен в качестве постоян¬ ного железобетонный башенный копер, возводится копер и монтируются много¬ канатные подъемные машины. Армирование ствола по этой схеме целесообразно производить во время монтажа многоканатных подъемных машин. После выполне¬ ния этих работ навешиваются подъемные сосуда, монтируются обменные устройст¬ ва и начинается проведение горизонтальных и наклонных горных выработок. Существенным недостатком этих схем является большая длительность соору¬ жения ствола, особенно для схемы с использованием временных подъемных ма¬ шин стационарной установки. По фактору «стоимость оснащения» эти схемы также не эффективны. Схемы могут применяться только в условиях, не допуска¬ ющих использование башенного копра для проходки ствола, например, для случаев проходки ствола специальным способом с замораживанием обводненных пород. 284
Если в качестве постоянного предусматривается металлический башенный копер, то возможен вариант сооружения копра в стороне от ствола во время вроходки ствола с последующей его надвижкой в проектное положение. Для стволов, на которых в качестве постоянных предусматриваются железо¬ бетонные башенные копры, как более эффективная может быть рекомендована схема оснащения с использованием постоянного башенного копра и временных передвижных подъемных машин, а для стволов, на которых предусматриваются металлические башеиные копры, — схема оснащения с использованием времен¬ ного проходческого копра и передвижных подъемных машин с надвижкой ба¬ шенного копра после проходки ствола. На фланговых и центральных стволах, оборудуемых на период эксплуатации металлическими копрами и подъемными машинами наземной установки, могут применяться следующие схемы оснащения. Схема оснащения с использованием постоянного металлического копра и постоянной подъемной машины (машин). По этой схеме оснащения в подгото¬ вительном периоде сооружаются постоянный металлический копер, постоянная подъемная машина (машины), монтируются на копре металлоконструкции и обо¬ рудование, используемые для проходки ствола (подшкивиые площадки с комплек¬ тами шкивов, разгрузочный станок, нулевая рама, оборудование для открыва¬ ния ляд и др.). После проходки ствола копер и подъемная машина переобору¬ дуются для работы во втором периоде по постоянной схеме. Указанная схема требует при проектировании копра учитывать нагрузки от подвесного проходческого оборудования, которые, как правило, в 1,5— 2 раза превышают эксплуатационные. Следует иметь в виду, что использование постоянных машин эффективно только в том случае, если они по производитель¬ ности могут обеспечить высокие скорости проходки ствола, проведения горизон¬ тальных и наклонных горных выработок. Кроме того, применение этой схемы требует к началу ведения работ по осна¬ щению запроектировать копер, выполнить деталировочные чертежи и изготовить металлоконструкции копра. Так как это сопряжено с определенными трудностями, схема имеет ограниченное применение. Схема оснащения с использованием постоянного металлического копра и вре¬ менных передвижных подъемных машин. Схема может применяться при условии, если к началу проходки ствола отсутствуют постоянные подъемные машины или они по своей технической характеристике не могут обеспечить заданные темпы проходки ствола. Технологическая последовательность работ по сооружению ствола при этой схеме соответствует технологической последовательности предыдущей схемы. В период проходки ствола сооружается постоянная подъемная машина. Про¬ должительность оснащения при этой схеме несколько меньше, а стоимость больше, чем при предыдущей схеме. Схема оснащения с использованием постоянного металлического копра н вре¬ менных подъемных машин стационарной установки. По этой схеме в подготовительном периоде сооружаются постоянный метал¬ лический копер, временные подъемные машины стационарной установки, мон¬ тируются проходческие металлоконструкции. Схема может применяться в случае отсутствия к началу проходки постоян¬ ных или временных передвижных подъемных машин, а также в том случае, если они по технической характеристике не удовлетворяют условиям проходки. Этой схеме присущи недостатки схемы с использованием постоянного копра и постоянных подъемных машин. Кроме того, по фактору «стоимость оснащения» она уступает и схеме с использованием передвижных подъемных машин. Схема оснащения с использованием временного проходческого копра н вре¬ менных подъемных машин. По этой схеме в подготовительном периоде над стволом сооружается времен¬ ный проходческий копер, монтируются передвижные проходческие подъемные машины н комплекс другого передвижного оборудования, используемого при проходке ствола. Во время проходки ствола в стороне от ствола монтируется постоянный металлический копер, который после проходки методом надвижки устанавливается в проектное положение. К этому моменту постоянные подъем¬ ные машины смонтированы. Проведение горизонтальных и наклонных горных 285
Месяцы Наименование работ 10 11 12 13 1У 15 Подготовка площадки к строительству(ав- товороги, внеллощавочные сети, планировка,Т ... копер Устройство шейки ответ и фундамента тора Сооружение фундаментов дм Мух повъемныхмашин возведение Пашенного копра монтаж металлоконструкций в копре Сооружение стационарных подъемных маши/Г 'монтаек передвижной подъемной машины монтаж передвижных проходческих леведтГ монтаж вентиляционной установки строительство и монтаж компрессорной Строительство и монтаж званий: ВУкСа, мехмастерскай, телырерной вороги Строительство вон Строительство и монтаж котельной- Строительство и монтаж бетонно-растворного узла Строительство звания Уля зарядки патронов- " ~ Ж Тсоружение очистных сооружений Прокладка сетей электроснабжения Проплавка сетей теплаьрикации Прокладка, сетей канализации, отвода шахт¬ ных-вод, водопровода и сжатого воздуха Прокладка сетей наружного освещения и телефонной связи Технологический отход Монтаж заданного одорирования и налавкаГ Рис. 7.5. График оснащения для проходки вспомогательного ствола выработок осуществляется с постоянных подъемных установок. Если по произво¬ дительности постоянные подъемные установки ие могут обеспечить проведение горных выработок в установленные сроки, то проведение нх осуществляется С временного копра и временных подъемных машин. Переход на постоянные подъемные установки в этом случае производится перед сдачей шахты в эксплуа¬ тацию. С массовым применением крупноблочных проходческих копров и передвиж¬ ных подъемных машин большой грузоподъемности (МПП-17,5) схема будет иметь наибольшее распространение, как имеющая преимущества перед другими. Схема оснащения с использованием временного проходческого копра и по¬ стоянных подъемных машин. Схема может быть использована, если имеются в на¬ личии постоянные подъемные машины, которые по своей характеристике удов¬ летворяют условиям проходки. Технологическая последовательность работ по сооружению ствола по этой схеме следующая. В подготовительном периоде сооружаются временный проход¬ ческий копер и постоянные подъемные машины. Во время проходки ствола в стороне от него монтируется постоянный копер, который после проходки ствола методом надвижки устанавливается в проектное положение. Проведение горизонтальных и наклонных горных выработок осуществ¬ ляется с постоянных подъемных установок. В практике шахтного строительства часто на фланговых стволах временные проходческие копры оставляют на период эксплуатации. В этом случае схему оснащения следует рассматривать как схему с постоянным металлическим копром. По фактору «продолжительность сооружения ствола» эта схема уступает предыдущей. Схема оснащения с использованием временного проходческого копра н вре¬ менных подъемных машин стационарной установки. Технологическая последо¬ 286
вательность работ по этой схеме соответствует схеме с применением временного кспра и передвижных подъемных машин, уступая ей по факторам «продолжи¬ тельность сооружения ствола» и «стоимость оснащения». Для оснащения фланговых и центральных стволов, оборудуемых на период эксплуатации металлическими копрами с подъемными машинами наземной установки, наиболее эффективными следует считать схемы с использованием временных проходческих копров и временных передвижных подъемных уста¬ новок и схему с использованием постоянного копра и временных передвиж¬ ных подъемных установок. Оснащение проходки ствола требует выполнения на промышленной пло¬ щадке шахты сложного комплекса разнохарактерных работ (строительных, горных, монтажных и специальных). В практике шахтного строительства осна¬ щение центральных стволов занимает в среднем 20—24 мес, фланговых — 12— 16 мес. Технические решения по оснащению проходки стволов, разработанные в пос¬ ледние годы в сочетании с прогрессивными методами поточной организации строи¬ тельного производства на строительной площадке, позволяют резко сократить продолжительность оснащения и довести ее на центральных стволах до 10— 12 мес, на фланговых —до 5—6 мес. На рис. 7.5 приведен график выполнения строительно-монтажных работ для оснащения проходки вспомогательного ствола. 7.2. СООРУЖЕНИЕ УСТЬЕВ ВЕРТИКАЛЬНЫХ СТВОЛОВ И ТЕХНОЛОГИЧЕСКИХ ОТХОДОВ 7.2.1. Объемно-планировочные и конструктивные решения Объемио-планировочные и конструктивные решения устьев вертикальных стволов принимаются исходя из опыта их сооружения в аналогичных горно¬ геологических и гидрогеологических условиях, применения передовой техноло¬ гии и организации работ, обеспечивающих дальнейшую их эксплуатацию в те¬ чение проектного срока службы. Инженерные изыскания для проектирования и сооружения устьев стволов выполняются в соответствии с требованиями СНиПа. Выбор места размещения устья ствола производится во взаимной увязке с генеральным планом и расположением горных выработок. Устьем вертикального ствола называют его верхнюю часть, непосредственно примыкающую к земной поверхности. Оголовком называют сопряжение устья с земной поверхностью. При расположении устьев стволов санитарно-защитные зоны следует пре¬ дусматривать в соответствии с санитарными нормами проектирования промышлен¬ ных предприятий. Вертикальные стволы проектируются, как правило, круглого поперечного сечения. Глубина устьев стволов определяется расчетом исходя из конкретных горно¬ геологических условий. В целях предохранения ствола от подтопления поверхностными водами устье возводят на 200 мм выше земной поверхности. Устье в зависимости от назначения ствола может служить фундаментом для станка копра и колонн надшахтного здания, опорой для подвески времен¬ ной крепи н проходческого оборудования при проходке технологических участ¬ ков, для размещения проемов вентиляционных, калориферных, каналов и водо¬ отливных труб, кабелей и труб под сжатый воздух. 7.2.2. Конструкции устьев стволов Конструкция устьев определяется назначением, величиной вертикальных нагрузок, условиями залегания и физико-механическими свойствами горных пород, материалом крепи, способом ведения работ. 287
Крепь устьев стволов проектируется из монолитного бетона или железо¬ бетона, металлических или железобетонных тюбингов. Конструкции крепи устьев стволов в зависимости от действующих нагрузок, размеров проемов каналов, а также диаметров стволов проектируют одноступенчатыми с плоским или кони¬ ческим основанием (рис. 7.6, а, б), одновенцовые с двухконическим основанием (рис. 7.6, е), двухвенцовые'с плоским и коническим основаниями (рис. 7.6, г), одноступенчато-венцовые с плоским и двухконическим венцом (рис. 7.6, д), одноступенчато-венцовые с коническим основанием ступени и двухконическим венцом (рис. 7.6, е), одноступенчато-венцовые с коническим основанием ступени и двухвенцовые с коническим и плоским основаниями (рис. 7.6, ж), двухвен- цовые с двухконическим основанием (рис. 7.6, з). В последние годы находят применение конические (воронкообразные) кон¬ струкции устьев вертикальных стволов (рис. 7.6, и). Расчет крепи устьев стволов следует производить на действие вертикальных и горизонтальных давлений (нагрузок) согласно СНиП 11-94-80. Расчетная вертикальная нагрузка РР (кН), действующая иа крепь устья, ;>i pl = n%P4 + Qy, (7.1) 1 — 1 i> 1 где п = 1,4 — коэффициент перегрузки; Рвг — сумма вертикальных дав- i=i лений, передаваемых опорами горнотехнических сооружений, расположенных на поверхности вблизи ствола, на крепь устья ствола, кН; Qy — собственный вес крепи устья, кН. Расчетное горизонтальное (радиальное) давление пород (кПа) на крепь устья ствола в малосвязных и глинистых породах наносов : nk Уо tg (45 — <р/2) 'F— 1 [l r0+Hig (45 — ф/2)] +/V}> (7-2) 288
где п— 1,3 — коэффициент перегрузки; ку — коэффициент, принимаемый рав¬ ным 1,7 при расстоянии от проемов в крепи более 20 м и 2,9—-при расстоя¬ нии менее 20 м; гп — радиус ствола в свету, м; ф — угол внутреннего трепня наносов, градус; '¥ — безразмерный коэффициент, определяемый .из выражения Т — 2 tg ф tg (45° + ф/2), (7.3) где Н — глубина рассматриваемого участка от поверхности, м; Ру — наиболь¬ шая суммарная дополнительная нагрузка от зданий и сооружений, расположен¬ ных на поверхности вблизи ствола (определяется графически как максимальная при суммировании эпюр нагрузок от каждого из зданий (сооружений), располо¬ женных на поверхности с одной стороны от ствола на расстоянии от его контура не более 5г0), кПа. Нагрузки от зданий (сооружений), отстоящих от контура ствола на расстоя¬ нии более 5гп, не учитываются ввиду их малой значимости. Эпюра нагрузки от каждого здания (сооружения) строится исходя из величины наибольшего значения этой нагрузки (кПа), определяемой по формуле п 2Qi (/"о —h) "ф* X X libi (2г0-j- li - r° 1 > — Ф/2) J w X r„ + H tg (45 — ф/2) X tg2(450~9/2), (7.4) де Qi — вес здания (сооружения), кН; li — расстояние от контура се¬ чения ствола до наиболее удаленной_ точки по длине здания (сооруже¬ ния), м; bi — тангенциальный размер (по ширине) здания (сооружения), м. Максимальная нагрузка от группы зданий (сооружений) Рф шах = Рф1 cos2 6+Рф2 cos2 (0—02)+ + ... + 7Vcos2(e-Gn), (7.5) где Рф, 1, п—нагрузка от здания (сооружения), кПа; 0 — угол (рис. 7.7), заключенный между радиусом, проходящим через центр тяжести здания (соору¬ жения) № 1, и линией приложения максимальной суммарной нагрузки, градус: Рис. 7.7. Схема к расчету нагрузок от зданий (сооружений), расположен¬ ных на поверхности вблизи ствола = 0,5 arctg ^ Рфг sin 20г 4=2 , Рфг Ч" Рф1 COS 20г (=2 (7-6) где Qi — угол, заключенный между радиусами, проходящими через центры тяжести зданий (сооружений) № 1 и № 2, градус. Начало отсчета угла помещается по радиусу, проходящему через центр тяжести здания (сооружения) № 1. Плотность породы (грунта), кН/м3, определяется из выражения V = Pmg, (7.7) где pm — средняя плотность пород (грунта), т/м3; g—ускорение силы тяже¬ сти, м/с2. 7.2.3. Проемы в крепи устьев стволов При наличии в устье ствола проемов для примыкания каналов земляные работы часто выполняют экскаваторами. При глубине заложения примыкания вентиляционного канала 12—16 м котлован обнажает крепь устья ствола почти с трех сторон. Это приводит к одностороннему давлению грунта на крепь, что может вызвать ее деформацию. Поэтому на ряде стволов с глубоким заложением Ю П/р В. В. Белого 289
Таблица 7.1 Характеристика проемов в крепи устьев стволов Проемы Площадь поперечного сечения, м Верхняя отметка проема от верхней отметки устья, м Выбор площади сечения каналов Вентиляционные 4—20 3—7 В зависимости от коли¬ чества проходимого воз¬ духа Калориферные 2—8 1,5—6 В зависимости от количе¬ ства подаваемого подогре¬ того воздуха_| Для водоотливных труб 1,5—4 2—3 В зависимости от числа и диаметра водоотливных труб Для труб сжатого воз¬ духа 1—1,5 2—3 В зависимости от числа ставов iijix диаметров Для электрокабелей и кабелей связи 0,8—1 1—2 В зависимости от разме¬ ров кабеля примыкания каналов разрабатывают общий котлован под устье и каналы. Ра¬ боты по подъему и перемещение материалов (бетон, арматура, опалубка и др.) выполняются башенными, гусеничными или пневмоколесиыми кранами. При проектировании вентиляционных и калориферных каналов в устье ствола нижняя отметка их диа располагается на 1000 мм выше опорного венца. Сопряжение вентиляционного или калориферного канала со стволом проек¬ тируется под углом с плавным переходом. При нагнетательной схеме проветрива¬ ния калориферные каналы, как правило, совмещают с вентиляционными. В месте сопряжения ствола и подводящего кабельного канала (траншеи), в случае отсутствия соответствующего свободного помещения в надшахтном зда¬ нии, должен быть предусмотрен кабельный колодец с входным люком. Сопряжение дна кабельного канала с внутренней поверхностью крепи устья ствола производится по кривой, радиус которой должен быть не менее чем в 25 раз больше диаметра самого крупного из прокладываемых кабелей. В местах примыкания каналов к устьям стволов предусматриваются пре¬ дохранительные ограждения. Над лестничными отделениями верхних отметок устьев устраиваются ме¬ таллические ляды, а над вентиляционными отделениями — металлические ре¬ шетки или герметичное перекрытие из несгораемых материалов. Характеристика проемов в крепи устьев стволов приведена в табл. 7.1. 7.2.4. Проходка устьев вертикальных стволов и технологического отхода Проходка устьев стволов относится к сложным инженерным работам, обычно выполняемым в наносных, слабых неустойчивых, а часто и в обводненных по¬ родах. Низкие скорости проходки устьев отрицательно влияют на календарные скорости сооружения стволов. Участок технологического отхода для размещения проходческого оборудования совпадает в пространстве с устьем ствола, но часто бывает значительно глубже. В зависимости от выбранных схемы проходки ствола и комплекса забойного оборудования глубина технологического отхода прини¬ мается равной: 290
при совмещенной схеме проходки и использовании породопогрузочных ма¬ шин с механическим вождением не менее 30 м; при параллельно-щитовой схеме и наборе соответствующего комплекса проходческого оборудования 70 м. Проходка устьев при благоприятной гидрогеологической характеристике пород в толще наносов на участках сооружения стволов осуществляется обычным способом по двум схемам оснащения: с применением передвижного проходческого оборудования, предназначен¬ ного для проходки устья ствола и технологического отхода; с применением проходческого оборудования, используемого для проходки основной части ствола. Выбор технологической схемы проходки устья зависит от принятой техноло¬ гической схемы сооружения ствола, горно-геологических и гидрогеологических условий, наличия проемов, материала крепи. Проходка устьев стволов с применением передвижного проходческого обо¬ рудования может выполняться по совмещенной или последова¬ тельной технологическим схемам. При последовательной технологической схеме проходки устья ствола выемка породы и временное крепление производятся заходками при неустойчивых по¬ родах или на всю глубину — при устойчивых породах. Постоянная крепь возво¬ дится снизу вверх (рис. 7-8). Применяемое оборудование: краны К-161, МКП-25, УБ-266 (ГДР), ПК-1; агрегаты ПА-2, ППА-2, ПАШ-100; комплексы КПШ-2, КПШ-3, КС-14; экска¬ ватор ЭШ-1514 и передвижное проходческое оборудование, разработанное Дон- гипрооргшахтостроем, а также навесные грейферы от комплексов «Темп-1» и «Темп-2». Порода может разрабатываться экскаватором (рис. 7.9), отбойными молот¬ ками или буровзрывным способом. Последовательная технологическая схема используется в случае глубокого заложения примыкания вентиляционного канала (12—16 м). В этом случае нередко разрабатывается общий котлован под устье и каналы экскаваторами, а транспортировка грунта в отвал производится автосамосвалами. Материалы и оборудование спускаются и перемещаются башенным, гусеничным или пневмо- колесным кранами. После возведения крепи устья и примыкающих к ней частей каналов производится обратная засыпка грунта. Во избежание деформации крепи устья засыпка производится равномерно со всех сторон. Достоинство технологической схемы: небольшой объем подготовительных работ. Недостатки: низкие технико-экономические показатели, большая трудоем¬ кость работ, высокая стоимость проходки устья, в слабых водонасыщенных породах временную металлическую крепь часто оставляют за бетоном, так как извлечь ее и железобетонную затяжку невозможно, что приводит к увеличению стоимости 1 м устья. При совмещенной технологической схеме проходки ствола выемка породы и крепление монолитным бетоном производятся‘"сверху вниз с использованием призабойной металлической опалубки или с навеской железобетонных (чугун¬ ных) тюбингов (рис. 7.10). Оборудование применяется такое же, как и при последовательной техноло¬ гической схеме. Достоинства схемы: небольшой объем подготовительных работ, низкие тру¬ доемкость и стоимость проходки устья по сравнению с последовательной техно¬ логической схемой проходки. Недостаток: большие затраты времени и средств на переоснащение для про¬ ходки основной части ствола. Проходка устьев стволов с применением проходческого оборудования, исполь¬ зуемого для проходки основной части ствола, может выполняться по следующим технологическим схемам оснащения: временной, с использованием временных проходческих копров и подъ¬ емных машин; постоянной, с использованием постоянных копров и подъемных машин; 10* 291
Рис. 7.8. Схема организации проходки устья ствола с применением агрегата ПА-2 и возведением постоянной крепи снизу вверх: 1 — направляющих канатов; 2 — рама агрегата; 3 — противовес; 4 — лебедка ,,а Ц1,6 X 1,2; 5 — стрела; 6 — станок; 7 — бадья; 8 — разгрузочный бункер Рис. 7.9. Проходка устья и технологического отхода с возведением постоянной крепи снизу вверх: 1 — бадья; 2 — став труб вентиляции; 3 — лебедка для подъема скипа; 4 — наклонная эстакада; 5 — скип; 6 — инвентарный копер; 7 — подъемная установка ППУ-1600; 8 — став труб для спуска бетона; 9 — секционная опалубка; 10 — пневмо- грузчик КС-3
Рис. 7.10. Проходка устья экскаватором ЭШ-1514: I — бадья; 2 — став труб вентиляции; 3 — лебедка для подъема скипа; 4 — наклонная эстакада; 5 — скип; 6 — инвентарный копер; 7 — передвижная подъемная установка ППУ-1600; S — направляющая труба-стойка; 9 — экскаватор ЭШ-1514 с ковшом вмести¬ мостью 0,15 м* комбинированной, с различным сочетанием типов постоянного и временного копрового и подъемного оборудования. В каждой из технологических схем оснащения выемка породы и крепление устья ствола могут производиться по совмещенной и последовательной схемам проходки. Схему оснащения с использованием временных проходческих копров и подъ¬ емных машин целесообразно применять, когда временный копер оставляется для постоянной эксплуатации (вентиляционные, воздухоподающие стволы). Достоинства схемы; обеспечивается высокая календарная скорость соору¬ жения всего ствола, повышается безопасность работ по спуску-подъему людей, появляются предпосылки наиболее полной механизации всех процессов проход¬ ческого цикла. Недостаток схемы: увеличивается продолжительность подготовительного периода, так как к началу работ по проходке устья ствола требуются подъездные дороги, наличие большой электрической мощности. Схему оснащения с использованием постоянных копров н подъемных машин целесообразно применять, когда для приспособления постоянного копра к про¬ ходке и на восстановление его после проходки требуются незначительные за¬ траты времени и средств. При данной схеме оснащения до начала монтажа по¬ стоянного копра необходимо пройти 5—6 м устья и установить подкопровую раму. Проходка устья с применением проходческого оборудования, используемого для проходки основной части ствола, имеет ряд преимуществ, которые выделяют эту схему как наиболее прогрессивную. Как правило, к окончанию оснащения 293
проходки ствола строительная площадка имеет все необходимые коммуникации и комплекс сооружений, что позволяет осуществлять более полную механизацию всех процессов, повысить скорость и снизить стоимость проходки устья ствола. Недостатки схемы: подкопровая рама часто не дает возможности использо¬ вать для проходки бадьи большой вместимости, поэтому производительность постоянной подъемной машины используется недостаточно полно, восстановление и ремонт копра, как правило, занимают много времени, затрачивается много средств. Выбор схемы проходки устья ствола производится по наименьшей общей продолжительности, стоимости и наибольшей скорости сооружения ствола. Выдача породы при проходке устьев стволов. Порода выдается раз¬ личными способами, но наиболее час¬ то — бадьями. Для подъема бадей из забоя устья на'" поверхность приме¬ няются подъемные лебедки или подъ¬ емные машины в зависимости от принятой схемы проходки. Погрузку породы в бадью произ¬ водят грейферными грузчиками КС-3 вместимостью 0,22 м3 или грейферами вместимостью 0,65 м3 от погрузочной машины КС-2у/40. Грузчики' подве¬ шиваются на автомобильном кране или лебедке, оборудованной двумя тормозами. Дистанционное управление грейфером вместимостью 0,65 м3 осу¬ ществляется с пульта управления, расположенного на нулевой отметке устья. Бадья с породой разгружается через бункер в автосамосвалы или с помощью временного лотка, установ¬ ленного на разгрузочном станке. В первом случае порода в отвал достав¬ ляется автосамосвалами, во втором ■— порода из-под лотка перемещается в отвал бульдозером (рис. 7.11). Выдача породы из забоя устья ствола на поверхность осуществляется передвижными кранами К,-161, МКП- 25-590, УБ-266, непосредственно грей- породопогрузочной машины КС-2у/40 - Перемещение нрана К~1$1 Рис. 7.11. Проходка устья ствола с разгрузкой породы через лоток и пе¬ ремещением породы в отвал бульдо¬ зером: 1 — инвентарная лестница для спуска- подъема людей; 2 — вентилятор СВМ-6; 3 — компрессор ДК-9; 4 — бункер для приема бетона; 5 — кран К-161; 6 — бульдозсо 0,65 от фером вместимостью (рис. 7.12). Разгрузка породы из грейфера производится в автосамосвал или бункер. Управление грейфером осуществляется дистанционно с поверхности. Это исклю¬ чает присутствие людей в забое во время выемки породы. В наносных и слабых породах грейфер вместимостью 0,65 м3 заполняется породой без предварительного рыхления. Недостатками такого способа являются малая скорость подъема грейфера, недостаточная канатоемкость барабана, что исключает проходку тех¬ нологического отхода. Работы по проходке устьев начинают с укладки рамы-шаблона (рис. 7.13). При наличии устойчивых или крепких пород и отсутствии в крепи устья боль¬ ших проемов перед укладкой рамы-шаблона производят планировку участка заложения ствола. Рама-шаблон изготавливается из деревянных брусьев, со¬ единенных между собой болтами. К раме-шаблону подвешиваются кольца вре¬ менной крепи. Кольца временной крепи изготавливаются обычно из швеллера (или спецпрофиля). Номер швеллера зависит от диаметра ствола и устойчивости пород. Кольца временной крепи подвешиваются на стальных z-образных крючьях диаметром 30—32 мм. Кольца между собой через 2,5—3 м раскрепляются ме¬ таллическими стойками из труб диаметром 100 мм или деревянными стойками 294
Рис. 7.12. Проходка устья ствола в наносах с разборкой породы грейфером вместимостью 0,65 м3: 1 — кран K-I6I; 2 — грейфер; 3 — деревянная опалубка; 4 — крюк; 5 — металли¬ ческая лестница; 6 — канатная лестница; 7 — кольца временной крепи диаметром 120—140 мм. В устойчивых породах кольца устанавливаются через 1 м, в слабых — через 0,5—0,6 м с затяжкой стен между кольцами досками или железобетонной затяжкой. В слабых породах, где невозможно извлечь за¬ тяжку в процессе крепления бетоном, применяют железобетонные затяжки. Установка деревянной рамы-шаблона — трудоемкая работа, причем рама не обладает достаточной прочностью. Поэтому в последние годы стали применять металлические рамы-шаблоны. На столбчатые бетонные фундаменты уклады¬ ваются металлические двутавры, на которые сверху монтируется металлическое 295
нолитный бетон кольцо. К этому кольцу на крючьях подвешиваются кольца временной крепи (рис. 7.14). Высоту звена на временной крепи принимают в зависимости от устойчивости наносов, пересекаемых устьем ствола. При большой мощности наносов (свыше 6—10 м) проходку устьев осуществляют с устройством промежуточных опорных венцов в плотных прослойках наносов. Постоянная крепь устья возводится после сооружения опорного венца в направлении снизу вверх. В устойчивых породах временную крепь перед возведением постоянной крепи извлекают, в неустойчивых породах оставляют. В верхней части крепи устья ствола оставляют гнезда для подкопровой рамы, закладывают анкерные болты или оставляют колодцы и гнезда для закрепления постоянного копра. При пере¬ сечении малоустойчивых и слабых пород постоянную крепь в отдельных слу¬ чаях возводят участками с применением железобетонных или металлических тюбингов. Раму-шаблон заменяют на основную проходческую (нулевую) раму после крепления верхней части устья ствола, которая затем служит для проходки ствола на всю глубину. При сооружении устьев стволов в плотных породах вместо временных нулевых рам и рам-шаблонов устанавливают основные нулевые рамы для про¬ ходки всего ствола (рис. 7.15). Выемка грунта под оголовок ствола производится в подготовительный пе¬ риод. Обычно выемку осуществляют открытым способом экскаваторами на глу¬ бину 3—4 м. Этот участок устья крепят постоянной крепью. Водоотлив при сооружении устьев стволов производят пневматическими на¬ сосами Н-1м, а проветривание забоев устья — вентиляторами СВМ-5, СВМ-6 и др. Сжатый воздух подают по трубам от передвижных компрессоров. Спуск людей и выход на поверхность при глубине до 8 м осуществляют по лестницам, расположенным в лестничном отделении, а при глубине более 8 м — в бадьях. 296
1 — шкив; 2 — проем для бадьи; 3 ~~ раструб для вентиляции С использованием комплекса передвижного оборудования КПШ-2 (рис. 7.16) проходку устья можно производить на глубину до 50 м, а КПШ-3 — на глу¬ бину до 40 м. Комплекс КПШ-2 включает следующее оборудование: Экскаватор с крановой стрелой Э'505-А 1 Автокран К-51 1 Подвесная опалубка 1 Пиевмогрузчнк КС-3 1 Лебедки ЛП-X0/800 % 3 Лебедка ЛП-5/500 для разгрузки бетона ' 1 Насосы Н-1м 2 Проходческие бадьи вместимостью I мч 2 Прицепное устройство ПУВ-2,3 1 Став труб диаметром 154 мм для спуска бетонной смесн .... 1 Отбойные молотки МО-10 10 Пневмоломы ПЛ-1 2 Передаижные компрессоры ЗИФ-55 2 Передвижная электростанция 1 Передвижной разгрузочный бункер вместимостью 7 м3 для пере¬ грузки породы в автосамосвал 1 Универсальная рама-шаблон для проходки устьев стволов диаме¬ тром вчерне 7 — 10 м 1 297
/ — пневмогрузчик КС-3; 2 — универсальная рама-шаблон; 3 — автокран К-51; экскаватор с крановой стрелой 3-505-4; 5 — бадья; 6 — подвесная опалубка; 7 — ходческая лебедка; 8 — став труб; 9 — бункер для бетонной смеси 4 — про-
Рис. 7.17, Проходческий кран ПК-1: 1 — разборная рама; 2 — ручная лебедка грузо¬ подъемностью 3 т для подъ¬ ема стрелы; 3 —- стрела длиной 15.7 м; 4 — бадья; 5 — течка; € — пневмо- грузчик КС-3; 7 — насос; 8 — подъемная лебедка Z^^7777 Проходку устьев и участков технологического отхода на глубину 30—40 м осуществляют с помощью проходческого крана ПК-1 (рис. 7.17) оснащенного подъемной лебедкой, а на глубину до 130 м, — оснащенного подъемной установ¬ кой Ц-1,2X1. Лебедка или подъемная установка II,-1ЛX 1 смонтирована на металличе¬ ской разборной раме. На стреле длиной 15,7 м расположена подшкивная площадка со шкивами для подъемного и направляющих канатов. Подъем стрелы осуществляется ручной лебедкой грузоподъемностью 3 т, которая смонтирована на раме крана. Для направляющих канатов крана монтируются две лебедки. Вместимость бадьи 0,6 м3 или 1 м3. Скорость движения подъемного каната 1,5 м/с. Проходка устьев и технологического отхода при параллельно-щитовой схеме и стволов глубиной до 130 м может осуществляться с помощью проходческого агрегата ПАШ-100, разработанного трестом Шахтспецстрой, который состоит из подъемной установки и разгрузочного станка (рис. 7.18). Подъемная установка имеет раму, на которой смонтированы подъемная ма¬ шина Ц-1.2Х1 для подъема бадьи; две лебедки ЛПШ-1,5 для направляющих 299
канатов; стрела с подшкивной площадкой; винтовые стяжки для крепления стрелы; контргрузы; электропусковая аппаратура; каркасно-щитовая ка¬ бина. Разгрузочный станок состоит из приемной площадки, бункера с затвором и направляющей рамки с ловителями. Проходка устьев и стволов глубиной до 80 м может осуществляться с ис¬ пользованием копра конструкции комбината Кривбассшахтопроходка, подъемной машины Ц-1,6Х 1,2, бадей БПСМ-1,5. С целью повышения механизации работ при проходке устьев стволов в нанос¬ ных породах помимо использования грейферов большой вместимости (0,65 м3) можно использовать опыт механизированной выемки с применением ковшовых средств экскаваторами ЭШ-1514 и Э-153. Эксплуатационная производительность выемки экскаватора ЭШ-1514 составляет 12—14 м3/ч при вместимости ковша 0,15 м®. Порядок работ следующий. В центре сечения устья ствола бурится скважина, в которую спускается металлическая труба с расположенным на ней специальным шагающим устрой¬ ством, к которому крепится экскаватор. Тип привода — гидравлический. Диа¬ метр устья с одним экскаватором 7,5 м (см. рис. 7.6). При диаметре устья более 7,5 м выемку породы производят двумя экскава¬ торами ЭШ-1514 (рис. 7.19, а). Производительность выемки в этом случае воз¬ растает до 21—22 м3/ч. 300
При диаметре устья в проходке не менее 9 м, когда проходка ведется по необводненным породам, может использоваться экскаватор Э-153 с вмести¬ мостью ковша 0,15 м3 (рис. 7.19,6). Подвигание забоя устья за смену звеном проходчиков из четырех человек составляло 0,9—1 м, в то время как при использовании грузчиков КС-3 на подвигание забоя, равное 0,3—0,4 м, за¬ трачивалось 6—7 чел.-смен. Во всех указанных вариантах выемки наносов экскаваторами порода гру¬ зится в бадьи и выдается из ствола подъемной установкой. Трестом Оргтехшахтострой разработано иадствольное проходческое устрой¬ ство НПУ, предназначенное для проходки устьев вертикальных стволов диа¬ метром до 12 м и глубиной до 60 м (рис. 7.20), которое состоит из грузо- подъемной установки 1 и поворотной платформы 2. На платформе установлены лебедки: грузовая 3, стреловая 4, грузолюдская 5 и шлангов 6. К платформе шарнирно крепится стрела 7, на которую навешивается грейфер 8 или бадья 9. Управление производится из кабины 10. Для монтажа опускной крепи имеется кондуктор, соединенный с грузоподъемной установкой трансмиссией. Грузо- подъемная установка с помощью поворотных тележек устанавливается в нужном относительно ствола положении. Техническая характеристика устройства НПУ Грузоподъемность, т Вылет стрелы, м Высота подъема, м: грейфера крюковой подвески Глубина опускания (максимальная), м Грузозахватный орган Вместимость грейфера, м3 Основные размеры в транспортном положении, мм: длина ширина высота Рабочая масса установки, т В том числе противовеса, т Диаметр кондуктора, мм Высота кондуктора, мм Масса кондуктора, т 8 4—12.5 11-5 12,5—6,5 60 Грейфер, крю¬ ковая подвеска 1,25 II 600 2 900 3 500 51,3 19 9 000 1 440 19,7 - Работа установки по выемке породы осуществляется следующим образом. Машинист включает грузовую лебедку на опускание, опускает грейфер на забой, затем включает привод грейфера «на захват». После этого лебедка включается «на подъем». Грейфер поднимается на нужную высоту и с помощью поворотных тележек отводится к месту разгрузки. Затем включается привод грейфера «на разжим». После этого операции повторяются. В последние годы при сооружении устьев стволов в сложных гидрогеоло¬ гических условиях находит применение способ «стена в грунте» вместо способа замораживания горных пород, имеющего много недостатков, главный из которых его миогооперационность. Сущность способа «стена в грунте» заключается в следующем: в обводненных неустойчивых породах выбуривается кольцевая щель (стенки поддерживаются глинистым раствором), в которой методом подводного бетонирования возводится постоянная крепь ствола. Выемка породы производится под защитой этой крепи. Трест Гидроспецстрой на Киевской ГЭС соорудил способом «стена в грунте» в обводненных песках с включениями гальки и гравия дренажный ствол диа¬ метром 5,5 м в свету, глубиной 25 м. На рис. 7.21 приведена принципиальная схема установки для сооружения устьев стволов способом «стена в грунте». Кольцевая щель бурится несколь¬ кими ударно-канатными станками 1, расположенными вокруг проходческого копра 2 и поворотной платформы 3. Шкивы 4 служат для канатов станков. Платформа поворачивается вокруг оси опорной рамы 5 приводом 6. Тельфер 7 служит для навески долот 8 и спуска в щель колонны труб 9 для выдачи пульпы. Установка может найти применение для бурения передовой скважины, соору¬ жения цилиндрических фундаментов башенных копров, а также приспособлена для бурения стволов и скважин большого диаметра. 301
В последнее время способ «стена в грунте» дает большой технико-эко¬ номический эффект при строительстве подземных сооружений организациями Минмонтажспецстроя. Проходку устьев вертикальных стволов и технологического отхода в размывающихся горных породах при наличии грунтовых вод и в обводнен¬ ных породах плывунного характера производят специальными способами: водопонижеиием, забивной крепью, замораживанием и цементацией гор¬ ных пород. Специальные способы про¬ ходки устьев и технологического от¬ хода аналогичны специальным спосо¬ бам при проходке стволов. 7.3. ПРОХОДКА ВЕРТИКАЛЬНЫХ СТВОЛОВ Проходку вертикальных стволов в устойчивых горных породах обыч¬ ным способом следует производить, как правило, с притоком воды в забой не более 8 м3/ч. При соответствующем технико-экономическом обосновании допускается производить проходку стволов обычным способом с прито¬ ком воды в забой до 20 м3/ч. В этом ( следующее подавление притока воды в величины. Рис. 7.21. Принципиальная схема установки сооружения устьев ство¬ лов способом «стена в грунте» лучае должно быть предусмотрено по- ствол с доведением его до нормативной 7.3.1. Технологические схемы проходки стволов В зависимости от последовательности выполнения работ по выемке породы и возведению постоянной крепи во времени и пространстве выделяют следующие основные технологические схемы проходки стволов: последовательную, парал¬ лельную, параллельно-щитовую и совмещенную. Проходка стволов по данным схемам может производиться разновременно и одновременно с армированием. При наличии вскрытого нижележащего горизонта применяют схему проходки и углубки вертикальных стволов методом расширения передовой выработки, предварительно пройденной в сечении ствола. В качестве передовой выработки может быть скважина или восстающий. Технология работ обусловливает набор проходческого оборудования, харак¬ тер оснащения и в значительной степени алияет на показатели сооружения ствола. Как правило, выбор технологии предопределяется горнотехническими и горно¬ геологическими факторами (глубина и диаметр ствола, наличие вскрытого гори¬ зонта, устойчивость пород и пр.). В других случаях выбор технологической схемы проходки ствола является основной частью задачи по выбору оптимальных па¬ раметров сооружения ствола, которая решается методами экономико-математиче¬ ского моделирования. Постановка задачи в общем виде формулируется как оты¬ скание такой комбинации технических решений при сооружении ствола (техно¬ логия проходки, тип подъемного комплекса, комплект проходческого оборудо¬ вания и др.), которая при существующих технологических ограничениях удов¬ летворяла бы принятым критериям оптимальности. 303
5 а Рис. 7.22. Технологические схемы проходки стволов: 1 — временная крепь; 2 — проходческий подвесной полок; 3 — предохранительный натяжной полок; 4 — секционная опалубка; 5 — пневмогрузчик КС-3; 6 — опорный поддон опалубки; 7 — подвесной полок породопогрузочной машины; 8 — породопогру¬ зочная машина; 9 — щит-оболочка; 10 — расстрелы армировки; II — жесткие провод¬ ники армировки; 12 — направляющая рамка бадьи; 13 — проходческая бадья; 14 — затвор скважины; 15 — скважина; 16 — скреперная установка Проходка стволов по последовательной схеме. Эта схема (рис. 7.22, а) харак теризуется значительным разделением во времени процессов по выемке породы и возведению постоянной крепи. Ствол но глубине разделяют на участки. Каж¬ дый участок проходят на полную глубину с временной крепью или без нее. За¬ тем в направлении снизу вверх с подвесного проходческого полка возводят по¬ 304
стоянную крепь. В зависимости от горно-геологических условий и вида постоян¬ ной крепи временную крепь демонтируют или оставляют. В нижней части крепи устраивают опорный венец из монолитного бетона. До 1953 г. данная схема широко применялась во всех угольных и рудных бассейнах СССР. При этом средняя скорость проходки составляла около 25 м/мес, максимальная — 62 м/мес. К основным недостаткам схемы относятся: большая длительность работ, нарушение временной крепи в призабойной зоне взрывными работами. В настоящее время применяется в основном для проходки шурфов и технологических участков стволов (включая устья). Проходка стволов по параллельной схеме. Работы по выемке породы и воз¬ ведению постоянной крепи ведутся одновременно на двух смежных участках ствола (рис. 7.22, б). На нижнем участке выполняются работы по выемке породы и возведению временной крепи под защитой предохранительного натяжного полка, а на верхнем участке с проходческого полка возводится постоянная крепь. Так как скорость возведения постоянной крепи выше скорости работ по выемке породы, число рабочих смен в сутки по креплению меньше, чем по выемке породы. Средняя скорость проходки стволов по данной схеме в 2—2,5 раза выше, чем по последовательной. Максимальная скорость 202,1 м/мес была достигнута в 1955 г. на шахте № 5/6 им. Калинина. К основным недостаткам схем ы относятся: повышенные сложность и опасность работ; дополнительное перекрытие ствола натяжным пол¬ ком, усложняющее работу подъема; применение большого количества лебедок, канатов и подвесного оборудования; необходимость применения временной крепи и, как следствие, недостаточная механизация работ. Последний недостаток устра¬ няется при отсутствии временной крепи или наличии эффективных средств меха¬ низации ее возведения. Схема применяется главным образом для проходки стволов большого диа¬ метра и значительной глубины. Проходка стволов по параллельно-щитовой схеме.Монолитную бетонную крепь возводят на расстоянии около30 м от забоя в направлении сверху вниз с при¬ менением передвижной опалубки и опорного поддона (рис. 7.22, е). На неза¬ крепленном участке ствола вместо временной крепи размещают металлический щит-оболочку. Опалубка и опорный поддон имеют самостоятельные канатные подвески. Канатные подвески опорного поддона фиксируются в плане с помощью направляющих втулок опалубки. Благодаря этому опорный поддон центрируется при спуске по опалубке, а затем после установки и раскрепления опорного под¬ дона по нему центрируется опалубка. Операции по выемке породы и бетонированию ствола не совмещаются только при ведении взрывных работ, перемещении проходческого оборудования и ус¬ тройстве пикотажной перемычки на опорном поддоне. С применением этой схемы при проходке стволов шахт № 29, «Пролетарская- Глубокая» и № 17—17-бис в Донбассе были достигнуты рекордные скорости: 290,5; 390,1 и 401,3 м/мес соответственно. К недостаткам относятся: большие капитальные затраты на осна¬ щение ствола, усложнение организации проходки, возможность использования щита-оболочки только в устойчивых породах. Схема применяется для сооружения глубоких стволов в устойчивых породах. Проходка стволов по совмещенной схеме. Работы по выемке породы и воз¬ ведению крепи по данной технологической схеме могут выполняться параллельно или последовательно. При параллельном выполнении работ (рис. 7.22, г) постоян¬ ная крепь возводится на небольшом удалении от забоя. В этом случае применяют секционную опалубку с опорным поддоном, что позволяет устраивать пикотаж- нуто перемычку на расстоянии 1,5—2 м от забоя и вести работы одновременно на двух отметках: в забое и на опалубке. Работы в забое прекращают только на время взрывания шпуровых зарядов, перемещения проходческого оборудования и устройства пикотажной перемычки. По данному варианту совмещенной схемы пройден ряд стволов в Кривбассе (шахты «Артем», «Вентиляционная», № 3 и др.). Скорости возведения крепи достигали 8 м в сутки. 305
При последовательном выполнении работ по выемке породы и возведению постоянной крепи (рис. 7.22, д) опалубка устанавливается на выровненную взо¬ рванную породу, которая выполняет роль пикотажной перемычки. Данная схема создает возможность некоторого совмещения операций по укладке бетонной смеси и погрузке породы. После укладки быстротвердеющей бетонной смеси по всему периметру ствола на высоту около 1 м из центральной части забоя начинают погрузку породы. Остальную часть породы грузят после набора бето¬ ном прочности 0,8 МПа. Данная технологическая схема проходки в настоящее время применяется повсеместно, так как обеспечивает комплексную механизацию всех процессов, упрощение оснащения ствола, повышение безопасности труда проходчиков и до¬ статочно высокую среднюю скорость проходки (80—90 м/мес). Максимальная скорость проходки по этой схеме 130—150 м/мес, а рекордная — 284 и 322 м/мес (шахты «Пасков» и «Старжич» в ЧССР). К основным недостаткам схемы относятся: значительный объем последовательно выполняемых работ, вследствие чего скорость проходки снижается по сравнению с параллельными схемами выполнения операций; на¬ хождение постоянной крепи и опалубки в непосредственной близости от забоя, что стесняет рабочее пространство и затрудняет применение контурного взрыва¬ ния с использованием бурильных установок. Проходка стволов с одновременным армированием. Схема (рис. 7.22, с) характеризуется совмещением работ по выемке породы и возведению постоянной крепи с процессом установки деталей армировки. Как правило, проходческие работы выполняются по совмещенной схеме, а процесс армирования производят заходками сверху вниз с использованием постоянных проводников для работы подъемов. На период армирования каждой заходки работы по проходке ствола приостанавливают. На практике эта схема применяется, как правило, в сочетании с частичным армированием, когда устанавливаются только расстрелы, которые используются для навески проходческих трубопроводов. К основным преимуществам схемы относятся: устране¬ ние необходимости переоборудования ствола для армирования после его проходки; сокращение числа канатов и проходческих лебедок, что особенно целесообразно при проходке и углубке стволов в стесненных условиях. Недостатки: ограниченная возможность применения бадей боль¬ шой вместимости из-за наличия постоянной армировки; сложность исполь¬ зования породопогрузочных машин с механизированным вождением грей¬ фера. В результате усложнения работ и неполной совмещенности отдельных опе¬ раций скорость проходки стволов с одновременным армированием значительно меньше, чем при разновременном производстве работ. Схема проходки стволов с передовой скважиной. По этой схеме (рис. 7.22, ж) взорванная мелкошпуровым методом порода поступает на оборудованный под стволом погрузочный пункт вскрытого горизонта, затем в вагонах доставляется к действующему подъему и выдается на поверхность. Как правило, работы по проходке и креплению ствола ведутся по совмещен¬ ной технологии. С целью регулирования выпуска породы и предохранения проходчиков от падения в скважину последнюю оборудуют специальным затвором, подвешен¬ ным на канате проходческой лебедки. Затворы применяют жесткой или эластич¬ ной конструкции, как правило, с конусной нижней частью. После взрывания породы и приведения ствола в безопасное состояние за¬ твор постепенно поднимают из скважины на высоту, обеспечивающую самопро¬ извольное истечение горной массы в образовавшийся кольцевой зазор. Остав¬ шуюся в забое породу сбрасывают в скважину с помощью пневмогрузчиков КС-3. Погрузочный пункт под скважиной оборудуют скреперными установками или погрузочными машинами и выполняют в виде аккумулирующей камеры вмести¬ мостью до 100 м3. Наибольшее распространение данная технологическая схема получила при проходке неглубоких (до 200 м) вертикальных стволов угольных шахт в Куз¬ бассе. Средняя производительность труда проходчиков по этой схеме составила 306
2,12 м3/смеиу, максимальная — 5,8 м3/смену; средняя скорость проходки — 90 м/мес, максимальная — 143,4 м/мес. Ос новными достоинствами схемы являются: возмож¬ ность увеличения скорости проходки за счет быстрого удаления породы из забоя; возможность оснащения стволов передвижными подъемными установ¬ ками небольшой мощности; более простое решение вопросов водоотлива и про¬ ветривания. Недостатки: ограниченная область применения по условию сохране¬ ния незакрепленной скважины и наличия вскрытого горизонта; необходимость дополнительных затрат в связи с бурением скважины; усложнение организации проходки с использованием выработок действующего горизонта; значительная трудоемкость разбучиваиия скважины. По техническим условиям схема может быть рекомендована для проходки вертикальных стволов глубиной до 200 м в устойчивых породах при наличии вскрытого нижележащего горизонта. Проходка стволов по схемам с расширением восстающего. Схемы с расшире¬ нием предварительно пройденного в сечении ствола восстающего применяются, как правило, в устойчивых породах при наличии вскрытого нижележащего го¬ ризонта. Расширение восстающего производится мелкошпуровым методом в на¬ правлении снизу вверх или одновременным взрыванием скважин сразу на всю глубину ствола. Наибольшее применение в настоящее время данные схемы находят при углубке стволов (см. раздел 8). 7.3.2. Буровзрывные работы Сложные условия проходки стволов (ограниченные размеры поперечного сечения, близость крепи и оборудования к месту взрыва, влияние зажима пород при их взрывании, обводненность и вариация свойств пересекаемых пород) предъявляют повышенные требования к выбору рациональных параметров и орга¬ низации ведения буровзрывных Таблица 7.2 Допустимые отклонения площади сечения ствола работ. Эти требования усиливают¬ ся в связи с влиянием качества буровзрывных работ на произво¬ дительность погрузочных машин, расход материалов крепи и ее дол¬ говечность. Так проектная произ¬ водительность погрузочных машин достигается при определенном ка¬ честве дробления пород. Отклоне¬ ние поперечного сечения ствола от проектного ограничено СНиПом (табл. 7.2). Работы буровзрывного комп¬ лекса, занимающие от 20 до 30 % п родолжительности проходческого цикла, включают подготовительно¬ заключительные операции, бурение и заряжание шпуров, взрывание зарядов, проветривание и приведение ствола в безопасное состояние. Бурение шпуров при проходке вертикальных стволов производится ручными буриль¬ ными машинами и механизированными бурильными установками. Организация работ с применением ручных бурильных машин. Наибольшее применение при проходке и углубке стволов находят ручные бурильные машины типа ПР-ЗОЛС и ПР-24ЛС. Число машин, одновременно работающих в забое, определяется его площадью. В среднем на одну бурильную машину приходится 2,5—3 м2 площади забоя. При скоростной проходке стволов величина этого по¬ казателя сокращается до 1,5—2 м2. Для бурения шпуров создают специализированную бригаду бурильщиков с работой по вызову. К звену из 6—8 бурильщиков прикрепляют одного под¬ Площадь сечения ствола вчерне по проекту, м2 Допустимое отклонение (%) при категории крепости пород II — IV V — VIII IX- XI До 20 4 7 10 От 20 до 40 3 5 8 Более 40 2 3 5 307
собного рабочего, занимающегося подноской и заменой штанг, продувкой шпуров и другими вспомогательными операциями. За каждым бурильщиком закреп¬ ляются шпуры на определенном участке забоя. При частичном совмещении работ по обуриванию забоя и погрузке породы бурение начинают с оконтуривающих шпуров. В случае последовательного вы¬ полнения работ бурение начинают с центрального шпура. Во всех случаях положение шпуров намечают с помощью шаблона, выполненного в соответствии с паспортом БВР. Оконтуривающие шпуры поручают бурить наиболее квалифи¬ цированным проходчикам. С целью сокращения продолжительности подготовительно-заключительных операций для спуска и выдачи бурового оборудования и инструмента применяют специальные бадьи — контейнеры. Организация работ с применением бурильных установок. Для механизиро¬ ванного бурения шпуров в стволах находят применение бурильные установки, представленные типоразмерным рядом установок типа БУКС ЦНИИподземмаша и установкой СМБУ-4м КузНИИшахтостроя. В состав работ по механизированному бурению шпуров входят: спуск уста¬ новки, приведение ее в монтажное и рабочее положения, разметка и бурение шпуров, приведение установки в транспортное положение и выдача на поверх¬ ность. Схемы спуска в ствол бурильных установок предопределяются главным образом местом их хранения. Как правило, бурильные установки хранятся на поверхности в специальном отапливаемом (в зимнее время) гараже. В этом слу¬ чае установка транспортируется от гаража к стволу на специальных тележках (рис. 7.23, а), или по монорельсовой дороге с электротельфером (рис. 7.23, б). При проходке неглубоких стволов (до 200—300 м) и на углубках установки ипа СМБУ для хранения и профилактического обслуживания можно распола- ать на монорельсе в копре (рис. 7.23, в) или на канате проходческой лебедки 308 Рис. 7.23. Схемы спуска в ствол бурильных установок
в районе подвесного проходческого полка (рис. 7.23, г). В этих слу¬ чаях сокращаются капитальные за¬ траты и длительность операций по спуску и подъему бурильных уста¬ новок. Для перемещения установок тала БУКС в основном используют¬ ся механизмы вождения грейферов погрузочных машин. Например, установку БУКС подвешивают к тельферу погрузочных машин типа КС (рис. 7.24). В рабочем поло¬ жении центральную колонну уста¬ новки распирают между тельфером и забоем ствола. С применением бурильных установок типа БУКС-1м разметка шпуров в забое не производится, так как их конструкция позволяет осуществлять безразметочное обу- ривание забоя группами шпуров с отдельных позиций. Геометриче¬ ская схема расположения шпуров при разработке паспорта буро¬ взрывных работ должна быть увя¬ зана с конструктивными особен¬ ностями бурильной установки. На кольцевом монорельсе погрузочной машины по соответствующей схеме необходимо разметить и просвер¬ лить отверстия для фиксации рабо¬ чих позиций установки. На рис. 7.25 показана схема расположения шпу¬ ров и разметка монорельса для ствола диаметром 6 м в свету. Дан¬ ные для разметки монорельса при¬ ведены в табл. 7.3. С учетом конструктивных осо¬ бенностей установок типа БУКС принимаются одинаковое число и единое расположение шпуров на всем протяжении ствола. За осно¬ ву принимается паспорт БВР для преобладающих и более крепких пород, а изменение удельного заря¬ да регулируется изменением вели¬ чины коэффициента заполнения шпуров. При использовании установки СМБУ-4м ее колонна фиксируется в рабочем положении в центре ствола с цы которых прикрепляются к опалубке Рис. 7.24. Схема размещения БУКС-1м стволе: — бурильная установка; 2 — опалубка; — грейфер; 4 — тельфер; .5 — подвесной полок погрузочной машины помощью трех канатных строп, кои- (рис. 7.26) или к анкерам в стенках ствола. Такое раскрепление позволяет использовать эти установки на проход¬ ках и углубках стволов в сочетании с различными типами погрузочных машин. Положение канатных строп выбирается таким, чтобы угол между ними в плане был близок к 120е с учетом расположения бадьевых отделений, а внутренний угол между стропами и вертикальной осью ствола был мень¬ ше 90°. Конструктивные особенности СМБУ-4м позволяют обуривать забой практи¬ чески при любой геометрической схеме расположения шпуров, что способствует 309
Разметка монорельса а Й1 1 1 5 Г J w ф [> d’ d -*s — Рис. 7.25. Схема расположения шпуров и разметка монорельса для ствола диаметром 6 м в свету с применением БУКС-1м: Г — монорельс; 2' — положение БУКС-1м при бурении; 3' — «стаканы» шпуров; 4' — шпуры-подбурки; 5' — фиксаторы отработке наиболее рациональных параметров паспорта буровзрывных работ. Разметку шпуров производят с помощью специального шаблона. Продолжительность буровзрывных работ. Продолжительность работ по обурнванию забоя Т6 = А7К. «Л'!б. м) (1шУсТ + 4п), (7.8) где N — число шпуров; ад. м — коэффициент одновременности работы буриль ных машин; Л4д.м — число одновременно работающих бурильных машин, шт.; 1Ш — глубина шпуров, м; г^р* — средняя техническая скорость бурения, м/мин; ^всп — средняя продолжительность вспомогательных операций при бурении одного шпура (табл. 7.4), мин. Коэффициент одновременности работы бурильных машин ад. м принимается: для ручных бурильных машин — 0,85; для бурильных установок — 0,75. 310
Средняя техническая скорость бурения ср ср> (7.9) где г.Сех — начальная техническая скорость бурения (определяется по табл. 7.5), м/мин; /\qp — коэффициент средней скорости бурения шпуров (определяется во табл. 7.6). Продолжительность обуривания забоя можно также определять по эксплуа¬ тационной производительности бурового оборудования. Продолжительность (мин) заряжания и взрывания шпуров 7’з= Л’Тзар/ (аза||Л'П,ар), (7.10) Рис. 7.26. Схема размещения СА1БУ-4м в стволе 311
Т а б л л ц а 7.3 Табл и ц а 7.4 Данные для разметки Средняя продолжительность монорельса вспомогательных операций Радиус внутрен¬ ней по- верхно" сти моно¬ рельса, мм Зазор между крепью и моно¬ рельсом, мм Расстояния между от¬ верстиями, мм Смещение верхних отвер¬ стий от¬ носи¬ тельно к н ж них, мм Глубина шпура, м Средняя продол¬ жительность вспо¬ могательных опера¬ ций на одни шпур, мин по дуге по хорде ручные буриль¬ ные буриль¬ ные уста- машины новки 2760 150 3468 3425 530 2710 200 3405 3186 . 520 1 3 2,5 2660 250 3343 3139 510 2 3 5 7 3 3 2560 350 3217 3009 491 4 9 4 5 11 4,5 где азар = 0,75-:-0,8 — коэффициент, учитывающий сокращение числа проход¬ чиков на заряжании при монтаже электросети; УИзар — число проходчиков, участвующих в заряжании; тзар—• продолжительность заряжания одного шпура, включая монтаж электросети и ее проверку (для обычных условий при патронах диаметром 45 мм и длиной 200—250 мм тзар = 4-|-1,1 /Ш1 мин). Полная продолжительность буровзрывных работ с учетом подготовительно- заключительных операций Т'б.п.р-Т'б + Т'з+П'-3, (7-П) где 7g' 3— суммарные затраты времени на все подготовительно-заключительные операции, мин. Т а б л и ц а 7.5 Начальная техническая скорость бурения коронками диаметром 52 мм при давлении воздуха 0,6 МПа Коэффициент крепости пород Начальная техническая скорость бурения (м/мин) при типе бурильных машин пр-золс ПР-2-1ЛС Т5У-! /= Зл-6 0,38—0,42 0,47 0,52 1,4—2 /= 7-М 0 0.22—0.26 0,28—0.32 0,8—1,2 f— 124-16 0,11—0,13 0,14—0,16 0,5—0,7 Таблица 7.6 Коэффициент средней скорости бурения Глубина шпуров, м Коэффициент средней скорости бурения шпуров Глубина шнуров, м Коэффициент средней скорости бурения шпуров ручные бурильные машины бурильные установки ручные бурильные машины бурильные установки 1 1 1 4 0,77 0,9 2 0,92 0,97 5 0,7 0,86 3 0,85 0,93 312
Продолжительность подготовительно-заключительных операций, мин Спуск, подсоединение и выдача бурового оборудования: для ручных бурильных машин 10—25 для бурильных установок 40-^60 Спуск, выгрузка ВВ и забойки 10—15 Подъем оборудования на взрывобезопасную высоту и выезд смены: для погрузочных машин с ручным вождением грейфера 10 — 15 для погрузочных машин с механизированным вождением грейфера 15—20 Проветривание 15—30 Спуск оборудования и приведение ствола в безопасное состояние 20—30 Удельная продолжительность буровзрывного комплекса работ ^в.р = ^.в.р/(Ч/ш), (7-12) где т] — к. и. ш. 7.3.3. Уборка породы При буровзрывном способе проходки стволов процесс уборки породы вклю¬ чает ее погрузку в подъемные сосуды и выдачу на поверхность. Продолжитель¬ ность и трудоемкость данного процесса зависят от производительности средств погрузки и подъема, свойств взорванной породы и принятой организации работ. Производительность подъема неравномерно уменьшается с увеличением глубины ствола, а производительность погрузки — по мере выгрузки породы в каждом проходческом цикле. Для механизации погрузки взорванной породы при проходке стволов в основ¬ ном применяются созданные ЦНИИподземмашем грейферные погрузочные ма¬ шины типа КС с механизированным и ручным вождением грейферов. Выдача по¬ роды при проходке и углубке стволов производится проходческими подъемными установками в передвижном и стационарном исполнении, а также приспособлен¬ ными для условий проходки эксплуатационными установками. Основные параметры погрузки породы. Большое влияние на производитель¬ ность грейферной погрузки породы оказывают ее свойства (крупность кусков, гранулометрический состав, коэффициент разрыхления, крепость, влажность, угол естественного откоса и пр.). Каждому конкретному сочетанию свойств по¬ роды соответствуют определенные значения коэффициента заполнения грейфе¬ ров, продолжительность рабочего цикла погрузочной машины и пр. Так в сред¬ них условиях проходки стволов в угольной промышленности коэффициент за¬ полнения грейферов типа КС при погрузке песчаников равен 0,8—0,9, а при погрузке сланцев 0,9—1. По характеру взаимодействия грейфера с породой процесс погрузки в каж¬ дом проходческом цикле подразделяется на две фазы. В первой фазе концы челюстей грейфера не касаются поверхности забоя и он работает в режиме чер¬ пания. Максимальная производительность погрузочной машины достигается в начале этой фазы. По мере выгрузки породы в первой фазе увеличивается ее п.потно'сть, что приводит к снижению производительности погрузочной машины с канатной подвеской грейфера иа 10—30%. Начало второй фазы погрузки соответствует моменту, когда концы челю¬ стей грейфера начинают касаться поверхности забоя, а режим его работы пре¬ вращается в подгребающий. В состав этой фазы входят также операции по раз¬ борке и зачистке забоя перед бурением,что вызывает необходимость применения ручного труда. При этом средняя производительность проходчиков в зависи¬ мости от крепости пород и уровня организации труда изменяется в пределах 0,6—3,5 м3/ч разрыхленной породы. Объем породы во второй фазе возрастает с увеличением вместимости грейфера. Так высота слоя породы этой фазы в целике для грейферов различной вмести¬ мости составляет: 0,22 м3—0,2 м; 0,65 м3 — 0,3 м; 1 г — 0,45 м. Сокращению удельных затрат времени на погрузку породы во второй фазе способствует увеличение глубины шпуров. 313
Другим показателем, который необходимо учитывать при определении про¬ должительности уборки породы, является доля породы р, просыпавшаяся мимо бадьи. Данный показатель, как и коэффициент заполнения, характеризует сте¬ пень полезного использования вместимости грейфера где йб — диаметр бадьи, м; dr. з — диаметр закрытого грейфера, м. Организация уборки породы. Кроме основных операций в процессе уборки породы выполняется большое количество работ вспомогательного назначения (прием, перецепка, отправка и разгрузка бадей; откачка воды; оборка стенок ствола; перепуск проходческого полка; подача сигналов). Поэтому даже при погрузке породы машинами с механизированным вождением грейфера забойная группа состоит из 5—6 проходчиков. В’забое находятся 3—4 проходчика, маши¬ нист в кабине погрузочной машины, помощник машиниста на полке. Большое влияние на сокращение продолжительности вспомогательных операций оказывает выбор рациональных схем расстановки проходчиков, загрузки и расстановки бадей. Одна из рациональных схем загрузки и расстановки бадей в забое при работе подъема с их перецепкой показана на рис. 7.27. Пол ожение 1. Бадья № 1, опущенная на забой через проем Б, находится в секторе II и загружается грейфером из сектора IV через сектор III. Сектор I (на рисунке заштрихован) должен быть свободным, так как через проем А ожидается поступление порожней бадьи № 2. Положение 2. Из проема А поступает бадья № 2 и устанавливается под погрузку в секторе IV. Бадья № 1 при этом догружается грейфером из сектора III. Подъемный канат перецепляется на дужку бадьи № 1. Положение 3. Грейфер начинает загрузку бадьи № 2 из сектора III. В это время через проем А поднимается груженая бадья Ns 1. Положение 4. Грейфер перемещается в сектор II, освобождая проем Б для прохода порожней бадьи и догружая бадью № 2 через сектор 1. (7.13) Положение 1 Положение Z Положение 3 Рис. 7.27. Схема загрузки и расстановки бадей в забое ствола 314
Положение 5. Грейфер перемещается в сектор 1. Через проем Б кроходит порожняя бадья № 3, которая ставится под загрузку в сектор II. £>адья № 2 выдается через проем Б. Положение 6. Процесс погрузки такой же, как и при положении 1. Уборку породы можно вести с перецепкой или без перецепки бадей. Выбор той или иной технологии работ производится сравнением вариантов по критерию минимальных удельных затрат времени при расчете продолжительности уборки зороды в зависимости от глубины ствола. Сокращение ручного труда во второй фазе погрузки породы достигается применением для зачистки забоя пневмомониторов переносного типа. При этом производительность труда проходчиков увеличивается в 1,5—2 раза но сравнению с работой вручную. Продолжительность уборки породы. Расчетная продолжительность уборки породы определяется с учетом динамики производительности погрузки и подъема в следующем порядке. Устанавливается графическая зависимость изменения производительности водъемных установок от глубины ствола. На графике отмечается уровень технической производительности погрузочных машин в начале первой фазы погрузки (принимается по данным технической характеристики погрузочной машины). Строится график изменения производительности уборки породы в за¬ висимости от глубины ствола. При этом производительность уборки породы Руб = т 0 - р) Мм К\ + Q2*l{M4Pf) + «Sen], где Q — объем взорванной породы, м3; Q1^— объем породы первой фазы, м3; З2*5 — объем породы второй фазы, м3; Pj.p. т ~~ средняя техническая произво¬ дительность погрузки породы в первой фазе, ы3/ч; Мм — число одновременно работающих в забое погрузочных машин; k0 — коэффициент одновременности работы погрузочных машин; Мч — число проходчиков, занятых во второй фазе Еогрузки породы; Р2ф — производительность проходчика во второй фазе по¬ грузки породы, м3/ч; *"сп — продолжительность выполнения вспомогательных операций, ч. Коэффициент одновременности работы погрузочных машин типа 2КС-2у/40 ш 2КС-1М принимается равным 0,85. Значения коэффициентов одновременности работы пневмогрузчиков КС-3 приведены в табл. 7.7. Таблица 7.7 Коэффициент одновременности работы Диаметр ствола в свету, м Число пневмо* грузчиков в забое Коэффи¬ циент одно¬ временности работы Диаметр ствола в свету, м Число пневмо- грузчиков в забое Коэффи¬ циент одно¬ временности работы 4,5 1 1 7 3 0,85 5 1 1 7,5 4 0,7 5,5 1 1 8 4 0,75 6 2 0,95 9 4 0,8 6,5 3 0,8 Продолжительность вспомогательных операций в среднем составляет; на скоростных проходках 0,5 ч; иа обычных — 0,8—1 ч. Средняя производительность труда проходчика во второй фазе погрузки вороды может быть принята по данным табл. 7.8. Средняя техническая производительность погрузки породы в первой фазе ^.т=№ + ^пФКт)/2. 315
Таблица 7.8 Средняя производительность труда проходчика Коэффициент крепости пород Выемка породы Средняя производитель¬ ность труда проходчика, мя/ч (в разрыхленном состоянии) /= 3-=-6 Пневмомонитором 2,6 Вручную 1.6 f= 7-г-10 Пневмомонитором 1.9 Вручную 1.2 /= 12-ъ16 Пневмомоннтором 1.3 Вручную 0,8 где — техническая производительность погрузки породы в начале фазы, м3/ч; — техническая производительность погрузки породы в конце фазы, м3/ч. Л‘Ф? = ^пФт(2/г1Ф“-0. где коэффициент перехода от максимальных показателей к средним в пер¬ вой фазе (для погрузочных машин с канатной подвеской грейфера принимается равным 0,7—0,9). В случае, когда производительность подъема лимитирует техническую про¬ изводительность погрузочных машин в начале первой фазы, вместо Р^“ в фор¬ мулу подставляется значение производительности подъема. Средняя продолжительность уборки породы: общая T$ = Q/P%; удельная 7.3.4. Крепление Технология возведения постоянной крепи зависит от ее вида и схемы проходки ствола. В обычных горно-геологических условиях проходки стволов наибольшее распространение получила монолитная крепь из быстротвердеющего бетона, как наиболее экономичная и менее трудоемкая. Разновидностью монолитной бетонной крепи является набрызгбетон, который находит применение в устойчивых и прочных породах при ограниченных при¬ токах воды, а также для ремонта отдельных участков стволов. В особо тяжелых горно-геологических условиях используется тюбинговая крепь. Крепление стволов монолитным бетоном. Монолитная бетонная крепь при¬ меняется для крепления вертикальных стволов круглого сечения, проходимых в породах III категории и выше (/> I) обычным способом и с применением искусственного замораживания. Доставка бетонной смеси к стволу. Бетонная смесь производится на централизованных стационарных заводах или на приствольных бетонорастворных установках. Для ее перевозки используют автосамосвалы, автобетоновозы и автобетоносмесители. Данные по автосамосвалам приведены в табл. 7.9. Допустимое время нахождения в пути бетонной смеси с подвижностью 10— 14 см при перевозке в автосамосвалах составляет 0,3 ч, в автобетоновозах до 316
Данные по автосамосвалам Таблица 7.9 Марка автосамосвала Грузоподъемность, кг Вместимость кузова, м3 Скорость, км/ч ЗИЛ-ММЗ-555А 4 500 3 90 MA3-503A 8 000 5 75 КрАЗ-256Б 12 000 6 68 Таблица 7.10 Данные по автобетоновозам Марка базового автомобиля Грузо- подьемность, кг Вместимость кузова, м3 Скорость, км/ч Время разгрузки, с геоме¬ триче¬ ская полез. ная ЗИЛ-ММЗ-555А 4 500 3 не 90 15 MA3-503A 8 000 5 3,2 75 20 КрАЗ-256Б 12 000 6 4 68 25 0,5 ч. При средней скорости движения 30 км/ч допустимые расстояния пере¬ возки соответственно равны: для автосамосвала 10 км, для автобетоновоза 15 км. Технические данные по автобетоновозам приведены в табл. 7.10. При доставке бетонной смеси на большие расстояния следует применять автобетоносмесители (табл. 7.11). При проходке глубоких стволов с большим объемом бетонных работ прак¬ тикуется строительство приствольных бетонных узлов. Мобильные бетоносмесительные установки целесообразно использовать при проходке неглубоких и углубляемых стволов. Приемка и транспортирование бетонной смеси 5 ствол. Спуск бетонной смеси в ствол производят в бадьях, специальных контейнерах и по трубам. Наибольшее применение в отечественной практике находит спуск бетонной смеси по трубам. С применением данной технологии Таблица 7.11 Данные по автобетоносмесителям Характеристика Модель СБ-02 СБ-69 Марка базового автомобиля КрАЗ-258 МАЗ-504 Объем готового замеса, м8 Геометрический объем смесительного барабана, м3 4 2,6 6,1 6,1 5 гол наклона смесительного барабана к горизонту, 15 15 Iрадус Вместимость бака для воды, л 750 530 Высота загрузки, мм 3520 3420 Максимальная высота разгрузки, мм Основные размеры, мм: 1950 1650 длина 8000 6600 ширина 2700 2600 высота 3500 3400 317
и доставки бетонной смеси к стволу автотранспортом у ствола располагают поверхностный (рис. 7.28, а) или заглубленный приемный бункер с необходимым наклоном днища (рис. 7.28, в). Наклон поверхностного бункера обеспечивают с помощью лебедки после выгрузки в него бетонной смеси или рядом устанавли¬ вают эстакаду (рис. 7.28, б). Для улучшения текучести смеси к днищу бункера крепят вибратор. Из бункера смесь поступает в приемную воронку бетонопровода, оборудованную решеткой с вибратором. Регулирование подачи смеси из бункера производится шибером. Для бетонопроводов используют стандартные трубы из обычных углероди¬ стых сталей с внутренним диаметром 150 мм и толщиной стенок 6—8 мм. Рис. 7.28. Схемы расположения приемного бункера при подаче бетонной смеси в ствол Подвеска бетонопроводов осуществляется в двух вариантах: на канатах проходческих лебедок или жестко к крепи ствола. В сечении ствола трубопро¬ воды располагают с учетом возможности их осмотра и мелкого ремонта с бадей или спасательной лестницы. Наращивание бетонопроводов, подвешиваемых на канатах, производится с поверхности. При этом используют специальное телескопное устройство, обра¬ зуемое трубой меньшего диаметра с приемной воронкой и верхней трубой бетоно¬ провода. По мере подвигания забоя став труб может опускаться на длину теле¬ скопного устройства без наращивания. Жесткая подвеска лучше обеспечивает вертикальность бетонопроводов, что позволяет увеличить срок службытруб и сократить число лебедок на поверхности. Наращивание бетонопроводов в этом случае производится, как правило, с про¬ ходческого полка. Узлы крепления бетонопроводов к стенке ствола и стыковки труб, от которых также зависит срок их службы, имеют различные конструктивные решения: с по¬ мощью хомутов, полумуфт и тяг со стяжными гайками и пр. Некоторые наи¬ более часто применяемые схемы жесткой подвески бетонопроводов и конструкции соединений труб показаны на рис. 7.29. При качественной стыковке труб, вертикальности их подвески, очистке става после каждого цикла бетонирования среднее количество смеси, которое может быть пропущено по трубе бетонопровода, по данным практики составляет 4—5 тыс. м3. 318.
а а — конструкции ВНИИОМШСа; б — конструкции треста Донецкшахтопроходка; с — конструкции треста Кривбассшахтопроходка: 1 — стакан; 2 — хомут; 3 — швеллер; 4 — полухомут; 5 — тяга; 6 — стержень; 7 — балка; 8 — труба; 9 — кронштейн; 10 — центровочный болт; 11 — полумуфта; 12 — пластина; 13 — ребро Для снижения скорости бетонной смеси при выходе ее из бетонопровода последний оборудуется специальным гасителем скорости. Наиболее распростра¬ ненная конструкция такого гасителя приведена на рис. 7.30. Бетонная смесь, поступающая из гасителя скорости, по системе труб, жело¬ бов или «хоботов» подается за опалубку. Возведение крепи. Для возведения крепи из монолитного бетона используются деревянные, инвентарные и передвижные металлические опалубки. Применение деревянной и инвентарной металлической опалубок связано с большими затратами ручного труда и поэтому целесообразно лишь при неболь¬ ших объемах работ. В качестве основного средства механизации возведения монолитной бетонной крепи ствола нашли передвижные металлические опалубки, конструкции которых систематизируются следующим образом: по конструкции (створчатая, секционная, комбинированная — створчато-секционная, цанговая, опалубка со щитом-полком, полок-опалубка, еамоцентрирующаяся опалубка, шагающая опалубка, опалубка с конусным поддоном); 319
Рис. 7.30. Гаситель скорости движения бетонной смеси: / чугунный вкладыш; 2 — стяжные болты; 3 — бе- тонопровод Рис. 7.31. Конструкции опорных венцов: а — оДйоконический; б — двух конический; в — ком- бннированный 4 по способу у с т р о й с т в'а пикотажной перемычки (без опорного поддона, с опорным поддоном); по типу связи опорного поддона с опалубкой (жестко прикреплен к опалубке, прикреплен к опалубке с возможностью неко¬ торого перемещения, имеет самостоятельную систему подвески); по способу подвески (к проходческому полку, на канатах к специальным лебедкам, к направляющим канатам, шагающая без подвески); по способу отрыва от бетона (ручными механизмами отрыва, самоотрывающаяся). Наибольшее применение находят секционные самоотрывающиеся опалубки. Схема возведения монолитной бетонной крепи в основном предопределяется принятой технологией проходки ствола. При последовательной и параллельной схемах проходки ствола бетонирова¬ ние заходками производят в направлении снизу вверх. Для этого применяют секционную опалубку без поддона, соединенную, как правило, с проходческим полком. Роль пикотажной перемычки в первой заходке бетонирования при последо¬ вательной схеме проходки выполняет выровненная взорванная порода, на которую устанавливают опалубку. При параллельной схеме проходки пикотаж- ную перемычку устраивают в виде дощатого настила натяжной рамы. В обеих схемах пикотаж и замоноличивание технологического шва между заходками про¬ изводят один раз на протяжении всего звена. Перед бетонированием очередной заходки опалубка поднимается из расчета, чтобы ее нижняя часть на 20—30 см перекрывала бетон предыдущей заходки, чем облегчается точная установка опа¬ лубки и обеспечивается хорошее качество технологических швов крепи. Для поддержания выше расположенного участка крепи с ее возведением по данным схемам в слабых или обводненных массивах устраивают опорные венцы с расположением их в более прочных породах. Опорные венцы устраивают также на сопряжениях ствола с выработками околсствольного двора и на уча¬ стках, пройденных с применением искусственного замораживания. 320
Конструкции опорных венцов (рис. 7.31) в зависимости от крепости окружа¬ ющих пород могут быть одноконическими, двухконическими и комбинированными. Ширина основания опорных венцов е находится в пределах 0,5—1 м, в креп¬ ких породах она меньше, в менее крепких — больше. При прочих равных условиях ширина двухконического венца меньше одноконического в 1,3—1,5 раза. Высота венца выбирается из расчета, чтобы при данной его ширине угол конус- кссти находился в пределах 30—35°. В случае проектирования бетонных или железобетонных опорных венцов расстояния между ними следует принимать равными: Категория пород II IV—V VI Коэффициент крепости пород f — 1 f — 2 — 3 / < 4 Расстояние, м 10 — 15 15 — 30 30 — 50 Размеры опорных венцов определяются на основании практического опыта и путем расчета. При совмещенной и параллельно-щитовой схемах проходки бетонирование заходками производится в направлении сверху вниз. В параллельно-щитовой схеме используют самоцентрирующуюся передвижную секционную опалубку с опорным поддоном для устройства пикотажной перемычки. Опалубка и опор¬ ный поддон имеют независимые системы подвески. В совмещенной схеме с парал¬ лельным выполнением работ по погрузке породы и возведению постоянной крепи используют секционную опалубку с жестко прикрепленным поддоном. В совмещенной схеме при последовательном выполнении работ применяют секционную опалубку без поддона. Роль пикотажной перемычки выполняет взорванная порода. Во всех схемах бетонирования в направлении движения сверху вниз работы по устройству пикотажной перемычки и замоноличиванию технологического шва выполняются в каждой заходке, что несколько увеличивает трудоемкость работ и снижает качество крепи по сравнению с бетонированием заходками в направ¬ лении снизу вверх. ЦНИИподземмашем разработана опалубка с коническим поддоном, конструк¬ ция которой позволяет формировать двухслойный технологический шов с увели¬ ченной поверхностью стыка и улучшить растекаемость бетонной смеси при ее укладке. Для крепления стволов применяют опалубки высотой от 1,5 до 5 м. С увели¬ чением рабочей высоты опалубки снижаются затраты труда по возведению крепи, увеличивается скорость проходки, уменьшается число технологических швов. С другой стороны, увеличение высоты опалубки приводит к росту затрат по осна¬ щению ствола и эксплуатации оборудования. Расчеты показывают, что рабочая высота передвижной призабойной опалубки по этим факторам находится в пре¬ делах 4—4,5 м. Другим ограничивающим высоту опалубки условием является устойчивость незакрепленных породных стенок. Подачу бетонной смеси за опалубку необходимо производить непрерывно и уплотнять послойно электрическими или пневматическими вибраторами (табл. 7.12). Толщина слоев должна быть не более 0,5 м. Таблица 7.12 Технические показатели вибраторов Показатель Тип вибратора и-ьо П-86 И-П6 пмв Число вибраций в минуту 5700 5800 6700 8500 Длина, мм 1167 1300 4380 2200 и более Масса, кг 20 31,5 32 12,5 и более Радиус действия, мм 300 300 150 300 350 350 180 350 И П/р В. В. Белого 321
Продолжительность работ. Продолжительность (ч) процесса крепления каждой заходки Гкр = (C/fer) Кп + ^кр3. где Q — объем бетона на 1 м ствола с учетом переборов породы, м3; — суммарная производительность подачи бетонной смеси по трубопроводам, мР/ч; Лоп — рабочая высота опалубки, м; t£p 3 — продолжительность подготовительно¬ заключительных и вспомогательных операций, не совмещенных с процессом укладки бетонной смеси, ч. Продолжительность (ч/м) крепления 1 м ствола 4l = Tjhon. Производительность подачи бетонной смеси зависит от производительности бетонного узла, схемы доставки смеси к стволу, количества и пропускной способ¬ ности трубопроводов. В табл. 7.13 приведены примерные значения производи¬ тельности подачи бетонной смеси по трубопроводам при ее доставке автотранспортом. Продолжительность и трудо¬ емкость выполнения подготови¬ тельно-заключительных и вспомо¬ гательных операций (табл. 7.14) за¬ висит от горнотехнических условий проходки ствола, типа опалубки и бетоноразводящих устройств, коли¬ чественного состава звена и пр. Крепление стволов набрызгбетоном. Набрыз- гбетон применяется в стволах, про¬ ходимых в крепких и устойчивых породах с притоком воды не более 8 м3/ч. В породах средней крепости и достаточно устойчивых набрызгбетон при¬ меняется в сочетании с анкерной крепью и проволочной рулонной сеткой. Для возведения набрызгбетониой крепи применяют специальное оборудова¬ ние, основной частью которого являются машины для затвореиия смесей трех типов: камерные, роторные и шнековые. В зависимости от горно-геологических условий применяются две технологи¬ ческие схемы возведений набрызгбетониой крепи: вслед за подвиганием забоя (при бетонировании без сетки), с щитом-оболочкой (при бетонировании с сеткой). По второй схеме установка анкерных болтов, сетки и нанесение раствора про¬ изводятся с этажей подвесного полка. В зависимости от размещения машин для приготовления смеси и способа ее подачи к месту укладки применяются три технологические подсхемы работ. При установке машины на поверхности сухая смесь подается в ствол по ме¬ таллическому трубопроводу, к которому подсоединяется материальный рукав с соплом. В случае, когда машина находится в стволе, ее загрузка производится су¬ хой смесью, транспортируемой с поверхности по трубам. Третий вариант предусматривает загрузку машины сухой смесью на поверх¬ ности и последующий ее спуск в загруженном состоянии в ствол. Различают сухой и мокрый способы набрызга. При сухом способе смесь выдувается из машины по шлангу в сопло, в котором перед вылетом она сма¬ чивается водой из другого шланга. При мокром способе в герметически закрытый резервуар машины загружают готовую смесь, которая затем выталкивается под действием сжатого воздуха и наносится на поверхность выработки. По сравнению с монолитной бетонной крепью применение набрызгбетона обеспечивает сокращение выемки породы в среднем на 20 %, расхода цемента до 50 %, стоимости проходки ствола на 30—35 %. Производительность труда проходчиков по возведению крепи возрастает в 2—2,5 раза. 322 Таблица 7.13 Производительность подачи бетонной смеси Производительность подачи бетонной смеси. Число м8/ч трубо- проводов максималь- средняя пая 1 6—8 12—15 2 12—16 23—30
Затраты на цикл бетонирования Таблица 7.14 Затраты на цикл бетонирования Операция Число людей на опе¬ рации опалубка опалубка с поддоном без под¬ дона жестким отъем¬ ным регули¬ руемым Планирование взорванной породы 4 35 * 140 — — — Сжатие опалубки форкоп- фами 4 17 68 17 68 17 68 17 68 Обивка уступов на стыке 4 9 36 9 36 9 36 9 36 Опускание опалубки 2 7 14 7 14 7 1Т 7 14 Центрирование опалубки 3 16 48 16 48 16 48 16 48 Разжатие опалубки 4 18 72 18 72 18 72 18 72 Подсыпка породы 4 12 48 — — — Разбор пикотажной пере¬ мычки 4 29 116 25 100 29 116 Укладка дощатого веера в опорный поддон 4 — 84 336 44 176 64 256 Сжатие опережающей опа¬ лубки поддона 4 — — 22 88 — Спуск н центрирование опе¬ режающей опалубки-под¬ дона 4 11 44 Наращивание бетоноразво¬ дящего устройства 2 — — 32 64 — Снятие части бетоноразво¬ дящего устройства 2 — — 27 54 — Заделка технологического стыка 4 30 120 30 120 30 120 30 120 * В числителе приведена продолжительность выполнения операций в минутах, в знаменателе — трудоемкость в человеко-мннутах. И* 323
К недостаткам набрызгбетона относятся: большая трудоемкость операции по вождению сопла, потеря около 25 % материала из-за отскока и вредное влия¬ ние на работающих пылеобразования. Данный вид крепи является перспективным при условии устранения этих недостатков. Возведение сборной крепи стволов. В отечественной практике проходки вертикальных стволов в качестве сборной крепи нашли при¬ менение чугунные и железобетонные тюбинги. Наибольшее применение железо¬ бетонные тюбинги нашли в период 1955—1970 гг. В последнее время при сооружении стволов в особо тяжелых условиях (в сла¬ бых и неустойчивых породах, в агрессивной среде, на контакте с замороженными породами и т. п.) находят применение чугунные тюбинги. Тюбинговую крепь возводят в на¬ правлении сверху вниз [(при совме¬ щенной и параллельной схемах про¬ ходки) и снизу вверх (при последова¬ тельной схеме). Работы по возведению данного ви¬ да крепи при совмещенной схеме проходки выполняют в следующей по¬ следовательности. С использованием специальных тележек, тельфериых эстакад или автопогрузчиков тюбинги подают к стволу, прицепляют посред¬ ством специальной траверсы к канату подъемной машины и опускают в ствол. Затем тюбинг перецепляют на травер¬ су, прикрепленную к канату тельфер- ной установки или лебедки. С помощью тельфера по кольце¬ вому монорельсу тюбинг подается к месту установки и сбалчивается с ра¬ нее установленными. При использова¬ нии лебедки траверса оборудуется двумя тросами, которые предваритель¬ но пропускаются в болтовые отверс¬ тия нижних ребер установленных тю¬ бингов и затем — в соответствующие отверстия верхних ребер устанавли¬ ваемого тюбинга, где закрепляются. С помощью лебедки тюбинг подтяги¬ вается к месту установки и скрепляет¬ ся болтами с установленными тюбин¬ гами (рис. 7.32). Тюбинговая крепь подвергается герметизации, включающей чеканку радиальных и круговых стыков с использованием свинца (для чугунных тю¬ бингов), пеньковых канатов, пасты из быстрствердеющего цемента и пневмати¬ ческих чеканочных молотков. После герметизации закрепное пространство заполняется тампонажным рас¬ твором. Для этого в конце каждой заходки устраивают бетонные или железо¬ бетонные венцы (при чугунных тюбингах) и опорные пояса (манжеты) из цементно¬ песчаного раствора (при железобетонных тюбингах), которым закрепное про¬ странство заполняется на высоту двух тюбинговых колец. Для тампонажа при¬ меняются цементно-песчаные растворы состава от 1 : 4 до 1 : 10 (в зависимости от притоков воды и величины закрепного пространства). В качестве ускорителя твердения раствора используются добавки хлористого кальция в количестве до 5 % от массы цемента. Тампонажные растворы готовят на поверхности в растворо- или глиномешалках и по ставу труб нагнетают за крепь. К недостаткам тюбинговой крепи по сравнению с монолитной бетонной от¬ носятся: высокая стоимость, необходимость тампонажа закрепного пространства, Ш Рис. 7.32. Схема навески тюбингов в стволе: I — тюбинг; 2 — канат траверсы; 3 — канат лебедки на поверхности; 4 — по¬ лок
использование проходческого подъема для спуска тюбингов или установка обо¬ собленного подъема, сложность установки элементов армировки, ухудшение аэродинамической характеристики ствола, трудность приведения ствола в без¬ опасное состояние после выполнения взрывных работ. 7.3.5. Проектирование организации проходческих работ Определение основных параметров проходческих работ производят на ста¬ дии проектирования сооружения ствола и заканчивают расчетом основных тех¬ нико-экономических показателей, которые служат в качестве исходных данных при выборе оптимальных вариантов оснащения и технологических схем про¬ ходки ствола. Наиболее эффективной формой организации при проходке вертикальных стволов является организация работ по цикличному графику, в котором отра¬ жаются взаимосвязь и последовательность выполнения всех проходческих опе¬ раций. Исходным параметром, определяющим объем работ по выемке породы в про¬ ходческом цикле, является оптимальная глубина шпуров, которая зависит от технических характеристик применяемого оборудования, свойств пересекаемых пород, взрывчатых материалов и квалификации проходчиков. При современных средствах механизации оптимальная глубина шпуров в средних условиях нахо¬ дится в пределах 3—4,5 м. Основным критерием оптимальности параметров проходческого цикла по фактору скорости выполнения работ являются затраты рабочего времени иа все несовмещенные операции, отнесенные к 1 м или 1 м3 проходки ствола (удельные затраты времени). Удельные затраты времени определяют двумя способами: по нормативной трудоемкости работ на проходческие работы и числу про¬ ходчиков в соответствии с их рациональной расстановкой по рабочим местам; по достигнутой производительности применяемого оборудования и необхо¬ димому для его обслуживания числу проходчиков. Общие удельные затраты времени (ч/м) по первому варианту расчета при совмещенной технологической схеме проходки где Уд — продолжительность цикла, ч. Тц— (^см^шЛ1) [У/(^б^б) + 1]Snp/{kuHп) + T) (Snp — Sen)/(^бет^бст)], где tCM — продолжительность рабочей смены, ч; и — число проходчиков в бри¬ гаде; feg. kn, fegei — коэффициенты перевыполнения норм выработки соответ¬ ственно по процессам бурения, погрузки и бетонирования; Но, Ни, Нбет — кормы выработки соответственно по бурению шпуров (м), погрузке породы (м3 в массиве), укладке бетонной смеси (м3); Snp, Scb — площади поперечного сече¬ ния ствола соответственно в проходке и в свету, м2. По второму варианту расчета общие удельные затраты времени: при последовательной технологической схеме £*УА = Гц/(/шТ]), 2 *уя=(*/*пр) [^дв. р+*$++*K,/(W)J; при совмещенной технологической схеме 2<уя=(•/*,*)№. р+$+*сО при параллельной технологической схеме 2 <уя=0/*пр) р+Пе+КкЛ*а)1; при параллельно-щитовой технологической схеме т
где /гпр = 0,854-0,9 коэффициент потерь рабочего времени на простои и ремонт¬ ные операции; RK1 — трудоемкость навески одного кольца временной крепи; — шаг установки временной крепи; тк — число рабочих при установке вре¬ менной крепи; kc = 0,9-40,95 — коэффициент сокращения продолжительности возведения постоянной крепи за счет совмещения процессов крепления и уборки породы). Месячная скорость (м) проходки ствола %ес=ммес24дауд, где Ммес — число рабочих дней в месяце, затраченных на проходку ствола. 7.4. СООРУЖЕНИЕ ПРИСТВОЛЬНЫХ КАМЕР И СОПРЯЖЕНИЙ К приствольным выработкам относятся устья сопряжений околоствольных дворов, вентиляционных каналов, водотрубных ходков и прочих выработок, примыкающих к стволу, камеры загрузочных устройств, перекачных станций, зумпфсвых насосов и другие камеры, которые располагаются, как правило, в ски¬ повых стволах. В вентиляционных и воздухоподающих стволах сметная стоимость работ по устройству сопряжений составляет около 4 % стоимости работ по сооружению ствола, а в главных и вспомогательных стволах достигает 10 %. Работы по рассечке сопряжений и проходке приствольных камер весьма сложные, трудоемкие и занимают до 5—7 % от продолжительности сооружения ствола. При проведении этих выработок следует учитывать их следующие особен¬ ности: приствольные выработки, как правило, имеют большую ширину, а сопря¬ жения — значительную высоту; в устье сопряжений вмещающие породы дважды подвержены разрушениям под действием взрывных работ; при уборке породы возникает необходимость транспортировать разрушенную породу на расстояние до 25 м и более. В связи с этим необходимо изменять технологию, принятую при проходке ствола, и сооружать дополнительные устройства (полки, настилы, леса и др.). 7.4.1. Форма, размеры и конструкция приствольных выработок и сопряжений Форма поперечного сечения сопрягающихся со стволом выработок может быть прямоугольной, сводчатой, полуциркульной, подковообразной (без обрат¬ ного свода или с обратным сводом), а также круглой. Выбор сечения сопряже¬ ния зависит ст свойств пород, назначения выработки, места ее заложения и находящегося в ней оборудования. В каждом конкретном случае форма и раз¬ меры выработки определяются инженерным расчетом. Приствольные выработки небольшой площади сечения . обычно >, располагают ^непосредственно у ствола (временные перекачные, насосные камеры и т. д.). Сопряжения выработок околоствольного двора с вертикальными стволами условно можно разделить на два типа: сопряжения с наклонным сводом и пере¬ менней площадью сечения и сопряжения с горизонтально расположенным сводом. Первому типу сопряжений присущ ряд недостатков не только технического, но и технологического характера. Усложняются работы буровзрывного ком¬ плекса, по возведению постоянной крепи, наблюдаются значительные переборы пород. Это обусловлено тем, что массив горных пород, примыкающий к сопряга¬ ющимся выработкам, дважды подвергается воздействию взрывных работ: первый раз при проходке ствола, а второй — при проходке сопряжения. По мере уда¬ ления от ствола воздействие взрывных работ на массив горных пород умень¬ шается и на расстоянии 7—9 м от ствола переборы почти не превышают величин, допускаемых при взрывных работах в протяженных выработках. При прове¬ дении сопряжений второго типа перечисленные недостатки исключаются, 326
7.4.2. Технология проведения сопряжений При проведении приствольных выработок и сопряжений выполняются тех¬ нологические процессы: разрушение массива горных пород забоя, возведение временной предохранительной крепи, уборка породы, возведение постоянной крепи. Разрушение массива горных пород может производиться комбайновым и бу¬ ровзрывным способами. В настоящее время при проведении сопрягающихся со стволом выработок применяется в основном взрывной способ разрушения забоя. Расчет параметров БВР производят обычным способом, как и для горизонталь¬ ных выработок. Общее число шпуров для забоя сопряжений N — [S + (h + b) w]lw2, где S — площадь забоя вчерне, м2; h — высота забоя, м; Ь — ширина забоя, м; w — л. н. с., м. Расстояние между шпурами принимают обычно равным л. н. с., которую выбирают по таблицам или исходя из опыта проведения выработок в аналогич¬ ных горно-геологических условиях. При необходимости расчета л. н. с. поль¬ зуются эмпирической формулой w « где k = 1,8-5-2,4 — коэффициент, зависящий от типа и диаметра заряда, при¬ меняемого ВВ. Немаловажным фактором, влияющим на качество взрывных работ у устья сопрягающихся выработок, является сейсмическое действие взрыва. Наиболь¬ шая скорость колебания частиц пород и воздействие на развитие трещин в закон¬ турном массиве наблюдается при взрывании зарядов во врубовых шпурах. Скорость колебания для врубовых шпуров примерно в два раза больше, чем для окоитуривающих. Причем разница в скорости колебания частиц массива горных пород при взрывании зарядов шпуров вруба зависит от его конструкции и оче¬ редности взрывания. Для уменьшения сейсмического действия взрыва целесообразно применять шагающие врубы с постепенным заглублением в массив. Использование спи¬ рально-шагающих и прямых врубов с рассредоточенными зарядами, в которых заряды взрываются последовательно, позволяет уменьшить разрушение закон¬ турного массива устьев сопрягающихся выработок. С целью снижения нарушений законтурного массива при проведении при¬ ствольных выработок устья сопряжений целесообразно проводить небольшими захсдками длиной 1—1,5 м с одновременным взрыванием небольшого количества ВВ и применением контурного взрывания. При отходе от устья на 4—5 м взрыв¬ ные работы ведут по принятой технологии проведения приствольной выработки. После выполнения взрывных работ необходимо обеспечить безопасность проходческих работ. При проведении приствольных выработок устье сопряжения является самым опасным по вывалам пород. Для обеспечения безопасности работ применяют различные виды предохранительной крепи. Наиболее часто приме¬ няют железобетонные или металлические анкеры с сеткой, металлические верх- няки с подхватами на анкерах. В тресте Донецкшахтопроходка получила распространение опережа¬ ющая пре д.о хранитель пая крепь (рис. 7.33). Перед началом работ по проведению сопряжения из забоя ствола выше контура выработки на 10—15 см бурят шпуры из расчета 3—4 шпура на 1 м периметра глубиной 3,5— © м. В шпуры диаметром 52 мм вводят металлические трубы или стальную арматуру и нагнетают цементный раствор (В : Ц = 1 : 2). Выступающие концы анкеров прикрепляют к стальной арматуре крепи ствола, а при бурении шпуров через крепь ствола концы арматуры оставляют в железобетоне. Под защитой предохранительной опережающей крепи производят выемку пород и другие ра¬ боты проходческого цикла. При больших площадях поперечных сечений сопряжений выработок около- етвсльных дворов целесообразно у устья сопряжения установить первые две {обычно спаренные) металлические рамы, выше которых следует установить опе¬ 327.
режающую крепь и произвести бетонирование стенок ствола и забоев сопряжений с помощью секционной опалубки. Затем опалубка поднимается над сопряжением. Буровзрывные работы в этом случае по забою сопряжения ведут по бетону, который еще не набрал своей прочности. Для обеспечения качественного оконту- ривания устья выработки по своду сопряжения отбойными молотками пробивают штробу. Применение такого способа крепления устья сопряжения обеспечивает безопасность проходческих работ при проведении приствольных выработок, предотвращает разрушение крепи ствола у устья сопряжения. Работы по выемке породы и возведению крепи по возможности должны быть механизированы с мак¬ симальным использованием оборудования, применяемого при проходке ствола. Размеры обнажений массива горных пород должны быть минимальными. При выборе технологической схемы проведения приствольных выработок следует учитывать гор¬ но-геологические условия, форму сопряжения, вид крепи и приме¬ няемого оборудования. Сопряжения прово¬ дят: 1) сплошным забоем, 2) с ис¬ пользованием опережающей выра¬ ботки, 3) слоями сверху вниз; 4) независимыми забоями с по¬ мощью бортовых выработок, 5) ком¬ бинированным способом, при кото¬ ром в первую очередь проводят свод сопряжения с помощью одной цент¬ ральной или двух бортовых выра¬ боток. В условиях строящихся и ре¬ конструируемых шахт получили распространение третий и пятый способы. В настоящее время в Дон¬ бассе сопряжения большой площа¬ ди сечения проводят сплошным за¬ боем с использованием передвижных полков. При проведении таких сопряжений сплошным забоем с применением передвижных полков к началу проходческих работ де¬ лают засечки сопряжений на 6—10 м. В крепи ствола устанавливают консоль¬ ные балки, на которые укладывают продольные балки. На рельсовом пути монтируется передвижной полок с ограждением. На полке устанавливают бу¬ рильные машины типа БУ-1. Бурение шпуров можно совмещать с уборкой по¬ роды. Во время производства взрывных работ полок устанавливают в противо¬ положном забое. Применение полка позволяет совмещать проходческие работы в двух забоях при выполнении работ одной бригадой и механизировать уста¬ новку арочной крепи. Проведение сопряжения с опережающей выработкой целесообразно осуще¬ ствлять по устойчивым породам при ширине сопряжения до 5 м. Опережающий забой крепят анкерами или облегченной арочной крепью. Работы проходческого цикла выполняют по одному забою или по двум забоям в одном направлении одновременно. Сооружение приствольных выработок, имеющих большую высоту, произво¬ дят послойно. Сечение выработки разбивают на слои высотой, обеспечивающей применение проходческого оборудования и механизмов. Послойное проведение приствольных выработок можно производить одновременно с проходкой ствола и после проходки ствола. При проходке ствола выше верхнего яруса сопряжения возводят опорный венец. Ствол проходят до отметки почвы верхнего слоя. Буровзрывные работы по стволу выполняют по обычной технологии с последующим взрыванием забоя сопряжения или с предварительным изменением сечения ствола в районе сопря- 4 Рис. 7.33. Конструкция временной пред¬ охранительной крепи сопряжения: 1 — железобетонный анкер; 2 — жнмок; 3 — металлический трос диаметром 6—10 мм; 4 — анкер; 5 — бетонная крепь ствола 328
Рис. 7.35. Схема одновременного крепления сопряжения ствола: / — бетонопровод; 2 — патрубок для подсоединения сжатого воздухз; 3 — колено; 4 — гибкий бетононровод; 5 — секционная стволовая опалубка; 6 — деревянная опалубка Рис. 7.36. Схема проходки сопряжения независимыми забоями с помощью бортовых выработок жения с круглого на квадратное. Для этого в местах разделывания углов сопря¬ жения бурят дополнительные шпуры — в промежутке между окружностями окентуривающих и отбойных шпуров. Часть отбойных шпуров несколько сдви¬ гают к центру ствола, а оконтуривающие наклоняют в сторону разделываемого угла. Расстояние между концами шпуров не превышает принятой ранее л. н. с. В последующих взрывах в углу образовавшихся дополнительных обнажений бурят еще по одному шпуру. После двух взрывов ствол приобретает прямоуголь¬ ную конфигурацию. Глубину и число шпуров принимают в соответствии с пас¬ портом буровзрывных работ. Стенки ствола крепят временной анкерной крепыо с металлической сеткой. Буровзрывные работы по забою сопряжения осущест¬ вляют из ствола. Уборку породы производят непосредственно в ствол с после¬ дующей выдачей ее в бадьях на поверхность (рис. 7.34). Первые две-три заходки общей длиной до 3 м крепят постоянной крепыо одновременно с креплением ствола (рис. 7.35). Затем углубляют ствол на заходку в производят работы по нижнему слою сопряжения. Аналогичным образом осу¬ ществляют работы по другим нижележащим слоям. При уменьшении площади сечения переходят на проведение приствольной выработки полным сечением. 329
Порядок проведения сопряжения с помощью бортовых выработок при сов¬ мещенной схеме проходки ствола псказзн на рис. 7.36, а. По этой схеме с под¬ ходом забоя ствола к месту сопряжения забой расширяется в стороны обеих вет¬ вей на глубину 1—1,5 м и таким образом ствол проходится до почвы сопряжения. Постоянную крепь на этом участке возводят с помощью передвижной стволовой опалубки и специальной опалубки, устанавливаемой в сопряжении вслед за подвнганием забоя ствола. После этого проводят бортовые выработки I шириной 1,8—2 м и высотой 2—2,5 м с оставлением целика между ними (рис. 7.36, б). В качестве временной крепи устанавливают деревянные неполные рамы. После проведения и крепления бортовых выработок на длину 8—10 м проводят и кре¬ пят свод сопряжения (рис. 7.36, б) и, наконец, вынимают породный целик. После этого осуществляют дальнейшую проходку ствола. Последовательность ведения работ при проведении сопряжений комбини¬ рованным способом сохраняется такой же, как и при проходке слоями сверху вниз. При проходке стволов по параллельной или параллельно-щитовой схеме, когда стволы^проходят с доводьно_высокой скоростью и пространство, не закреп¬ ленное постоянной крепью, достигает значительной высоты (25—40 м), безо¬ пасней и эффективней проводить со¬ пряжения после проходки ствола на полную глубину. В этом случае ствол на участке сопряжения проходят так¬ же с уширением в стороны ветвей на 1—1,5 м. Этот участок закрепляется анкерной крепью или постоянными арками с железобетонной затяжкой. Постоянная крепь возводится совмест¬ но со стволом с применением пере¬ движной опалубки. В это время по мере крепления ствола из забоя про¬ изводят демонтаж щитовой оболочки и породопогрузочной машины. По окон¬ чании крепления на конечную глу¬ бину ствола демонтируют поддон опа¬ лубки (если он есть), а опалубку поднимают и устанавливают выше сопряжения на 15—20 м. На каркас опалубки монтируют временный пере¬ крывающий полок с проемами для бадей, на котором устанавливают пневматические лебедки. На канаты ле¬ бедок навешивают грузчики КС-3, с помощью которых при проведении сопря¬ жений грузят породу из ствола в бадьи. На уровне почвы сопряжения с исполь¬ зованием подкулачных балок или балок нижнего яруса станка постоянной армировки устраивают деревянный настил, после чего приступают к прове¬ дению сопряжения. В первую очередь проводят центральную или две боковые выработки высо¬ той 2—2,5 м и шириной 1,8—2 м. Основанием этих выработок является уровень пяты свода выработки, примыкающей к сопряжению. В качестве временной крепи устанавливают деревянные неполные рамы. После проведения этих выработок на длину 8—10 м вынимают остальной целик и возводят постоянную крепь свода сопряжения, которая опирается на нижний массив горных пород. Во вторую очередь производят выемку породного целика в нижней части сопряжения, нетронутыми остаются породные опорные стенки толщиной 0,7—0,8 м. И в третью очередь в направлении от ствола заходками 1—1,5 м вынимают с помощью не¬ больших зарядов опорные породные стенки и возводят постоянную крепь стен сопряжения. При этом шпуры бурят и заряжают рассредоточенными зарядами сразу на глубину двух заходок и взрывают в две очереди. Погрузку породы в бадьи производят погрузочными машинами (рис. 7.37). От забоя сопряжения к месту работы грузчиков (в ствол) породу перебрасы¬ вают на расстояние до 5 м с помощью пневмомонитора. В настоящее время при 330 Рнс. 7.37. Схема погрузки породы из забоя сопряжения погрузочной ма¬ шиной
Таблица 7.15 Техническая характеристика погрузочно-доставочных машин Показатель ПДВ-2 ПДН-2 ПТ--1 Производительность, м3/ч: 30 40 70 при погрузке 11 26 30 при погрузке и доставке 9 22 24 на 25 м Вместимость, м3: ковша — 0,25 0,2 бункера 1 1,8 1,5 Максимальный угол подъема, 10 — — градус Минимальный радиус пово- 2 2 4 рота, м Суммарная мощность пнев- 26,4 61,2 42,76 модвигателей, кВт Рабочее давление сжатого 50 50—70 50 воздуха, кПа Основные размеры, мм: длина 3100 3320 3350 ширина 1280 1600 1800 высота 1800 С поднятым ковшом 2400 1800 Масса, т — 4,6 4,6 Изготовитель Дарасунский Артемовский Воронежский завод горного машииострои- завод горио- оборудования тельный завод (Свердловская обл.) обогатитель¬ ного оборудо¬ вания Изготовление Опытная ” партия Серийное Серийное проведении сопряжений для погрузки и транспортировки породы на горизон¬ тальных участках применяют погрузочно-доставочные машины, скребковые кон¬ вейеры и иногда рельсовый транспорт в комплексе с грейферными грузчиками. Наиболее целесообразно применение погрузочно-доставочных машии. При прове¬ дении выработок значительной длины следует применять скребковые конвей¬ еры. 7.4.3. Технология проведения приствольных камер и бункеров Сооружение камер загрузочных устройств. Работы по проведению камер загрузочных устройств ведут с использованием стволового проходческого обору¬ дования в сложных горнотехнических условиях. Проведение камер может осу¬ ществляться по двум технологическим схемам: последовательной, при которой проведение ствола и камеры осуществляют разновременно, и совмещенной, при которой ствол и камеру проводят одновременно. Последовательная схема предусматривает начало проведения камер после: проходки ствола на полную глубину с оставлением для камеры окна или участка ствола, закрепленных временной крепью; проходки ствола от нижней отметки заложения камеры с последующей проходкой ствола после выполнения работ по проведению камеры. 331
В первом случае требуется устройство дополнительного полка, перекрываю¬ щего ствол ниже уровня заложения камеры для размещения и последующей уборки отбитой породы от проведения камеры. Во втором случае такого полка не требуется, так как отбитая порода поступает для последующей загрузки ее в бадьи непосредственно в забой ствола. Проведение камер загрузочных устройств осуществляют уступным забоем слоями сверху вниз или снизу вверх и независимыми забоями. Шпуры бурят ручными бурильными машинами в вертикальном направле¬ нии сверху вниз. Взрывание ведут на отброс породы по направлению к стволу, благодаря чему значительно уменьшается объем работ по зачистке слоев от взорванной породы. Порода загружается в бадьи стволовыми грузчиками или с помощью наклонных лотков. Достоинством последовательной схемы является простая организация, так как работы по проведению ствола и камеры ведутся независимо друг от друга. Недостаток — необходимость устройства в стволе дополнительных полков для приема и погрузки отбитой породы в бадьи и ведения проходческих работ в ка¬ мере, что увеличивает трудоемкость, стоимость и опасность по сравнению с сов¬ мещенной схемой. Совмещенная схема предусматривает одновременное проведение ствола и камеры слоевым способом сверху вниз. Первоначально в верхнем слое высотой 2,2—2,5 м выбирается порода, входящая в сечение ствола, а затем выбирается порода, входящая в сечение камеры. В дальнейшем ствол и камеру проводят одним общим забоем. В зависимости от очередности возведения постоянной крепи различают два вида этой схемы: , с возведением постоянной крепи ствола и камеры 'послойно сверху вниз вслед за выемкой каждого слоя; с возведением постоянной крепи ствола и камеры снизу вверх. Одновременное возведение постоянной крепи улучшает условия безопасности работ, сокращает общую трудоемкость и стоимость работ по сравнению с после¬ дующим возведением крепн за счет исключения временной крепи. Недостаток — необходимость устройства опорных венцов в каждом слое и защиты постоянной крепи от действия взрыва. Схема проведения камеры с последующим возведением постоянной крепи исключает указанные выше недостатки, но в связи с применением временной крепи делает ее более дорогой, трудоемкой и опасной. В данной схеме последний опорный венец в стволе закладывают на 10—12 м выше камеры. От этого опор¬ ного венца весь участок ствола вместе с камерой проводят на временной крепн. Заканчивают проведение камеры с возведением временной крепи ниже почвы камеры на 2—3 м с устройством опорного венца. Буровзрывные и погрузочные работы осуществляют, как и в предыдущей схеме, совместно одним забоем для ствола и камеры с полным использованием стволового проходческого оборудования. Для временного крепления кровли камеры используют балки постоянной крепи, которые заводят в специально раз¬ деланные лунки. Концы балок заливают бетоном, а кровлю затягивают затяж¬ ками. В стволе на участке камеры кольца временной крепи подвешиваются на крючьях к вышерасположенным^кольцам, а в камере — к балкам кровли. Вре¬ менной крепью ствола и камер могут служить анкеры в сочетании с сеткой-за¬ тяжкой, которую при возведении постоянной крепи используют для удержания щитовой опалубки. Для сокращения объемов работ по обеспечению безопасности труда проход¬ чиков и возведению временной крепи целесообразно в качестве предохранитель¬ ной крепи применять набрызгбетонироваиие стен и кровли камеры. Постоянную крепь ствола и камеры возводят совместно снизу вверх с под¬ весного полка. Для удобства работы крепильщиков на полке в сторону камеры устраивают дополнительный настил. При подходе к кровле камеры снимают за¬ тяжку н бетонируют перекрытие. Бетонная смесь спускается в ствол по трубам или в бадьях и доставляется за опалубку по гибкому трубопроводу или пневмо- бетоноукладчнксм БУ-1. Работы по возведению постоянной крепи можно совме¬ щать с проходкой ствола, что сокращает общий срок его сооружения. Сооружение бункеров. Проведение подземных бункеров отличается слож¬ ностью, большой трудоемкостью и малой степенью механизации. Различают два 332
основных способа проведения бункеров: передовой выработкой небольшой площади сечения с последующим ее расширением до проектных размеров бункера; полным сечением без предварительного проведения передовой выра¬ ботки. Первый способ не требует устройств по подъему породы и откачке воды. Порода от расширения бункера и вода перепускаются вниз через предварительно пройденную выработку (ходок, гезенк). Основной недостаток первого способа — необходимость скоростного прове¬ дения и крепления временной восстающей выработки. Второй способ не имеет этого недостатка, но зато требует установки дорогих устройств по подъему пород и откачке воды и является весьма трудоемким, так как погрузка отбитой породы в подъемные сосуды осуществляется вручную (рекомендуется в случаях, когда невозможно применять первую схему). Проведение бункера передовой выработкой с последующим расширением осуществляется в три стадии. Первоначально в контуре будущего бункера про¬ ходят снизу вверх временную выработку небольшого сечения — гезенк. Он соеди¬ няет нижнюю подводящую к бункеру выработку (разгрузочный ходок, камеру затворов) с верхней подводящей выработкой (разгрузочным ходком, камерой опрокидывателя), подготавливая тем самым необходимые условия для после¬ дующих работ по расширению камеры: спуск через него взорванной породы, воды, создание сквозной струи воздуха, обеспечение второго запасного выхода из бункера. Гезенк крепят деревянными венцами и разделяют на лестничное и породное отделения. В некоторых случаях для обеспечения независимой доставки материалов в забой гезенка при его проходке последний оборудуют дополнитель¬ ным третьим отделением. Применение буровых скважин большого диаметра вместо проходки времен¬ ного гезенка значительно сокращает сроки, снижает стоимость, трудоемкость работ. Во вторую Стадию производят расширение гезенка до проектных размеров бункера в направлении сверху вниз с одновременным возведением временной крепи бункера. Взорванная или отбитая механическим способом порода от рас¬ ширения бункера поступает в породное отделение гезенка, а оттуда самотеком через люк с течкой в транспортные сосуды (бадьи, вагонетки), которые выдаются на поверхность через нижнюю подводящую выработку. Способ разработки забоя, вид временной крепи и организация работ при расширении бункера зависят от его площади поперечного сечения и физико-механических свойств пересекаемых пород. Последняя стадия проходки бункера завершается возведением постоянной крепи в направлении снизу вверх. Спуск бетонной смеси в бункер производят с верхней подводящей выработки по трубам, а спуск крепежных материалов и опалубки — с помощью временно установленной шахтной лебедки небольшой мощности или тельфера. Особо сложным является проведение камер дробилок. Наиболее распростра¬ ненным способом проведения емксстных частей бункеров в условиях крепких пород является проходка с помощью восстающих, проходимых снизу вверх из камер питателей в камеры опрокидывателей с последующим расши¬ рением сверху вниз. Для проведения емксстных частей применяют комплексы КПВ-1. Камеру дробилок проводят отдельными участками, ступенчатым забоем в нисходящем порядке. Крепление камеры дробилки начинают со ствола, при¬ меняя бетоноукладчики БУК-2. Для погрузки породы, как правило, применяют скреперные лебедки, с помощью которых взорванная порода скреперуется в вос¬ стающие. Выбор схемы проходки бункеров определяется наличием применяемых ма¬ шин и конкретными условиями. В Кривбассе, например, широко применяют такие схемы проведения под¬ земных бункеров: 1) через основной ствол с использованием временного подъема; 2) через основной ствол с использованием постоянного подъема; 3) через ходок в камеру дозатора независимо от углубки ствола; 4) через ходок в камеру доза¬ тора одновременно с углубкой ствола; 5) через вспомогательный восстающий с нижележащего горизонта. Наиболее эффективной схемой проведения бункера является вторая, а самая дешевая — пятая. 333
Большие размеры камер дробильных установок подземных бункеров и их сложная конфигурация представляют определенные трудности при их проведе¬ нии и креплении, механизации этих работ. Камеры дробильных устаноюк, состоящие из нескольких выработок основ¬ ного технологического назначения, к которым примыкают вспомогательно-об¬ служивающие выработки, с точки зрения проведения и механизации проход¬ ческих работ рассматриваются как единое щлое. Конструктивные особенности всего этого комплекса выработок в значительной мере влияют на выбор техноло¬ гической схемы проходки камер. В практике встречаются следующие техноло¬ гические схемы проведения камер дробильных установок: снизу вверх узким сечением с последующим расширением до проектных размеров; сверху вниз узким сечением с последующим расширением или полным сечением. Дробильные камеры по первой схеме начинают проводить с восстающего в пределах этих камер снизу вверх. Затем на восстающий выполняют ее раскоску сверху вниз. Если позволяют горнотехнические условия, то в иижней части ка¬ меры по ее почве образуются подсечки. После выемки породы верхней части камеры и образования подсечки остается целик 3,5—4,5 м, который затем взры¬ вают восходящими шпурами. По второй схеме проходят слепой вертикальный стеол до почвы камеры. Затем производят послойную выемку породы камеры. Ствол при этом перекрывают на уровне почвы каждого слоя при его выемке. Если дробильная камера имеет непосредственный выход на горизонт (монтажный ходок), то проходку ее производят сверху вниз полным сечением. Иногда для проведения камеры используют восстающие, пройденные за ее пределами по ем¬ костной части или по ходку в загрузочное устройство. Шпуры бурят ручными машинами. Породу скреперуют в восстающие скреперными лебедками и достав¬ ляют к узлам ее загрузки. При проведении камеры применяют временную анкерную крепь. Арматуру свода связывают с аььерными болтами. Бетон, таким образом, как бы подвеши¬ вается иа анкерах, что предохраняет его от разрушения при взрывных работах. В практике проведения камер дробилок в крепких трещиноватых, склонных к вывалам породах применяют так называемый способ опертого свода. Бетонный свод камеры в этом случае удерживается не иа анкерных болтах, а опирается иа специально устроенные породные уступы. С устройством опертого свода соз¬ даются условия для раскоски камеры и крепления ее сгеи. Способом опертого свода проводят камеры дробилок на рудниках Урала и др. При проведении бункеров небольшой площади поперечного сечения расши¬ рение ведут сплошным забоем сверху вниз с наклоном в сторону гезенка. В этом случае почти вся отбитая порода поступает в гезенк. Временная крепь бункер а состоит из деревянных и металлических рам или металлических колец из сег¬ ментов, устанавливаемых вслед за подвиганием расширенного забоя. Способ проведения и крепления бункера небольшой площади поперечного сечеиия представлен двумя схемами: для наклонного бункера (рис. 7.38, а) за¬ грузочной станции прямоугольного сечения и для вертикального бункера (рис. 7.38, б) круглого поперечного сечения. При проведении бункеров средней площади поперечного сечеиия расширение осуществляется уступным забоем. Отбитая порода частично остается на уступах, что требует значительных затрат труда иа ее удаление. Возведение временной крепи, состоящей из сочетания деревянных распорных элементов, также требует больших трудовых затрат. При проведении бункеров большой площади поперечного сечения траншей¬ ного типа, например универсального бункера-питателя УБП-1, расширение каждой секции осуществляют горизонтальными слоями сверху вниз с загрузкой отбитой породы в гезенк с помощью скрепера вместимостью 0,3—0,4 м8, работаю¬ щего от трехбарабанной лебедки типа ЗОЛС-ЗС. Механизированная доставка породы требует установки дополнительного оборудования скрепера с лебедкой. Временная крепь секций бункера-питателя состоит из анкеров с сеткой-затяжкой в сочетании с металлической распорной крепью. Распорная крепь состоит из металлических рам, устанавливаемых через 1,5 м друг от друга. Отдельные элементы рам соединяют металлическими шты¬ рями, а подвеску рам друг к другу осуществляют с помощью металлических крючьев. Центрирование рам и их распоров в породные стенки производят вии- 334
товыми домкратами, а по вертикали рамы распираются металлическими труб¬ чатыми стойками. Распорные элементы рамы устанавливают таким образом, чтобы не мешать последующему монтажу обечаек бункеров н бетонированию. Для подвески рам временной крепи и перекрытия секций в целью предохра¬ нения работающих от случайно падающих предметов в загрузочном (верхнем) ходке монтируется предохранительный полок. Бетонирование секций (заполнение монолитным бетоном пространства между металлическими бункерами и породными стенками) ведется после полного мон¬ тажа металлических обечаек — бунке¬ ров. Бетонную смесь доставляют в секцию камеры по трубам и высоко¬ напорным шлангам от бетоноукладчи¬ ка типа БУК-2, загружаемого меха¬ низированным способом на загрузоч¬ ном ходке. Для выполнения такого рода бетонных работ целесообразно применять раздельный способ бетони¬ рования. Особенностью БВР при проведе¬ нии камерных бункеров-питателей является необходимость создания ров¬ ных гладких породных стен и предо¬ хранение их от сейсмического дейст¬ вия взрыва, так как породные стены в период эксплуатации бункера-питате¬ ля рассчитаны иа восприятие больших нагрузок. Для этого рекомендуется применять способ контурного взры¬ вания шпуров. Крепежные материалы и монтаж¬ ные элементы подают в забой секции бункера с помощью тельфера грузо¬ подъемностью 5 т, перемещающегося вдоль секции по монорельсу, проло¬ женному в верхней части загрузочно¬ го ходка. Его же используют при установке рам временной крепи и монтаже металлических сегментов бун¬ кера. Для аварийного подъема постра¬ давших людей предусматривается установка иа загрузочном ходке ле¬ бедки типа ЛРМ со специальным подъемным приспособлением кон¬ струкции СКБ ЦНИИЛ ВГСЧ. Забой камеры освещается светильниками ППН-500 и имеет телефонную и удар¬ ную связь. Рис. 7.38. Схема производства работ Проведение бункера полным се- при сооружении камеры ченнем без предварительно пройден- бункера ной выработки осуществляют в две стадии: в первую стадию весь буикер проводят сверху вниз с одновременной установкой временной крепи, во второй стадии возводится постоянная крепь бункера в направлении снизу вверх. При этом наиболее сложными процессами являются погрузка и выдача отбитой породы. Для выдачи породы используют в основном лебедки БЛ-1200 и БЛ- 1600, которые устанавливают иа верхней подводящей выработке (в камере опрокидывателя, на загрузочном ходке). Подъемными сосудами служат бадьи или скипы небольшой вместимости, загрузку которых в большинстве случаев осуществляют вручную. Возможна частичная погрузка породы в бадьи или скипы грейферными грузчиками, подвешенными вверху бункера. Загруженные 335
породой бадьи или скипы поднимают с помощью лебедок на верхнюю подво¬ дящую выработку, где они разгружаются в вагонетки. Для откачки воды из забоя бункера применяют легкие погружные пневма¬ тические насосы с подачей воды на горизонт околоствольиого двора по проре¬ зиненному шлангу. Для подачи свежего воздуха в бункер применяют нагнетательную схему проветривания с установкой вентилятора частичного проветривания иа свежей струе горизонта околоствольиого двора. Буровзрывные работы и крепление бункера ведутся аналогично вышеопи¬ санному способу проведения бункеров с помощью передовой выработки и с по¬ следующим ее расширением. Некоторые камеры или участки камер бункерного типа небольшой глубины, расположенные ниже уровня околоствольиого двора (котлованы под фундаменты мощного оборудования, смотровые ямы электровозных депо, камеры грохота, дробилки и пульпосборников), рекомендуется проводить слоями сверху вниз с выдачей взорванной породы скреперным грузчиком до горизонта околостволь- ного двора, где производится загрузка породы через скреперный полок в ваго¬ нетки. Возможно применение конвейеров с самоходными погрузочно-доставоч- ными машинами (при небольшой глубине камеры и углах наклона до 15°), а также грейферных стволовых грузчиков и кранов-укосин. Бурение шпуров осуществляется ручными машинами. Шпуры в слоях рас¬ полагают вертикально. Временная крепь — анкеры с сеткой или со щитами, которые при бетонировании используют под опалубку, а также распорные стойки. Проведение приствольных камер сложной конфигурации может осуще¬ ствляться следующим образом. Разрушение и выемка породы производится от ствола слоями на всю длину камеры без оставления целиков. После проведения верхнего слоя иа всю длину бетонируют стенки камеры, устанавливают метал¬ лические перекрытия, опалубку и бетонируют кровлю. Затем углубляют ствол на 1—2 заходки, убирают породу до отметки почвы нижележащего слоя, произ¬ водят рыхление и выемку породы с последующим возведением бетонной или желе¬ зобетонной крепи стен камеры. Аналогично этому выполняют работы по каждому слою. По окончании проведения и крепления камеры внутри выполняют работы по возведению стены, ниши и т. д. Затем бетонируют стенку ствола, а простран¬ ство между крепью ствола и стенками камеры заполняют бетонной смесью. Организация работ. Организация работ по проведению сопряжений и при¬ ствольных выработок имеет целый ряд особенностей и зависит от принятой тех¬ нологической схемы проведения. При разработке организации работ следует руководствоваться следующим. 1. Выделить в выработке характерные участки одинакового сечения и формы, в которых возможно выполнение проходческих работ по одной и той же техно¬ логической схеме. 2. Выбрать способ проведения каждого участка в соответствии с изложен¬ ными выше рекомендациями иа основании технико-экономического сравнения различных вариантов. При проведении участка сложным забоем разделить по¬ перечное сечение участка на забои. 3. Разрабатывать горнотехническую документацию на проведение пристволь¬ ной выработки. Проект производства работ должен включать краткую горно- геологическую характеристику вмещающих выработку пород; назначение и характеристику выработки и применяемого оборудования; технологическую последовательность выполнения работ; паспорт буровзрывных работ; расчет вентиляции; паспорт временного и постоянного крепления; краткое описание и чертежи вспомогательного оборудования, применяемого только для проведения данной приствольной выработки (полки, люльки, леса и др.); безопасные приемы выполнения работ; контроль качества работ; график организации работ (график цикличности); рабочие чертежи. Выбор и расчет основных параметров проходческого цикла по проведению отдельных забоев такой же, как для горизонтальных выработок. Особенностью БВР является наличие в некоторых случаях нескольких пло¬ скостей обнажения, что позволяет при проведении выработок применять как горизонтально, так и вертикально расположенные заряды; использовать одно¬ временно^ опережающем забое с одной плоскостью обнажения шпуры меньшей 336
длины, а в забое с двумя плоскостями — большей длины; сократить расход BE; увеличить к. и. ш. до 0,95—1. Проходческое оборудование применяют то же, что и в горизонтальных выра¬ ботках. В ряде камер со сложным примыканием, сложной конфигурацией и большой площадью поперечного сечения целесообразно применять самоходные машины СБУ-2, ПДВ-2, ПТ-4 и др. 4. На основании цикличных графиков установить время проведения и креп¬ ления каждого забоя и очередность работ по всем забоям и участкам камеры, составив сводный график проведения камеры. 5. Дать сводные показатели по проведению и креплению всей камеры: со¬ став бригады, расход материалов, набор основного оборудования, скорости про¬ ведения и т. д. Средняя скорость проведения камеры (м3/мес) где W — объем камеры в свету, м8; п — число различных участков в камере, k — коэффициент совмещения работы в различных забоях (при последователь¬ ном проведении всех забоев k = 1); wi — объем t'-ro участка камеры, м3; vi — скорость проведения t-ro участка, м3/мес. В зависимости от конструкции проводников армировка может быть как жесткой, так и гибкой. При жесткой армировке в качестве проводников исполь¬ зуют железнодорожные рельсы, сварные конструкции из металлических про¬ филей (уголков или швеллеров), деревянные брусья. Проводниками гибкой арми- ровки служат натянутые вдоль ствола канаты. Элементы конструкций и схемы армировок. По виду материалов жесткая армировка может быть деревянной, металлической и смешанной. Деревянная армировка применяется в стволах прямоугольной формы с де¬ ревянной крепью и небольшим сроком службы. В качестве расстрелов исполь¬ зуют брусья сосны или лиственницы сечением 200X200 и 200X250 мм, в каче¬ стве проводников — сечением 120X150, 150X180, 180X 200 мм и др. При металлической армировке для расстрелов применяют: сварные короб¬ чатые профили 170Х 104Х 10, 212Х 130Х 12 мм; двутавровые балки № 24, 27Са и 30м (ГОСТ 19425—74); сварные коробчатые профили повышенной жесткости из двух швеллеров № 30 (ТУ 14-2-36—72). В качестве проводников используют: сварные коробчатые профили 170X160X12, 190X 200X16 мм; железнодорожные рельсы типа Р-38, Р-34 или Р-50. Рельсовые проводники используют в случае движения подъемных сосудов со скоростью менее 10 м/с. Повышение долговечности металлической армировки достигается путем изготовления проводников и расстрелов из низколегированной стали 15ХСНД, использования эффективных противокоррозийных покрытий, в том числе горя¬ чего оцинкования для всех элементов армировки, включая крепежные изделия. Смешанная армировка включает металлические расстрелы и деревянные проводники, которые применяются для стволов глубиной до 300—400 м, обору¬ дованных сосудами небольшой грузоподъемности. Применяют два способа стыкования проводников: на расстреле и между расстрелами. По первому способу торцы проводников размещают против сере¬ дины расстрела. В случае навески парных проводников они не должны стыко¬ ваться на одном расстреле. Крепление парных рельсовых проводников к коробчатому расстрелу пока¬ зано на рис. 7.39, а. К верхним и иижиим плоскостям расстрела 1 приварены 7.5. АРМИРОВАНИЕ ВЕРТИКАЛЬНЫХ СТВОЛОВ 7.5.1. Армировка с жесткими проводниками 337
накладки 3, имеющие выемки («лежки») для фиксации рельсовых проводников 5. Специальные зажимные скобы Бриара 2 устанавливаются выше и ниже расстрела с примыканием к накладкам и стягиваются болтами диаметром не менее 30 мм. При любом способе стыкования между проводниками оставляют зазор вели¬ чиной 4 мм на случай изменения их длины от температурных колебаний, а также для удобства замены. Для увеличения надежности стыка и удобства монтажа в яблоке торцов рельсовых проводников высверливают углубления диаметром 10—16 мм и глубиной 30—40 мм, в которые вставляют металлические шпильки 4 длиной 50—70 мм. Крепление рельсовых проводников к двутавровому расстрелу производят аналогично выше описанному. a U в г Рис. 7.39. Схемы крепления проводников к расстрелам: 1 — коробчатый расстрел: 2 — скоба Бриара; 3 — накладка; 4 — шпилька; 5 — рель¬ совый проводник; 6 — стыковой захват; 7 — расстрел; 8 — уголок; 9 — полоса; 10 — болт; 11 — «ложный» расстрел Одинарные рельсовые проводники крепят к расстрелам скобами Бриара при установке с другой стороны расстрелов коротких проводников («ложных»). Другим вариантом является применение специальных односторонних скоб типа СОЛ (рис. 7.39, б). Для стыковки звеньев рельсовых проводников на ярусе или между ярусами применяется также специальная скоба 6, называемая «стыко¬ вым захватсм», которая стягивает два звена проводника и располагается между полками двутавра. Коробчатые проводники обычно крепят простыми или специальными бол¬ тами и соединительными угольниками, которые приваривают к верхней и иижией горизонтальным плоскостям расстрелов. На рис. 7.39, в показано крепление одинарного коробчатого проводника к двутавровому расстрелу. К расстрелу 7 приваривают уголки 8 с отверстиями в стенках. В проводнике делают вырез продолговатой формы, в который вставляют болт 10 с Т-образной головкой. Головки болтов 10 поворачивают иа 90° и затягивают гайкой. При стыковке коробчатых проводников иа ярусе к концу одного проводника приваривают специальные полосы 9, которые входят в конец другого проводника и предотвращают взаимное смещение рабочих поверхностей. Крепление парных коробчатых проводников к коробчатым расстрелам произ¬ водится аналогично вышеописанному. 338
Стыковка коробчатых проводников в пролете между ярусами (рис. 7.39, г) выполняется с помощью ложного коробчатого расстрела 11. Расстояние между ярусами определяется расчетом и обычно составляет при смешанной армировке 2—2,5 м, при металлической: 4,168 м — для рельсовых проводников и 4 м — для коробчатых. К элементам армировки ствола относятся также лестничные и трубно-ка- бельиые отделения. Лестничное отделение ствола оборудуется как правило, металлическими лестницами, настилами из железобетонных плит, рифленого листа и панелями ограждения. Панель ограждения выполняется в виде рамки из уголковой стали, к которой крепится проволочная сетка или решетка из круг¬ лых прутьев. С целью дальнейшей индустриализации все чаще находят применение цельно¬ сварные лестничные полки блочного типа. Основной частью конструктивной схемы жесткой армировки является ярус. Конструкция яруса предопределяется формой ствола, толщиной крепи, основными размерами подъемных сосудов, лестничного и трубно-кабельного отделений и должна ; удовлетворять определенным технико-экономическим требова¬ ниями. К техническим требованиям относятся: прочность, устойчивость и долговеч¬ ность армировки при заданном режиме эксплуатации; пропуск необходимого количества воздуха; соблюдение регламентированных зазоров между движущи¬ мися сосудами, крепью и элементами армировки. Экономические требования имеют целью обеспечить высокие эксплуатацион¬ ные качества армировки при минимальных капитальных и эксплуатационных расходах в течение заданного срока службы ствола. Размещение оборудования и элементов армировки на основе данных требо¬ ваний определяет характеристику поперечного сечения ствола. На рис. 7.40^7.42 показаны характерные схемы жесткой армировки ски¬ повых, клетевых и скипо-клетевых стволов, а на рис. 7.43 показано сечение скипо- клетевого ствола. Расположение проводников относительно подъемных сосудов может быть боковым односторонним (рис. 7.41, а, е; рис. 7.42, в, г), боковым двухсторонним (рис. 7.41, б; рис. 7.42, а, б) и лобовым (рис. 7.41, г). Боковое одностороннее расположение проводников применяется для клете¬ вых подъемов. Достоинства схемы: незначительные колебания клети вокруг вер¬ тикальной оси, упрощение конструкции яруса, возможность эксплуатации в ус¬ ловиях искривления ствола. Недостатком является повышенный износ провод¬ ников и лап скольжения. Схему применяют для условий нахождения ствола в зоне влияния очистшх работ при ограниченных параметрах подъема. Лобовое расположение проводников (рис. 7.41, г) применяется в основном для клетевых подъемов. Проводники располагают по коротким сторонам клети, что обеспечивает малые амплитуды ес поворотных колебаний вокруг вертикаль¬ ной оси, сокращает длину несущих расстрелов н снижает аэродинамическое со¬ противление. Недостатком этой схемы является необходимость разрыва ниток проводников и переход на дополнительные боковые проводники иа приемных площадках над¬ шахтного здания, промежуточных горизонтов и околоствольного двора. Схему применяют, как правило, для шахт с одногоризонтиой разработкой. Боковое двухстороннее расположение проводников применяется для клете¬ вых подъемов и является основным для скиповых. Для клетевых подъемов эта схема предпочтительна при многогоризонтной разработке и незначительных искривлениях ствола. К недостатку относится возможность больших амплитуд поворотных колебаний клеги вокруг вертикальной оси, что затрудняет приме¬ нение схемы при больших коицевых нагрузках и скоростях подъема. Схема с клетями на боковых дв/стороииих рельсовых проводниках применяется при глубине ствола до 600 м и скорости подъема до 8 м/с. В условиях роста глу Зины разработки месторождений, скоростей подъема и концевых нагрузок возросли требования к жесткости армировки, снижению ее металлоемкости и аэродинамического сопротивления. Одним из направлений решения этой проблемы является расширение применения схемы лобового рас¬ положения проводников для клетевых подъемов (см. рис. 7.41, г). 339
К другому направлению относится применение изогнутых и сварных кон¬ струкций расстрелов, что позволяет уменьшить число болтовых соединений, увеличить жесткость и надежность конструкции. Схема с такими расстрелами внедрена в главном стволе шахты «Должаиская-Капитальная» п/о Свердловскан- трацит (рис. 7.44). Эффективным мероприятием является также переход к консольным, кон¬ сольно-распорным и другим конструкциям расстрелов, работающим преимуще¬ ственно на растяжение—сжатие, что обеспечивает высокие жесткости при мини- Рис. 7.40. Конструктивные схемы армировки скиповых стволов Рис. 7.41. Конструктивные схемы армировки клетевых стволов Рис. 7.42. Конструктивные схемы армировки скипо-клетевых стволов мальвой металлоемкости. На рис. 7.45 схематически показано сечение клетевого ствола шахты «Южная» в Кузбассе с применением консольных расстрелов. Сечение одноклетевого ствола шахты «Слепая» № 8 рудоуправления им. Ки¬ рова с консольно-распорной армировкой из двутавров № 22 показано на рис. 7.46. К расстрелам закреплены коробчатые проводники сечением 160Х160Х 12 мм. В качестве направляющих проводников для противовеса использованы канаты диаметром 39 мм. Шаг армировки 4 м. Исследования, проведенные в процессе эксплуатации ствола, показали, что при движении клети со скоростью 5 м/с нагрузки на армировку оказались меньше допустимых расчетных в 4—5 раз. Технологические схемы армирования. Применяются два способа армирова¬ ния: раздельный и совмещенный. В первом случае армирование ствола про¬ изводится после окончания его проходки, крепления и устройства сопряже¬ ний с околоствольиыми выработками. Во втором — армирование выполняют одновременно с проходкой ствола. Наибольшее распространение получил первый способ, обеспечивающий лучшие условия труда и высокие скорости работ. При данном способе операции по установке расстрелов и навеске проводников выполняют по одной из трех технологических схем: последовательной, паралле¬ льной или совмещенной. 340
Последовательная схема армирования. По этой схеме с подвесного полка в направлении сверху вниз устанавливают расстрелы, обо¬ рудуют лестничное отделение и крепят скобы для навески кабелей. После раз¬ борки и выдачи подвесного полка на поверхность, навешивают люльки, с кото¬ рых в направлении снизу вверх монтируют проводники. Основным недостатком схемы является необходимость демонтажа подвес¬ ного полка и навески люлек, однако благодаря своей простоте данная схема по¬ лучила наибольшее распространение. Рис. 7.43. Сечение скипо-клетевого ствола диаметром в свету 7,5 м с ко¬ робчатыми проводниками Параллельная схема армирования. Установка расстре¬ лов... и навеска проводников производятся одновременно в направлении снизу вверх или сверху вниз. В первом случае установка расстрелов ведется с подвес¬ ного двухэтажного полка, а навеска проводников — с металлических люлек, которые поднимаются вслед за полком. Расстрелы устанавливают с нижнего этажа полка. Для этого применяют полки специальной конструкции, предусма¬ тривающие возможность пропуска установленных расстрелов при поднятии полка на уровень следующего яруса. При такой технологии к установке армировки можно приступать не переоборудуя подшкивную площадку, нулевую раму и разгрузочный станок, так как движение сосудов происходит на участке ствола, где иет элементов армировки. Однако параллельное армирование снизу вверх из-за большой сложности выполнения работ не получило распространения. Совмещенная схема армирования. Установку расстрелов и навеску проводников ведут одновременно в направлении сверху вниз с под¬ весного полка и люлек, расположенных над ними, или с полка без люлек. Люльки и бадьи перемещаются в стволе по жестким проводникам. 341
Рис. 7.44. Схе¬ ма армировки главного ство¬ ла шахты «Дол- жанская-Ка¬ питальна я» Рис. 7.45. Схе¬ ма армировки клетевого ство¬ ла шахты «Юж¬ ная» в Кузбас¬ се с примене¬ нием консоль¬ ных расстрелов
Схема обеспечивает устранение перерывов в работе, так как одновременно с долблением лунок, установкой расстрелов, устройством лестничного отделения и заделкой скоб для кабеля ведут навеску проводников с подвесных люлек, которые опускаются вслед за полком или закрепляются к его верхнему этажу. Наиболее перспективной считается схема армирования с подвесного полка без люлек. Долбление или бурение лунок осуществляется с нижнего этажа полка, а установка расстрелов, устройство лестничного отделения и навеска проводни¬ ков — с верхнего. При этом обеспечиваются удобство и безопасность работ, упрощается маркшейдерский контроль, отпадает необходимость в навеске люлек, а также вторичное переоборудование ствола для монтажа проводников. Рис. 7.46. Сечение ствола шахты «Слепая» № 8 с коисольно-распорной армировкой Организация работ. Подготовительные работы. К моменту окончания проходки ствола и проведения сопряжений с горизонтальными выра¬ ботками должна быть заготовлена основная часть всех необходимых материалов, сделана контрольная маркшейдерская съемка (профилировка) ствола, разра¬ ботана схема расположения проходческого оборудования в стволе и на поверх¬ ности, составлены график подготовительных работ и проект организации работ по армированию. Подготовительные работы включают следующие операции: переделку (в случае необходимости) оборудования нулевой площадки и нулевой рамы для свободного спуска в ствол элементов армировки, бадей, люлек и другого армировочного оборудования; демонтаж труб вентиляции, если проветривание осуществляется за счет общешахтной депрессии; перестановку шкивов на подшкивной площадке по условию свободного про¬ хода бадей между расстрелами; 343
6 7 Рис. 7.47. Схема специального арми- ровочного полка с двумя станками СБЛ.Ч 1 — полок; 2 — станок СБЛ; 3 — пово- ротная рама станка; 4 — круговой моно¬ рельс; 5 — центральная опора; 6 — ги¬ дродомкраты распора полка; 7 — масло- станция; Я — канаты подвески полка I Рис. 7.48. Металлическая штанга УШС: а — для крепления в бетоне и породах средней крепости: 6 — для крепления в крепких породак; / — стержень; 2 — сту¬ пенчатый клин; 3 — опорная шайба; 4 — гайка монтаж шкивов для навески канатов армировочных люлек; установку в 1,5—2 м ниже подкопровой рамы с поднятого к устью ствола переоборудованного проходческого полка контрольного яруса (к расстрелам контрольного яруса прикрепляют металлические пластины или кронштейны с отверстиями для пропуска отвесов с нулевой рамы, отверстия сверлят диаме¬ тром на 2 мм больше принятого диаметра троса отвесов, располагаемых согласно принятой схеме); установку на нулевой площадке или на площадке контрольного яруса лебе¬ док для отвесов. Для центрального расстрела опускают не менее двух отвесов 344
ЮО, ■ w Рис. 7.49. Узел крепления расстрела коробчатого профиля: / — опорная плита; 2 — металлическая штанга УШС; 3 — опорная полка; 4 — упорная планка; 5 — расстрел Рис. 7.50. Люлька для навески про¬ водников для остальных — по одному на каж¬ дую «лежку». С целью уменьшения объема подготовительных работ про¬ ходческое оборудование при осна¬ щении стволов необходимо распола¬ гать с учетом использования его для армирования. Основные работы. Ар¬ мирование ствола включает следую¬ щие работы: разделку лунок, уста¬ новку расстрелов, навеску проводни¬ ков, устройство лестничного отделе¬ ния, монтаж трубопроводов, монтаж конструкций (балок под опорные стулья и компенсаторы трубопроводов, кронштейнов для крепления кабелей, посадочных балок и рам под подъем¬ ные сосуды, рудничных станков и ба¬ лок под кулаки, балок под бункер для улавливания мелочи, балок для за¬ крепления хвостовых и парашютных канатов и т. д.), испытание армировки в проектном режиме работы. Установка расстрелов. Связь расстрелов с крепью обеспечи¬ вают одним из способов: в лунках, замоноличиваемых бетоном; на закладных деталях крепи; на монтажных столиках, закрепляемых в процессе армирования. 345
OOSZl Рис. 7.51. Примерное расположение люлек и бадей в ство¬ лах диаметром 4,5 м (а); 6,5 ы (б); 7,5 м (в) Рис. 7.52. Скобы для временного крепления проводников во время их подвески: а — для парных проводников; б — для одиночных проводников
Таблица 7.16 Данные по применению способов крепления расстрелов Трудо- затраты, чел.-ч Стоимость, руб Г>асход металла, кг Способ крепления расстрелов к бетонной крепи Скорость армиро¬ вания, м/мес на 1 ярус на 1 м ство¬ ла на 1 ярус О ю н о £ сз а К ч на 1 ярус на 1 м ство¬ ла В лунках, разделанных вручную 300 39,72 10 580,5 145,1 2,31 0,6 В лунках, пробуренных машиной СБЛ 368 31,2 7,8 579,5 144,9 2,31 0,6 С использованием штанг УШС 436 24,57 6,1 558,3 138,5 2,33 0,6 Концы расстрелов замоноличивают в лунках на глубину 2/3 толщины крепи, но не менее высоты расстрела. Луики разделывают с помощью отбойных молотков, выбуривают специальными стайками или оставляют в процессе бетонирования. Разделку лунок отбойными молотками ведут с нижнего этажа подвесного полка. Выбуривание лунок производят с помощью машин РЛ-1 и СБЛ кон¬ струкции ЦНИИподземмаша, УБЛ-5 конструкции Доигипрооргшахтостроя и др. (см. раздел 6). На рис. 7.47 по¬ казана схема специального армировоч- ного полка с двумя станками СБЛ. На ряде стволов успешно прошел испытания способ образования лунок в процессе бетонирования ствола с помощью специальных коробов самоцентрирующейся опалубки ВНИИОМШСа. К недостатку данного способа относится невозможность об¬ разования лунок с глубиной больше толщины крепи. Замоноличиванне концов расстре¬ лов в луиках производится методом на- брызгбетонироваиия или ручной укладкой бетонной смеси за инвен¬ тарную металлическую опалубку. Пе¬ ред замоиоличиванием концы расстре¬ лов в лунках раскрепляют с помощью металлических подкладок. Другим прогрессивным решением является соединение расстрелов с крепью при помощи металлических распорных штанг УШС (рис. 7.48), регулируемых узлов крепления ко¬ робчатых расстрелов к бетонной крепи (рис. 7.49). В табл. 7.16 приведены данные по применению различных способов крепления расстрелов, из которой Рис. 7.53. Совмещенная схема рования ствола арми- 347
видно, что крепление расстрелов с помощью штанг по сравнению с замоноли чиванием снижает трудоемкость работ на 40 %, увеличивает скорость армиро¬ вания стволов в 1,5—2 раза, расширяет возможность применения в стволах набрызгбетонной крепи. Установку расстрелов в нисходящем порядке ведут с двух- или трехэтажных подвесных полков. В зависимости от диаметра ствола и сложности армировки расстрелы устанавливают сменные бригады в составе 8—12 рабочих. Короткие расстрелы спускают в ствол в бадьях, длинные — на специальном прицепном устройстве, прикрепленном к крюку подъемного каната. Хомут при¬ цепного устройства с помощью болтов укрепляют на расстоянии 1/3 длины рас¬ стрела, что позволяет сравнительно легко его поворачивать вокруг горизонталь¬ ной оси, облегчая процесс установки в лунки. Во избежание раскачивания и вращения расстрела при спуске к нижнему его концу на болтах прикрепляют два отрезка цепи, которые петлей охватывают направляющие канаты. Точность установки расстрелов обеспечивают с помощью отвесов и шабло¬ нов, число и конструкцию которых устанавливают в соответствии с принятой схемой армировки. Навеска проводников. В зависимости от принятой технологи¬ ческой схемы армирования проводники навешивают в направлении снизу вверх (последовательная или параллельная схемы) или сверху вниз (параллельная и совмещенная схемы) с проходческого полка или люлек. Люлька (рис. 7.50) имеет четыре этажа с площадками, расстояния между которыми равны шагу армировки. Перекрытие верхней секции люльки обору¬ дуется поворотным краном грузоподъемностью 0,5 т. Примерное расположение люлек и бадей в стволах различного диаметра приведено на рис. 7.51. С верхнего этажа люльки перецепляют проводник с подвески каната подъемной машины на канат поворотного крана. С нижнего этажа люльки навешиваемый проводник устанавливают на торец укрепленного проводника. Затем с помощью временных скоб (рис. 7.52) проводник скрепляют с расстрелами. Для сохранения темпера¬ турного зазора (4—5 мм) между торцами проводников закладывают металличе¬ ские пластины («рожки») или фанерные прокладки, которые после закрепления проводников удаляют. Прн совмещенной схеме армирования работы начинают с разделки лунок с нижнего этажа проходческого полка и установки расстрелов с верхнего этажа, а также настилки лестничных полков, установки лестниц и отшивки лестничного отделения (рис. 7.53, а). После установки расстрелов приступают к приемке и навеске проводников (рис. 7.53, б). Нижние концы проводников пропускают через специально устроенные в полке проемы, а верхние с помощью накладной планки шарнирно соединяют с ранее установленным проводником. Затем полок опускают для установки следующего яруса расстрелов. 7.5.2. Армировка с канатными проводниками К основным конструктивным элементам канатной армировки вертикального ствола (рис. 7.54) относятся: канатные проводники 1, отбойные канаты 2, устрой¬ ства для закрепления канатных проводников и отбойных канатов 3, натяжные устройства для канатов 4, направляющие устройства для подъемных сосудов Б, фиксирующие устройства 6 для подъемных сосудов на промежуточных горизон¬ тах и приемных площадках, разгрузочные кривые 7. Отбойные канаты диаметром не менее 40 мм с пятикратным запасом проч¬ ности (не менее двух) навешивают между сосудами для предупреждения их столк- новения- Для канатных проводников принимаются спиральные канаты закрытой конструкции: с одним слоем z-образной проволоки (ГОСТ 3090—73); с одним слоем клиновидной и одним слоем z-образной проволоки (ГОСТ 7576—73); с двумя слоями клиновидной и одним слоем z-образной проволоки (ГОСТ 7576—73); с одним слоем z-образной и одним слоем х-образной проволоки (ГОСТ 10506—63). Канаты подъемных установок принимаются закрытой конструкции с прово¬ локами фасонного профиля (ГОСТ 10506—63, ГОСТ 10507—63 и ГОСТ 10508—63), 348
А-А Натяжение проводниковых и отбойных канатов производят с помощью гру¬ зов, размещенных в зумпфе или на копре, винтовых домкратов с калиброванными пружинами или специальных гидравлических устройств. Навеска проводниковых и отбойных канатов (рис. 7.55) производится с по¬ мощью проходческой подъемной машины или специальной лебедки через систему шкивов с полностью набранными на поверхности грузами в следующем порядке. Катушка с проводниковым канатом устанавливается горизонтально иа опорах или вертикально на специальной плите с подшипниковой опорой. С ка¬ тушки канат перематывается на барабан подъемной машины 1, с помощью кото¬ рой спускается в ствол. С использованием вспомогательной лебедки 2 проводниковый канат 3 через шкивы 4 и коуш КРГ 5, установленный на копре в проектном положении, опус¬ кается на отметку верхней приемной площадки и крепится к раме груза 6, рас¬ положенной на опорных балках 7. Раму загружают грузом на высоту около 1,5 м, приподнимают и убирают из-под нее балки. Затем, постепенно опуская провод¬ никовый канат, добирают груз до проектной величины и опускают в ствол со ско¬ ростью не более 0,3 м/с в проектное положение, сопровождая его в клети или люльке. Затем проводниковый канат закрепляют в коуше на копре и устанав¬ ливают контрольный жимок. После установки первого проводникового каната передвигают и закрепляют направляющие шкивы в положение для второго ка¬ ната. 349
Применение канатной армировки по сравнению с жесткой обеспечи¬ вает: более высокие скорости движе¬ ния подъемных сосудов, повышает к. п. д. подъемной установки, эконо¬ мию металла и снижение капитальных затрат на армирование, высокую сте¬ пень механизации работ и сокраще¬ ние сроков сооружения стволов, сни¬ жение затрат на эксплуатацию арми¬ ровки, более высокую надежность системы сосуд—армировка, сплош¬ ность крепи ствола, снижение (в 2— 6 раз) аэродинамического сопротив¬ ления ствола. Недостатки: необходимость увели¬ чения диаметра ствола на 0,5—1,5 м для обеспечения нормативных зазоров между подъемными сосудами и крепыо ствола; необходимость увеличения глубины зумпфа для размещения на¬ тяжных грузов и усиления конструк¬ ции копра; значительный расход ка¬ натов; возможность кручения подъем¬ ных сосудов в канатных проводниках одноканатных подъемных установок. Область рационального примене¬ ния канатной армировки: клетевые, скиповые и вентиляционные стволы независимо от глубины, если диаметр ствола определяется по условию про¬ пуска необходимого количества воз¬ духа; в стволах, диаметр которых принят по условию размещения подъ¬ емных сосудов в зависимости от рас¬ хода воздуха для проветривания и интенсивности работы подъемной установки; все стволы, где затруднено применение жесткой армировки по условию воз¬ можной ее деформации, нарушения сплошности крепи, применения крепи из набрызгбетона и пр. 7.6. МОНТАЖ ТРУБОПРОВОДОВ И КАБЕЛЕЙ Монтаж трубопроводов в вертикальных и наклонных шахтных стволах яв¬ ляется одной из трудоемких и сложных работ. По назначению шахтные трубопроводы бывают водоотливными, водопровод¬ ными, противопожарными, вентиляционными, дегазационными, кондициони¬ рования, сжатого воздуха и специальными. Число трубопроводов в стволах 3— 5 штук. Плети трубопроводов чаще всего набирают из труб длиной 10—12,5 м. Для нормальной эксплуатации необходимо при монтаже трубопроводов выполнять определенные технические условия. Соединения шахтных трубопро¬ водов выполняются разъемными на фланцах или быстроразъемных соединениях со специальными замками и неразъемными — на сварке. В угольных шахтах из-за опасности выделения газа и выполнения свароч¬ ных работ чаще всего применяются фланцевые соединения (рис. 7.56) Тип и конструктивное исполнение фланцев выбирают в зависимости от диа¬ метра трубопроводов и давления в нем. При давлении до 2,5 МПа применяются стальные плоские приварные фланцы или свободные на приварном кольце При давлении в трубопроводах 4 МПа применяются стальные фланцы, приварные встык или с буртом. Фланцевые соединения трубопроводов рекомендуется рас¬ полагать непосредственно у опор. Фланцы труб между собой соединяются бол¬ 350 г 5 канатов
тами или шпильками. Болты или шпильки после затяжки должны выступать не более чем на 5 мм. Для уплотнения фланцевых соединений шахтных трубопроводов и арматуры применяют мягкие и металлические прокладки по форме фланца. Внутренний диаметр прокладок должен быть на 2—5 мм больше внутреннего диаметра труб. Для фланцев с впадинами прокладки должны свободно входить во впадину. Перед соединением трубы должны быть осмотрены и очищены от грязи и ржавчины. При соединении труб на сварке их следует подбирать с наименьшими смещениями по наружному диаметру. Разность толщины стенок труб может колебаться от 1 до 3 мм. Перед сваркой труб в плети на торцах труб с наружной стороны должны быть сняты фаски. Разделка кромок под сварку производится механическим спо¬ собом в заводских условиях или на монтажно-заготовительном участке на то¬ карных или специальных труборезных станках. В случае снятия фасок газорез¬ кой необходима последующая их заточка. Концы стыкуемых труб перед сборкой снаружи и внутри необходимо очищать до металлического блеска от грязи, масла и ржавчины по длине не менее 10 мм. Свариваемые стыки труб могут быть пово¬ ротными и неповоротными. Поворотные стыки применяются в тех случаях, когда возникают неудобства работы сварщиков и опасность непровара. Сборка труб под сварку должна осуществляться в специальных устройствах— центраторах, обеспечивающих их стыковку по одной оси. В начале стыковки трубы прихватывают в трех-четырех точках на равных расстояниях по окружности. Длина прихватки составляет две-три толщины стенки. При последующей сварке стыков прихватки перекрываются основным швом. Для сварки шахтных трубо¬ проводов чаще всего применяется ручная электродуговая сварка электродами типа Э-42. Постоянные трубопроводы водоотлива, водопроводные, противопожарные и сжатого воздуха, как правило, располагаются в клетевых стволах, а трубопро¬ воды дегазации и кондиционирования воздуха — в скиповых и фланговых вен¬ тиляционных стволах с исходящей струей. Трубопроводы размещаются в свобод¬ ных отсеках с торцов или сбоку подъемных сосудов. Крепление трубопроводов в стволах осуществляют к основным или вспомо¬ гательным расстрелам направляющими хомутами, расстояние между которыми зависит от диаметра трубопровода. В скипо-клетевом стволе при значительном числе трубопроводов и большой их массе иногда закладывают специальные балки, аналогичные расстрелам, для освобождения последних от больших нагрузок. С этой же целью крепление трубопровода осуществляется к стенкам ствола. Основным материалом для изготовления направляющих хомутов служит уголковая и круглая сталь. Хомуты из уголковой стали крепят непосредственно к верхней полке расстрела или специально установленной балке. Хомуты из круглой стали крепят двумя способами: крест-накрест в обхват трубы из расстрела с закреплением планкой или непосредственно к вертикальной стенке расстрела. При креплении трубопроводов к крепи ствола применяют хомуты из поло¬ совой стали, закрепленные с помощью анкеров. Опорные колена в местах перехода вертикальных трубопроводов в трубные ходки на горизонтах крепятся жестко на двутавровых балках или (реже) со сво¬ бодным перемещением на канате. При вводе нескольких трубопроводов в один ходок опорные колена устанавливают на специальные сварные двутавровые балки большого профиля (рис. 7.57). 351
Рис. 7.57. Ввод нескольких трубопроводов в один ходок Опорные стулья крепят к двум специально устанавливаемым балкам (обычно двутавр № 20), которые одним концом заделывают в крепь ствола, а другим ук¬ ладывают на основной расстрел. Одну из балок заделывают в крепь ствола одно¬ временно с установкой армировки, а другую устанавливают после монтажа опорного стула. Для удобства и быстроты установки второй балки в крепи ствола заранее заделывают специальные башмаки. рл Монтаж шахтных трубопроводов включает в себя: подготовительные и таке¬ лажные работы, монтаж труб и установку арматуры, испытание трубопроводов и оформление документации по сдаче их в эксплуатацию. До начала монтажа трубопровода необходимо произвести следующие работы: ознакомить персонал с техническим проектом прокладки трубопроводов, проектом производства работ и правилами техники безопасности; проверить наличие труб и деталей трубопровода (фланцев, прокладок и др.), правильность приварки фланцев или бортовых колец к трубам; принять выработку под монтаж; подготовить и проверить работоспособность такелажного оборудова¬ ния; подготовить к работе механизмы и изготовить приспособления, инстру¬ мент; согласовать документацию на производство работ в шахте, в том числе на производство сварочных работ. В подготовительные работы пе монтажу трубопроводов в вертикальных ство¬ лах входят: 352
монтаж ударной сигнализации или телефонов, расположенных таким обра¬ зом, чтобы ими было удобно пользоваться при маневрах подъемного сосуда и монтаже трубопровода в стволе; составление маркшейдерской съемки армировки ствола и закладных деталей, на которые устанавливают опорные стулья и крепят трубопровод; монтаж оснастки (лебедки, шкива, блоков, монтажных люлек) и, если необ¬ ходимо, подготовка проемов в надшахтном здании для заводки труб в копер; изготовление и установка монтажной рамы, зажимного устройства, пере¬ крытие ствола и ограждение места работы; заделка опорных балок для опорных колен. Опорные балки для трубопро¬ водов водоотлива устанавливают на уровне почвы трубного ходка, а остальных трубопроводов — на уровне кровли околоствольного двора. 7.6.1. Технология монтажа трубопроводов в вертикальных стволах Трубы и арматура доставляются на центральную промплощадку шахты желез¬ нодорожным или автомобильным транспортом. Выгрузку труб производят на специально отведенной площадке. Подготовленные к монтажу трубы грузят на платформы и по узкоколейным путям подвозят к стволу. Выбор монтажного оборудования производят по максимальной концевой нагрузке, зависящей от массы каната, плети труб и способа соединения труб в плети. Для производства монтажных работ используют следующее оборудование лебедки с канатами; шкивы, балки, ролики и конструкции их крепления; приспо¬ собления для монтажа трубопроводов; люльки или клети с откидными площад¬ ками; сварочные автоматы, полуавтоматы и сварочные аппараты для ручной дуговой сварки; комплект слесарного инструмента. При производстве монтажных работ в стволе применяют различные приспо¬ собления для заводки и захвата труб, разработанные ВНИИОМШСом, Крив- басспроектом, трестом Донецкшахтостроймонтаж и др. Для установки в стволе опорных стульев, сальниковых компенсаторов, сты¬ ков плетей, крепления трубопроводов направляющими хомутами используют клети или применяют подвесные люльки, оборудованные откидными площадками (рис. 7.58, 7.59). При оборудовании ствола бадьями монтаж трубопроводов ведут со специаль¬ ных люлек, которые для удобства перехода из бадьи в люльку кроме откидной имеют выдвижную площадку. Для сварки переменным током применяются сварочные трансформаторы и регуляторы (дроссели), для сварки постоянным током — преобразователи (мо¬ тор-генератор) или выпрямители и соответствующая пускорегулирующая аппа¬ ратура. Монтаж трубопроводов осуществляют плетями длиной до 75 м на фланцевых соединениях и до 150 м — на сварных. При монтаже трубопроводов применяют трубы максимальной длины (до 12—14 м). Общая схема монтажа показана на рис. 7.60- Монтаж трубопроводов на фланцах начинается с установки опорного колена на опорные балки, затем приступают к набору первой плети. Для набора плети следует использовать трубы максимальной длины, выпускаемые отечественной промышленностью. Это ведет к уменьшению числа стыков, а следовательно, к сни¬ жению трудоемкости и стоимости монтажа. С помощью специального прицепного устройства и каната подъемной машины первую трубу поднимают над стволом и закрепляют к нижнему фланцу конце¬ вой отбойник. Затем опускают трубу в раскрытый захват, установленный над стволом, до верхнего фланца и зажимают ее захватом (рис. 7.61). После установки трубы в захвате производят перецепку каната на вторую трубу. Подняв трубу, совмещают нижний фланец с верхним фланцем установленной в захвате трубы, и соединяют их с помощью болтов или шпилек. Закончив соединение труб, на фланцы устанавливают обтекатель. Собранную плеть опускают в ствол и закреп- 12 П/р В. В. Белого 353
Рис. 7.59. Монтажные устройства: а — откидная площадка; 6 — выдвижная площадка; / — площадка: 2 — шарнир; 3 — цепь; 4 — штырь
Рис. 7.60. Схема монтажа трубопровода с проходческого копра: 1 — концевой отбойник; 2 — обтекатель; 3 — отклоняющие шкивы; 4 — блок; 5 — монтажная балка; 6 — подшкивиая площадка; 7 — прицепное устройство; 8 — зажимное устройство; 9 — нулевая рама; 10 — проходческая лебедка; 11 — подъемная машина; 12 — монтажная люлька; 13 — бадья; 14 — вспомогательная лебедка ляют в зажимном устройстве. Аналогичным образом набирают плеть расчетной длины. Полностью собранную плеть из нескольких труб опускают в ствол к месту установки. Перед опорным стулом или коленом снимают концевой отбойник, совмещают нижний фланец плети с фланцем опорного стула или колена, соеди¬ няют фланцы между собой, устанавливают постоянные направляющие хомуты и отсоединяют прицепное устройство. Схема установки плети труб в стволе пока¬ зана на рис. 7.62. Если позволяет высота копра, то набор плети следует производить секциями, состоящими из нескольких труб, которые соединяются и проверяются на стенде у ствола. Во всех случаях, когда у устья ствола возможно применение электросвароч¬ ных работ, следует отказаться от монтажа трубопроводов на фланцах и набор плетей производить на сварке из-за ее меньшей трудоемкости и стоимости. Соеди¬ нение плетей с опорными коленами, опорными стульями, компенсаторами и ар¬ матурой осуществляют на фланцах. Монтаж трубопроводов в вертикальных стволах на сварных соединениях производят аналогично монтажу на фланцевых соединениях с некоторыми осо¬ бенностями. Первая труба должна иметь на нижнем конце фланец для установки 12* 355
/ — полу хомут; 2 — шарнир; 3 — маховик; 4 — зажимной винт отбойника, а на верхнем — монтажные накладки («сухари») или муфту для зах¬ вата труб прицепным устройством. Труба на нулевой раме закрепляется фикса¬ торами, входящими в отверстия монтажных накладок, или захватами. Монтаж¬ ные накладки приваривают к нижнему концу трубы по се периметру по три штуки под углом 120° в плане на половину своей длины. Вторую трубу заводят в накладки и сваривают с первой по всему периметру, а также приваривают накладки на всю их длину. Снимают фиксаторы и опускают обе трубы. Затем устанавливают фиксаторы в нижние отверстия накладок второй трубы и повторяют процесс набора. При монтаже~с помощью муфт произвести выверку второй трубы по от¬ весу и обварить. В случае выполнения монтажных работ с помощью захватов производят выверку второй трубы центратором, затем обваривают стык и срезают «сухари». Аналогично набирают плеть длиной до 150 м (от компенсатора до ком¬ пенсатора) и опускают в ствол до места установки. Соединение плетей между собой и опорными стульями, коленами и компенсаторами производят на флан¬ 356
цах, крепление хомутами осуществляют аналогично фланцевым соедине¬ ниям. Монтаж трубопроводов может выполняться с башенного, металлического укосного или проходческого копра. При монтаже с проходческого копра трубо¬ провод может крепиться на канатах со свободным перемещением или жестко. Монтаж трубопроводов при отсутствии копра несколько отличается от монтажа с копров. Монтажную раму с зажимным устройством устанавливают ниже нулевой отметки на 20—25 м. В этом месте ствол перекрывают и выполняют ограждения проемов. Трубы поднимают и заводят для стыковки в плеть, как правило, башенным краном, предназначенным для строительства надшахтного здания. На поверхности трубы сваривают в секции и башенным краном (с помощью прицепного устройства) поднимают в вертикальное положение. На нижний конец секции надевают отбойник, после чего секцию опускают и крепят верхней частью в зажимном устройстве. Затем подают следующую секцию, фланцы стыкуют болтами, крюк башенного крана отцепляют и прицепляют крюк лебедки, преД- 357
назначенной для спуска плети в ствол. Всю плеть приподнимают, зажимное устрой¬ ство раскрывают и производят спуск плети до верхнего фланца. Затем операции повторяются. Сопровождение плети производится с бадьи, движущейся по проводникам постоянной армировки. Щкив для каната этой лебедки устанавливают на нулевой отметке ствола. Технология набора плетей и монтажа трубопроводов с изоляцией аналогична технологии монтажа трубопроводов без изоляции, но отличается от нее некоторыми особенностями. Длина плетей не должна превышать 30—35 м, так как плети большей длины и, следовательно, большей массы при раскачивании во время спуска могут получить повреждения изоляции о расстрельные балки. При наборе плетей на фланцах места соединения труб (стыки) не изолируют до установки их в проектное положение. В дальнейшем после окончания монтажа трубопровода и его испытания фланцевые соединения изолируют скорлупной теплоизоляцией иа месте. При наборе плетей на сварке стыки труб изолируют на поверхности вслед за окончанием сварки каждого соединения. Изоляция стыков не должна вы¬ ступать (по контуру) за пределы основной изоляциитруб, чтобьГ предупредить задевание выступающих участков за расстрелы. 7.6.2. Испытание трубопроводов и приемка их в эксплуатацию Испытание шахтных трубопроводов производится исполнителем работ в присутствии представителей технического надзора заказчика. Результаты ис¬ пытаний оформляются актом. Целью испытаний является проверка трубопро¬ водов на прочность и плотность. Трубопровод в стволах испытывают участками до’’ ответвлений, а при отсутствии последних — целиком на всю глубину ствола. Трубопровод по горизонтальным выработкам при испытании разбивают на участки (длиной не более : 500 м. При наличии аппаратов, например проме¬ жуточных воздухосборников в воздухопроводе, испытания проводят на участ¬ ках от аппарата до аппарата. Технологические аппараты и машины при ис¬ пытании отключают, а концы трубопроводов, врезки, штуцеры, бобышки кон¬ трольно-измерительных приборов заглушают. Перед испытанием трубе ровод подвергают внутренней очистке. Трубопро¬ воды для воды и рассола промывают водой до тех пор, пока в дренажное устрой¬ ство не пойдет чистая вода,а воздуховоды продувают сжатым воздухом'до прекра¬ щения выноса из трубопровода мусора и посторонних предметов. При гидравлических испытаниях трубопровод наполняют чистой водой и повышают давление до испытательного ручным прессом или специальным насосом с электроприводом. В конце испытываемого трубопровода устанавливают кон¬ трольный* манометр, а [в месте подключения нагнетательного "насоса— ра¬ бочий. В наиболее высокой точке трубопровода устанавливают вентиль для вы¬ пуска воздуха, а в самой низкой — вентиль для выпуска воды. При испытании трубопровода верхний вентиль открывают до тех пор, пока из него не пойдет вода. При выпуске воды после испытания вентиль остается открытым во избежа¬ ние создания вакуума и смятия труб. При отсутствии в проекте указаний о величине испытательного давления для водоотлива и трубопроводов кондиционирования его принимают равным 1,25 нормального рабочего давления, но не менее 0,2 МПа. При этом давлении трубо¬ провод выдерживают 5 мин, осматривают все стыки и соединения. Затем давле¬ ние снижают до рабочего. Трубопровод считается пригодным к эксплуатации, если в нем, а также в соединениях и сварных швах не будет обнаружено течи или каких-либо дефектов. Воздухопровод испытывают сжатым воздухом иа максимальное давление компрессора, после чего компрессор отключают. Если падение давления в тече¬ ние 5 мин не превышает 0,05 МПа, то трубопровод считается пригодным к экс¬ плуатации. 358
Противопожарный трубопровод необходимо испытать на фактическое давле¬ ние у пожарных кранов, которое должно быть не менее 0,4 и не более 1 МПа. Специальный противопожарный став или воздухопровод, используемый для подачи воды, испытывают два раза в год. Испытание проводят под руководством главного механика шахты в присутствии представителей РГТИ и ВГСЧ. Испытание дегазационных трубопроводов на прочность проводят воздухом при избыточном давлении, равном 0,45 МПа, выдерживают при нем не менее I ч, затем снижают до нормы, установленной для испытания на плотность (0,3 МПа). Газопровод до начала испытания на плотность выдерживают под давлением. Продолжительность испытания составляет не менее 24 ч. Во время испытания производят осмотр газопровода и арматуры, а также проверяют плотность ({шан¬ цевых и резьбовых соединений мыльным раствором. При этом необходимо под¬ держивать постоянное давление. Газопровод считается выдержавшим испытания, если не наблюдается заметного падения давления по манометру, не обнаружены утечки воздуха при проверке соединений обмыливанием, фактическое падение давления за время испытания не превышает расчетной величины, определяемой для газопровода одного диаметра по формуле Р = 300Т/D, а для газопровода, имеющего участки различных диаметров, Р = 4Т (rfj/j + d2l2 + • • • + dnln)/(d2lll + еф2 + • ■ ■ + d^„), где Р — расчетное давление падения, Па; D — внутренний диаметр газопро¬ вода, мм; Т — продолжительность испытания, ч; di — внутренние диаметры участков газопровода, мм; h = 1Ъ /2, ..., — длины участков газопровода, м. Фактическое падение давления в газопроводе за время испытания Р= Vh + Ву) - {Н2- В2), где Нъ Н2 — показания манометра соответственно в начале и конце испытания, Па; Въ В2 — показания барометра соответственно в начале и конце испыта¬ ния, Па. После испытания трубопровода следует произвести окраску мест сварки и участков, поврежденных при транспортировке и монтаже. Приемка смонтированного трубопровода оформляется актом. 7.6.3. Прокладка кабелей в стволах До начала работ по прокладке кабеля по стволу необходимо обследовать и подготовить ствол, проинструктировать монтажников и ознакомить их с проектом производства работ. Монтажные работы ведут, как правило, снизу вверх. На¬ веску кабелей осуществляют как по временной, так и по постоянной! схеме. При выполнении монтажных работ катушка с кабелем может располагаться на по¬ верхности и в некоторых случаях на проходческом полке (рис. 7.63). Для спуска кабеля в ствол используют проходческие лебедки. Основные исходные данные для выбора лебедки, необходимой для спуска кабеля, приве¬ дены в табл. 7.17. Перед прокладкой кабеля на поверхности у ствола устанавливают (или используют существующую) проходческую лебедку с канатом и на специальных козлах барабан с кабелем. Иногда принимают кабельную лебедку конструкции ВНИИОМШСа. Выше пулевой площадки устанавливают деревянный направляю¬ щий шкив. Диаметр шкива подбирают в зависимости от наружного диаметра кабеля. Ориентировочно диаметр шкива (мм) для силового кабеля с бумаж¬ ной изоляцией: многожильного 32 одножильного 50 для силового бронированного кабеля с резиновой изоляцией . . . 24 для контрольного кабеля: с бумажной изоляцией 30 с резиновой изоляцией 20 При осмотре и подготовке ствола над клетью нужно установить защитны зонт для предохранения рабочих, стоящих на клети, н по всей длине ствола — 359
кабелей Рис. 7.63. Схема прокладки в стволе : 1 —'подъемная машина; ? — шкив; 3 — шкив для стального каната; 4 — направля¬ ющий шкив для кабеля; 5 — кабель; 6' — ка¬ нат; / - лебедка; 8 — центральная электро- подстанция; 9 — трубокабельный ходок; 1Р — скоба для крепления кабеля в стволе; 11 — клеть кронштейны для крепления кабеля. Смещение ячеек кронштейнов в го¬ ризонтальной плоскости не должно превышать 10 мм. Для обеспечения безопасности монтажных работ, проводимых с проходческой бадьи, используются жимки для оставления направляю¬ щей рамки на канатных проводни¬ ках. Связь с поверхностью осу¬ ществляют временным сигнальным тросом, проложенным по стволу, или применяют аппаратуру высоко¬ частотной радиосвязи. Спуск кабеля с канатом про¬ изводят одновременно со спуском клети со скоростью не более 0,1— 0,2 м/с. Кабель прикрепляют к ка¬ нату с напуском между местами закрепления, равным 2—3 % от расстояния между ними, специаль¬ ными жимками (рис. 7.64) (напри¬ мер, быстросъемными конструкция¬ ми ВНИИОМШСа). Жимки уста¬ навливают через промежутки расстояний /= 125/(7, где q — масса 1 м кабеля, кг. Кабель через каждые 50—60 м дополнительно крепят к канату контрольными жимками на болтах. Канат должен быть обезжирен. В Донбассе при монтаже временных крепление их к канату с помощью кабелей в стволах иногда применяют киперной ленты (рис. 7.65). Для наблюдения за спуском кабеля иа клети (в бадье) должны находиться не менее трех рабочих, один из которых постоянно дежурит у сигнального троса. После спуска кабеля в ствол его прикрепляют к скобам. Крепление произво¬ дят снизу вверх. Способы крепления к различным видам крепи (деревянной, бетонной и из железобетонных ребристых тюбингов конструкции ВНИИОМШС^) показаны на рис. 7.66. Крепить скобы к расстрелам запрещается, так как виб- Таблица 7.17 Грузоподъемность лебедок для спуска кабелей Глубина ствола, м Марка, число и площадь сечеиий кабеля, мм2 Масса кабеля, подвеши¬ ваемого к тросу, т Днаметр каната, мм Максималь¬ ная грузо* подъемкость монтажного блока, т Грузо¬ подъемность лебедки, т 300 СПВ 3X70 1,82 18,5 2,9 5 500 СПВ 3X95 3,65 21,5 5 10 700 СПВ 3X120 5,86 25 8,3 10 900 СПВ 3X120 7,53 28 12,8 15 1000 ЦСКН 3X120 11,66 31 20,1 25 1200 ЦСКН 3X120 14 36 24 25 1500 ЦСКН ЗХ 120 17,49 47 33 35 360
t Рис. 7.64. Закрепление кабеля к канату жимком конструкции ВНИИОМШСа: 1 — планка; ? — клин; 3 — замок; 4 — захват; .5 — заклепка; 3 — лента Рис. 7.65. Закрепление силового (а) и сигнального (б) кабеля к канату кипер- ной лентой Рис. 7.66. Крепление кабеля к бетонной (а) и деревянной (б) крепи рация, создаваемая при движении подъемных сосудов, разрушающе действует на кабели, особенно на их свинцовую оболочку. Спуск силовых кабелей при температуре ниже О °С допускается только после предварительного прогрева электрическим током. 361
Величина тока при прогреве кабелей до 6 кВ приведена в табл. 7.18. При прогреве кабелей до 10 кВ точки, указанные в табл. 7.18, необходимо понизить на 7,5 %. Для наблюдения за температурой прогрева между двумя витками кабеля на барабане в джутовую оплетку вставляют термометр, который изолируют вой¬ локом и ватой. Температура нагрева кабеля должна быть не выше 25 °С. Кабели наиболее целесообразно прогревать в отапливаемых зданиях или тепляках. Про¬ должительность прогрева должна быть не менее 72 ч при температуре помеще¬ ния от 5 до 10 °С. При монтаже кабелей небольшой длины в процессе проходки ствола барабан Таблица 7.18 Величина тока при прогреве кабелей Число и площадь сечения кабеля, мм2 Максималь¬ но допусти¬ мый ток прогрева, А Продолжитель¬ ность прогрева (мин) при темпе¬ ратуре окружаю¬ щего воздуха, °С Напряжение, необходимое на зажимах трансформатора (В) при длине кабеля, м 0 — 10 -20 100 200 300 400 500 3X10 76 59 76 97 23 46 69 92 по 3X16 102 56 78 94 19 39 58 77 97 3X25 130 71 88 106 16 32 48 64 80 3X35 160 74 93 112 14 28 42 56 70 3X50 190 90 112 134 12 23 34 46 58 3X70 230 97 122 149 10 20 30 40 50 3X95 285 99 124 151 9 18 27 36 45 3X420 330 111 138 170 8 17 25 34 42 3X150 375 124 150 185 7 15 23 31 38 3X185 425 134 167 208 6 12 18 24 30 3X240 490 152 190 234 5 11 16 21 27 с кабелем размещают на верхнем этаже проходческого полка. На нижнем этаже полка устанавливают отклоняющий шкив и небольшую лебедку. Крепление кабеля к канату лебедки осуществляется под защитой верхнего этажа проход¬ ческого полка. Кабель к скобам крепят с нижнего этажа полка по мере движения полка снизу вверх. Кабели по горизонтальным и наклонным выработкам прокладывают с ка¬ бельного барабана или с помощью кабелеукладчика конструкции ВНИИОМШСа. Кабель подвешивают к крепи на деревянных кронштейнах, брезентовых илн других мягких подвесках. Жесткую подвеску кабелей на металлических скобах или кронштейнах производят в выработках, закрепленных бетоном. Расстояние между точками подвески кабеля должно быть не более 3 м, а по вертикали между кабелями — 5 см. При угле наклона выработки более 20° кабель через определен¬ ное расстояние жестко закрепляют в металлических скобах с мягкой прокладкой из брезента или резины. Расстояние между скобами при угле наклона до 30° составляет 40—50 м, при угле наклона 30—45° — 20—30 м, при угле наклона свыше 45° — 6—20 м. До подключения кабелей к установкам производят проверку состояния изо¬ ляции. Кабели на протяжении до 1 кВ проверяют только мегомметром. Кабели на напряжение 6 кВ, проложенные в скважинах и по стволам негазовых шахт, испытывают повышенным напряжением кенотронным аппаратом в соответствии с Правилами устройства электроустановок. Кабели, проложенные в подземных выработках, кенотронным аппаратом не испытывают, а в течение 1 мин проверяют мегомметром на 2,5 кВ. Кабельные линии перед сдачей в эксплуатацию испытывают под нагрузкой непрерывно в течение 48 ч. Если нагрузку до проектной величины довести не¬ возможно, то степень загрузки устанавливают по согласованию с заказчиком,
8. УГЛУБКА ВЕРТИКАЛЬНЫХ СТВОЛОВ 8.1. СПОСОБЫ И СХЕМЫ УГЛУБКИ СТВОЛОВ При подразделении способов углубки на схемы классифицирующими признаками являются: место выдачи породы, размещение проходческого оборудования в сечеиии ствола, последова¬ тельность ведения работ по выемке породы и возведению постоянной крепи. При углубке стволов способом сверху вниз вы¬ деляются четыре технологические схемы (I—IV). По Рис. 8.1. Углубка стволов по схеме I с выдачей породы на поверхность: а — через углубочное отделе¬ ние ствола; б — через свобод¬ ную половину его сечения; в — с использованием всего се¬ чения ствола. 1 — приемные устройства бадьевого подъема; 2 — отшивка углубочиого от¬ деления; 3 — предохранитель¬ ное сооружение а Рис. 8.2. Углубка стволов по схеме II с выдачей породы на рабочий или вентиля¬ ционный горизонт: а — через углубочное отделе¬ ние ствола; б — через спе¬ циальное углубочное отделе¬ ние с увеличением сечения ствола; в — через "свободную по¬ ловину его сечения; г — с ис¬ пользованием сечения; / — приемные устройства бадьевого подъема; 2 — отшивка углу¬ бочиого отделения; 3 — предо¬ хранительное сооружение; 4 — подъемная машина бадьевого подъема 363
Рис. 8.3. Углубка стволов по схеме III [с выдачей породы на углубочный горизонт: а — через слепой ствол (/) или уклон (//) иа рабочий горизонт; 6 — через уклон, прой¬ денный непосредственно в ствол, на рабочий горизонт; в — через другой ствол на по¬ верхность; / — приемные устройства бадьевого подъема; 2 — предохранительное соору¬ жение; 3 — подъемная машина бадьевого подъема; 4 — подъемная лебедка вспомога¬ тельного подъема; 5 — приемное устройство вспомогательного подъема Рис. 8.4. Углубка стволов по схеме IV со спуском породы на подготовляемый горизонт по гезенку или скважине большого диаметра: а — через углубочное отделение ствола; 6 — через * свободную половину его сечения; в — с использованием всего сечения; г — через углубочный^ горизонт по .слепому стволу (/) или уклону. (//); 1 — приемная площадка бадьевого подъема; 2 — отшивка углубоч- ного отделения; 3 — предохранительное сооружение; 4 — подъемная машина бадьевого подъема; 5 — подъемная лебедка вспомогательного подъема
Рис. 8.5. Углубка стволов по схеме V пол¬ ным сечением без временной крепи с после¬ дующим возведением постоянной крепи: а — с помощью клети, подвешенной на канате; б — с помощью бурового полка; в — секционным взрыванием глубоких скважин; г — разовым взры¬ ванием глубоких скважин; 1 — предохранитель¬ ное сооружение; 2 — подъемная лебедка; 3 ■— подвесная клеть; 4 — платформа для передвиж¬ ки клети; 5 — механический буровой полок; 6 — буровые скважины; 7 — опалубка-полок Рис. 8.6. Углубка стволов по схемам VI (а) и VII (б): I — предохранительное сооружение; 2 —подъем¬ ная лебедка бадьевого подъема; 3 — постоянная крепь схеме I порода выдается на поверхность (рис. 8.1), по схеме II — на рабочий или вентиляционный горизонт (рис. 8.2), по схеме III — на углубочиый горизонт (рис. 8.3), по схеме IV порода спускается на подготовляемый горизонт по гезенку или скважине большого диаметра (рис. 8.4). При углубке стволов способом снизу вверх можно выделить три технологи¬ ческие схемы (V—VII). По схеме V ствол углубляется полным сечением без временной крепи с по¬ следующим возведением постоянной крепн (рис. 8.5), а по схеме VI ствол углуб¬ ляется с временной крепью и магазинированием породы (рис. 8.6, а). 365
По схеме VII ствол углубляется полным сечением с магазинированием породы и возведением постоянной крепи вслед за подвиганием забоя (рис. 8.6, б). Во многих случаях углубка вертикального ствола осуществляется комбини¬ рованным способом. (Особенно часто при углубке верхней и зумпфовой его ча¬ стей.) 8.2. УСЛОВИЯ ПРИМЕНЕНИЯ, ДОСТОИНСТВА И НЕДОСТАТКИ РАЗЛИЧНЫХ СХЕМ УГЛУБКИ СТВОЛОВ Схема I применяется, когда на всем протяжении углубляемого ствола есть свободная площадь для размещения проходческих подъемных сосудов и на поверхности можно разместить временную подъемную машину или использо¬ вать постоянную. Достоинства схемы: независимость работ по углубке от эксплуатационных работ в шахте; возможность использования для углубки мощных подъемных ма¬ шин, в том числе постоянных, и большегрузных бадей; в подготовительный пе¬ риод не выполняются работы по проведению дополнительных горных вырабо¬ ток; складирование материалов и конструкций иа поверхности и спуск их непо¬ средственно в углубляемую часть ствола. Недостатки схемы: необходимо иметь свободную площадь в сечении ствола для размещения проходческих подъемных сосудов или полной передачи ствола для углубочных работ с переключением функций подъемов по эксплуатации на другие подъемы шахты; увеличение высоты бадьевого подъема с увеличением глубины до рабочего горизонта; потребность в площади на поверхности для уста¬ новки временной подъемной машины при невозможности использовать постоян¬ ную; необходимость отшивки углубочного отделения и герметизации надшахт¬ ного здания. На основании исследований технико-экономической эффективности исполь¬ зования различных схем углубки стволов, выполненных в разные годы ВНИИОМШСом и КузНИИшахтостроем, можно дать общие рекомендации по области их применения. Способ углубки сверху вниз может применяться в породах различной кре¬ пости для стволов разных диаметров, глубин и назначений. Схема I может быть рекомендована для углубки стволов с начальной глубиной ствола до 500 м. По этой схеме углубляются все стволы в Кузнецком и Карагандинском бассейнах, а также многие стволы в Криворожском, Донецком и других горнодобывающих бассейнах страны. На многих стволах, углубляемых по схеме I, значительное сокращение про¬ должительности и стоимости подготовительных работ, повышение календарной скорости углубки достигнуто благодаря использованию постоянных подъемных машин. Углубка ствола осуществлялась с одновременным армированием, движе¬ ние бадей — по постоянным направляющим. Среднетехнические и максимальные скорости, достигнутые при углубке отдельных стволов, приведены в табл. 8.1. Схема II применяется, когда в углубляемом стволе на участке от забоя до верха сопряжения с вентиляционным или рабочим горизонтом есть свободная площадь для размещения подъемных сосудов и на этих горизонтах обеспечивается прием породы, спуск материалов и конструкций для углубки. Достоинства схемы: минимальная высота подъема от забоя углубляемого ствола до рабочего горизонта, сравнительно небольшой объем проведения горных выработок для расположения проходческих лебедок и использования для этой цели площади углубочного отделения выше горизонта. Недостатки схемы: зависимость углубочных работ от эксплуатационных работ в шахте; необходимость проведения дополнительных горных выработок для установки подъемной машины и проходческих лебедок, приема и транспорти¬ рования породы; отсутствие места для складирования материалов и конструкций; сложность по доставке элементов армировки к углубляемому стволу; необходи¬ мость сооружения камер для подъемной машины и разгрузочной площадки на каждом горизонте. Углубку стволов по схеме II рекомендуется производить при начальной глубине стволов более 500 м. Эта схема имеет наибольшее применение на 366
Скорости углубки вертикальных стволов Таблица 8.1 Шаг углубки, м Диаметр ствола в свету, м Скорости, м/мес Шахта, ствол, бассейн средне - техни¬ ческая макси¬ мальная Схема I «Тырганская», скипо- клетевой, Куз¬ нецкий 100 6 27,3 32,5 «Центральная», скипо-клетевой, Куз¬ нецкий 108 6 38,4 66,2 «Пригородная», клетевой, Уральское месторождение 100 5 31 50 «Центральная», клетевой, Кузнецкий 100 6 40,3 42,4 «Прокопьевская», скиповой. Кузнец¬ кий 134 6 28,4 40,5 «Топарская», скиповой, Карагандин¬ ский 7 32,1 53,6 Им. Коминтерна, клетевой, Криворож¬ ский 225 5,1 30 36 «Тырганская», клетевой, Кузнецкий «Тайбинская», скиповой, Кузнецкий 95 7 23,6 35 122 6 30,6 54,1 «Капитальная», клетевой, Уральское месторождение 6 34,9 46,1 Им. Горбачева, клетевой, Карагандин¬ ский 44 7,5 44 44 «Саранская», клетевой, Карагандин¬ ский 238 6,5 32,2 36 Им. Костенко, центрально-отнесенный, Карагандинский 306 5 15,7 44 С х е «Коксовая», вентиляционный, Кузнец¬ кий «Центральная», вентиляционный, Куз¬ нецкий Им. Дзержинского, клетевой, Кузнец¬ кий «Северная-Вентнляционная», вентиля¬ ционно-вспомогательный, Криво¬ рожский «Слепая-Вспомогательиая», Криворож¬ ский» № 15—15 бис, клетевой, Уральское месторождение а II 100 4,5 51 54,7 100 5,25 24 30 200 6 19 42,5 225 5 21,2 40,2 300 6 18 42 90 6,5 — 43,5 Схема III № 29, клетевой, Печорский 30, скиповой, Печорский № 40, клетевой, Печорский № 40, скиповой, Печорский «Донецкая», клетевой, Донецкий «Белореченская», скиповой, Донецкий «Глубокая», скиповой, Уральское ме¬ сторождение 406 6 19,2 352 6 22,5 254 6 19,8 262 6 23,3 225 4,5 15,4 200 5 14,3 175 4,5 38 29.7 30 32.2 33,5 30.7 27.3 48,9 367
Продолжение табл. 8.1 Шахта, ствол, бассейн Скорости, м/мес Шаг углубки, м Диаметр ствола в свету, м средне¬ техни¬ ческая макси¬ мальная Схема IV № 160, скиповой, Донецкий «Коксовая», скиповой, Кузнецкий Им. Гаевого, клетевой, Донецкий Им. Ленина, клетевой, Донецкий Им. Ворошилова, клетевой, Донецкий 90 4,5 14,2 100 6 25 120 6,25 110 8 220 4,5 9,5 25 61,5 68 41,3 111 Схема V Казский рудник, главный ствол (Гор¬ ная Щория) Ствол «Южный», Средне-Азиатское ме¬ сторождение 245 6 79 300 6 90 106,5 118 шахтах Центрального района Донбасса и глубоких шахтах Криворожского бассейна. Наибольшие среднетехнические и максимальные скорости по этой схеме достигнуты при углубке вентиляционных стволов с использованием всего сече¬ ния для размещения проходческого оборудования. Схема III применяется, когда в углубляемом стволе нет места для разме¬ щения проходческих подъемных сосудов. Для обеспечения выдачи породы и спуска материалов в этом случае проходят дополнительно слепой ствол или ук¬ лон и выработки на рабочем и углубочном горизонтах, а также оборудуют до¬ полнительно подъем по слепому стволу или уклону. Достоинство схемы: независимость работ по углубке от эксплуатации дей¬ ствующих подъемных сосудов углубляемого ствола. Недостатки схемы: большой объем вспомогательных горных выработок, которые в дальнейшем не используются и требуют закладки; значительная про¬ должительность и стоимость работ подготовительного периода; ступенчатая схема подъема; зависимость от эксплуатационной деятельности шахты по выдаче породы от углубки и доставки материалов на углубочный горизонт. В связи с большими затратами времени и средств на выполнение подготови¬ тельных работ углубку стволов по этой схеме рекомендуется производить на несколько горизонтов. Схема III нашла широкое применение на шахтах Печорского бассейна, Цен¬ трального района Донбасса и в Кривбассе. Схема IV применяется, когда с предварительно вскрытого подготовляе¬ мого горизонта можно пройти выработку под центр углубляемого ствола н обес¬ печить по ней выдачу породы при расширении гезенка или скважины до проект¬ ных размеров ствола. Достоинства схемы: отсутствует трудоемкий процесс погрузки породы в бадьи, отпадает потребность в средствах водоотлива и вентиляции, повышается эффек¬ тивность буровзрывных работ при расширении гезенка или скважины большого диаметра. Недостатки схемы: зависимость работ по уборке породы в стволе от готов¬ ности приема и транспортирования породы на подготовляемом горизонте, воз¬ можность забучивания породой гезенка или скважины большого диаметра, опас¬ ность ведения работ при пересечении пластов, выделяющих метан. Углубку стволов по схеме IV рекомендуется применять, когда с подготовляе¬ мого горизонта под зумпф углубляемого ствола имеется возможность механизи¬ рованным способом пройти передовую выработку и обеспечить бесперебойный прием породы от углубки.
В последние годы по этой схеме с применением для проходки гезенка комплекса КПВ углублено несколько стволов в Центральном районе Дон¬ басса. При этом получены высокие технико-экономические показатели (см. табл. 8.1). Схема V применяется в крепких устойчивых породах с проведением постоянных или временных выработок к углубляемому стволу на подготовляе¬ мом горизонте для погрузки и транспортирования породы, а также на рабочем или промежуточном горизонте — для установки лебедок проходческого полка, бадьевого подъема, организации работ по возведению постоянной крепи и арми¬ рованию. Достоинства схемы: работы по углубке ствола не влияют на эксплуатацию действующей части ствола, упрощается оснащение ствола, сокращаются сроки и стоимость подготовительного периода, отсутствует трудоемкий процесс погрузки породы в бадьи, повышается эффективность буровзрывных работ и возведения постоянной крепи при углубке с применением взрывания глубоких скважин, отпадает потребность в средствах водоотлива. Недостатки схемы: ограничение области применения по крепости и устойчи¬ вости пород; зависимость работ по уборке породы в стволе от приема и транспор¬ тирования ее на подготовляемом горизонте; опасность ведения работ при пере¬ сечении пластов, выделяющих метан. Из вариантов углубки по схеме V наиболее перспективной является углубка стволов разных диаметров и назначений методом расширения передовой выра¬ ботки на полное сечение разовым взрыванием глубоких скважин. Углубка стволов по этой схеме начала применяться в 1977 г. на Казском руднике (Кемеровская обл.), где на углубке главного ствола с бетонной крепью диаметром 6 м и про¬ тяженностью углубляемой части ствола 245 м среднетехническая скорость со¬ ставила 79 м/мес, а в январе 1978 г. достигла 106,5 м/мес при производительности труда проходчиков 7,5 м3 в свету на выход. Схемы углубки VI и VII применяются в крепких устойчивых породах, не опасных по выделению метана, с предварительным вскрытием подготовляемого горизонта и проведением постоянной или временной выработки под центр углуб¬ ляемого ствола. Достоинства схемы: работы по углубке ствола не влияют на эксплуатацию действующей части ствола, отсутствует трудоемкий процесс погрузки породы в бадьи, отпадает потребность в средствах водоотлива. Недостатки схемы: ограниченная область применения, зависимость работ по уборке породы от погрузки и транспортирования ее на подготовляемом гори¬ зонте, опасные и сложные условия выполнения проходческих процессов. Углубку стволов по схемам VI и VII можно применять для небольших участ¬ ков ствола (20—25 м) при выполнении подготовительных работ для углубки ство¬ лов с углубочного горизонта (проходка копровых частей стволов). 8.3. ОСОБЕННОСТИ СХЕМ УГЛУБКИ СТВОЛОВ РАЗЛИЧНЫХ НАЗНАЧЕНИЙ Некоторые варианты использования сечения углубляемых стволов различ¬ ных назначений для расположения проходческих бадей показаны на рис. 8.7. При углубке скиповых и скипо-клетевых стволов используют сечение ствола, свободное или освобожденное от подъемных сосудов. В скиповых стволах, обо¬ рудованных двумя парами скипов, обычно освобождают половину сечения ствола за счет временного снятия сосудов одной стационарной подъемной установки и применения последней для оборудования проходческого подъема углубки (рис. 8.8). В целях безопасности работ бадьевое отделение в стволе и копре отшивается от действующего подъема, а в зумпфе под отделением действующего подъема сооружается искусственный предохранительный полок. При углубке клетевых стволов по схеме I в зависимости от числа и располо¬ жения стационарных подъемных сосудов в стволе возможно оборудование про¬ ходческого подъема для углубки в свободном, освобожденном от подъемных сосу¬ дов сечении ствола или с использованием всего сечения ствола. Схема углубки 369
Рис. 8.7. Варианты ис¬ пользования сечения углубляемых стволов для расположения проход¬ ческих бадей клетевых стволов с использованием половины или части сечения ствола примерно аналогична схеме углубки скиповых стволов. При углубке клетевых стволов с использованием всего сечения ствола не выполняются работы по отшивке углубочного отделения ствола, сооружению предохранительного полка. Такая углубка мало чем отличается от проходки ствола с использованием постоянных копра и подъемной машины. При углубке скиповых, клетевых и скипо-кле¬ тевых стволов по схеме I проходческие лебедки подвесного полка, забойной опалубки, направляющих канатов бадьевого подъема, спасательной лестницы, труб различных назначений располагаются на поверхности. В целях экономии каната и удобства работы часть лебедок можно разместить в сопряже¬ нии с рабочим горизонтом и свободной камере загрузочного устройства. При углубке стволов по схеме I в некоторых случаях целесообразно исполь¬ зовать верхнюю заармированиую часть ствола для направления движения про¬ ходческих бадей в постоянных проводниках и углубку ствола осуществлять од¬ новременно с армированием. Расстояние между проводниками позволяет разме¬ стить бадьи вместимостью до 2 м3. Установку расстрелов и навеску проводни- 370
ков осуществляют после подвигания забоя на величину, кратную длине провод¬ ников (12,5 м). Отставание от забоя составляет 25-—40 м. При использовании постоянного подъема такая схема позволяет значительно упростить оснащение. У г л у б к у стволов с выдачей породы на рабочий или вентиляционный горизонт (схема II) производят с ис¬ пользованием временной подъемной машины, установленной на рабочем, венти¬ ляционном горизонте или на поверхности. В скиповых стволах, работающих с двух рабочих горизонтов, ствол углуб¬ ляют с использованием свободной половины сечения ствола на участке ниже верх¬ него рабочего горизонта с сооружением камеры для подъемной машины, канат¬ ного ходка и разгрузочного устройства на иижнем рабочем горизонте (рис. 8.9). Углубочное отделение на участке ствола между верхним и нижним предохра¬ нительными сооружениями отшивается от действующего скипового отделения ствола. Углубку клетевых стволов по этой схеме наиболее часто выполняют через углубочное отделение ствола с сооружением камеры для подъемной машины или лебедки, канатного ходка и разгрузочного устройства на рабочем горизонте. В некоторых случаях для устройства углубочиого отделения увеличивают диаметр углубляемой части ствола, а также действующего ствола на участке от зумпфа до подшкивной площадки проходческого подъема выше сопряжения с ра¬ бочим горизонтом (рис. 8.10). В вентиляционных стволах, где отсутствует постоянный подъем, когда предъ¬ являются особые требования к герметизации ствола, в некоторых случаях целе¬ сообразно углубку ствола осуществлять с выдачей породы на рабочий или вен¬ тиляционный горизонт с расположением подъемной машины и проходческих лебедок на поверхности. При углубке стволов с выдачей породы на у г лу¬ бочный горизонт (схема III) проходческая подъемная машина обычно устанавливается в камере на этом горизонте, а в некоторых случаях на рабочем горизонте и поверхности. Наиболее часто углубка стволов различных назначений по этой схеме осу¬ ществляется под породным целиком. Проходческие лебедки для подвески оборудования и трубопроводов могут размещаться в камерах на углубочном горизонте и на полках в стволе на участке до предохранительного устройства (копровая часть ствола). В зависимости от глубины зумпфовой части углубляемого ствола и высоты предохранительного устройства углубочный горизонт закладывается на отметке ниже рабочего горизонта: для скиповых стволов — на 60—75 м; клетевых — на 35—40 м и вентиляционных —- на 30—35 м. При углубке стволов с выдачей породы бадьями на углубочный горизонт дальнейшее транспортирование породы на рабочий горизонт осуществляется обычно на угольных шахтах в вагонетках и скипах по уклону, а на рудных шах¬ тах— по слепому стволу (рис. 8.11). Вскрытие углубочиого горизонта также может быть осуществлено через ранее пройденный или углубленный ствол, через который осуществляются под¬ готовка ствола к углубке и в дальнейшем транспортирование породы на поверх¬ ность и спуск людей, материалов, конструкций на углубочный горизонт (см. рис. 8.3, в). Транспортирование породы с углубочиого на рабочий горизонт, а также спуск бетонной смеси и других материалов в углубляемую часть ствола может осуществляться по уклону с рабочего горизонта непосредственно в ствол с рас¬ положением подъемной машины бадьевого подъема на углубочном горизонте или на поверхности (рис. 8.12). При углубке стволов с углубочиого горизонта наиболее трудоемкой является проходка копрового участка ствола для разгрузки бадей от отметки углубочиого горизонта с сооружением перекрытия под породным целиком, которая в зави¬ симости от крепости пород осуществляется способом снизу вверх по схемам V, VI или VII. При углубке стволов со спуском породы по ге¬ зенку или скважине большого диаметра на подго- 371
1 Рис. 8.8. Углубка скипового ствола с выдачей породы на поверхность: 1 — предохранительный полок; 2 — отшивка углубочного отделе¬ ния; 3 — трубы подачи бетонной смеси; 4 — подвесной проходче¬ ский полок; 5 —опалубка згигв й Н 1U Рис. 8.9. Углубка ски¬ пового ствола с выда¬ чей породы на рабо¬ чий горизонт: 1 — предохранительный полок; 2 — отшивка углубочного отделения; 3 — трубы подачи бе¬ тонной смеси; 4 — под¬ весной проходческий полок; 5 --- опалубка: 6 — подъемная машина; 7 — бетоносмеситель
товляемый горизонт (схема IV) для спуска-подъема людей спуска материалов в углубляемую часть ствола при расширении гезенка или скважины большого диаметра до полного сечения ствола оборудуется однобадь- евой подъем с расположением подъемной машины или лебедки и приемной пло¬ щадки на поверхности, рабочем, вентиляционном или углубочном горизонтах. Проходческие лебедки могут размещаться на поверхности, рабочем, венти¬ ляционном или углубочном горизонтах, а также на полках в стволе. Схема углубки ствола со спуском породы по скважине большого диаметра и оборудованием бадьевого подъема в углубочном отделении ствола показана на рис. 8.13. В скиповых стволах, работающих с двух рабочих горизонтов, для размеще¬ ния подъемной лебедки, приемной площадки, проходческих лебедок используется участок ствола от нижнего рабочего горизонта до предохранительного гори¬ зонта аналогично углубке по схеме II (см. рис. 8.9). При углубке скиповых и клетевых стволов в том случае, когда на рабочем горизонте отсутствует свободная площадь для размещения бадьевого подъема, его оборудуют на углубочном горизонте, где также размещаются проходческие 374
лебедки и другое оборудование, как и при углубке стволов по схеме III (см. рис. 8.11). При углубке стволов полным сечением без вре¬ менной крепи с последующим возведением посто¬ янной крепи (с х е м а V) с применением подвесных клетей и механиче¬ ских буровых полков (см. рис. 8.5, а, б) в крепких, устойчивых породах, не тре¬ бующих крепления или с облегченными крепями (анкерная, набрызгбетонная), без жесткой армировки, оборудования проходческого подъема не требуется. При углубке по этой схеме с расширением гезенка или скважины на полное сечение ствола путем взрывания глубоких скважин (см. рис. 8.5, в, г) для возведения по¬ стоянной крепи и армирования необходимо оборудовать одпобадьевой подъем. Подъемная лебедка, приемная площадка бадьевого подъема и проходческие лебедки могут быть расположены на рабочем или углубочном горизонте в стволе на полках (рис. 8.14). При углубке стволов полным сечением с мага- зинированием породы (схемы VI и VII) для подачи материалов и инструмента к забою углубляемого ствола оборудуется бадьевой подъем с уста¬ новкой лодъемной лебедки на подготовляемом горизонте и направляющих шкивов для подъемного каната. Для периодической отгрузки породы в стволе оборудуется породное отделе¬ ние с устройством разгрузочного станка на подготовляемом горизонте. 375
Рис. 8.13. Углубка ствола со спуском породы на подготовляемый горизонт: 1 — подъемная машина; 2 — бетоносмеси¬ тель; 3 — отшнвка углубочного отделения; 4 — трубы подачи бетонной смеси; 5 — предохранительный полок; 6 — трубы вен¬ тиляции; 7 — подвесной проходческий по¬ лок; Ь — опалубка; 9 — бадья; Ю — за¬ твор скважины; 11 — скважина диаметром 850 мм Рис. 8.14. Углубка ствола с расши¬ рением гезенка взрыванием глубо¬ ких скважин: 1 — подшкивная площадка; 2 — бе¬ тоносмеситель; 3 — трубы подачи бе¬ тонной смеси; 4 — опалубка-полок; 5—взорванная порода; 6 — скреперный I омплекс; 7 — подъемная машина 8.4. ПОДГОТОВИТЕЛЬНЫЕ РАБОТЫ Подготовительные работы в зависимости от применяемой схемы углубки выполняются на поверхности, в шахте и стволе. На поверхности сооружаются временные здания подъемных машин, про¬ ходческих лебедок, компрессорной, бетоносмесительной установки, монтируется проходческое оборудование и т. д. Эти работы мало отличаются от подготовитель¬ ных работ, выполняемых при обычной проходке. Их особенностью является не¬ обходимость строгой увязки расположения временных и постоянных зданий и сооружений, чтобы не нарушать эксплуатационного режима работы щахты, 376
В шахте выполняются работы по проведению вспомогательных транспорт¬ ных выработок, выработок для размещения оборудования и материалов, для мои* тажа]подъемиой машины, лебедок и другого оборудования. Наиболее сложными являются работы в непосредственной близости от действующего ствола, подле¬ жащего углубке (расширение сопряжений, проведение камер), выполняемые в определенное время с приостановкой работ по стволу. В стволе выполняются работы по сооружению и оборудованию предохрани¬ тельных устройств, отшивке бадьевого отделения от действующего стационарного подъема, оборудованию проходческого подъема, приемной площадки и разгрузоч¬ ного станка, вентиляции, освещения, сигнализации и т. д. Независимо от применяемой схемы углубки ствола в подготовительный период выполняются необходимые работы на поверхности по обеспечению уг¬ лубки сжатым воздухом, электроэнергией, бетонной смесью и др. В зависимости от применяемой схемы углубки в подготовительный период выполняются следующие основные работы. При углубке стволов по схеме I. На поверхности: монтаж временной или приспособление постоянной подъемной машины для углубки; усиление станка постоянного копра; герметизация надшахтного здания; устройство фундаментов и монтаж проходческих лебедок; монтаж разгрузочного комплекса, нулевой рамы, ляд "и лебедок к ним; разводка кабелей в соответствии со схемой электроснабжения и оборудование распределительных пунктов; уст¬ ройство приспособлений для спуска бетонной смеси в ствол. В стволе: отшивка углубочного отделения от эксплуатационного; очистка зумпфа ство¬ ла; монтаж трубопроводов подачи бетонной смеси, сжатого воздуха, водоотлива и вентиляции; сооружение предохранительного устройства; устройство тех¬ нологического отхода; монтаж стволового забойного оборудования для углубки. При углубке стволов по схеме if. В ш а х т е: проведение горных выработок для монтажа подъемной машины и проход¬ ческих лебедок; монтаж подъемной машины и проходческих лебедок; оборудование распределительного пункта и прокладка кабелей от центральной подземной под¬ станции рабочего горизонта. В стволе: монтаж разгрузочного устройства, приемной и подшкивной площадок; очистка зумпфа ствола; сооружение предохранительных устройств под действу¬ ющими сосудами; отшивка углубочного отделения от эксплуатациоиного (между предохранительными устройствами); монтаж трубопроводов подачи бетонной смеси, сжатого воздуха, водоотлива и вентиляции; устройство технологического отхода; монтаж стволового забойного оборудования. При углубке стволов по схеме III. На рабочем горизонте: проведение горных выработок для проходки слепого ствола или уклона; монтаж подъемной машины или лебедки для проходки слепого ствола или уклона; проходка слепого ствола или уклона; монтаж оборудования для выдачи породы по слепому стволу и уклону; монтаж вентилятора частичного проветривания. На у г л у б О ч и О м горизонте: проведение горных выработок для монтажа подъемной машины, проходчес¬ ких лебедок, бетоиосмесительной установки; оборудование распределительного пункта и прокладка кабелей от центральной подземной подстанции рабочего го¬ ризонта; оборудование бетоносмесительной установки; монтаж проходческой ма¬ шины (или лебедки) и проходческих лебедок; монтаж насосной установки, трубо¬ проводов сжатого воздуха, водоотлива и вентиляции; проведение выработки для исходящей струи воздуха. В стволе: проходка участка ствола выше углубочного горизонта до предохранительного устройства; проходка участка ствола на 5—6 м ниже углубочного горизонта; монтаж разгрузочного устройства, приемной и подшкивной площадок; монтаж трубопроводов подачи бетонной смеси, сжатого воздуха, водоотлива и вентиля- 377
Ции; устройство технологического отхода; монтаж стволового забойного оборудо¬ вания. При углубке стволов по схеме IV. На подготовляемом горизонте: проведение временной или постоянной в ыработки под центр углубляемого ствола; проходка гезенка или бурение скважины большого диаметра по центру углубляемого ствола; оборудование для приема и транспортирования породы при расширении ствола на полное сечение. В зависимости от места оборудования бадьевого подъема для расширения ствола, возведения бетонной крепи и армирования выполняются подготовитель¬ ные работы, перечисленные выше, по схемам I, II и III. При углубке стволов но схеме V. На подготовляемом горизонте: проведение временной или постоянной выработки под центр углубляемого ствола; проходка гезенка или бурение скважины большого диаметра по центру углубляемого ствола; разработка буровых и контрольных скважин через 35— 40 м по высоте; бурение и взрывание глубоких скважин; оборудование для при¬ ема и транспортирования' породы от ствола. Для оборудования бадьевого подъема, предназначенного обслуживать воз¬ ведение постоянной крепи и армирование на углубочном горизонте, выполняются подготовительные работы, подобные работам при углубке по схеме III. При углубке стволов по схемам VI и VII. На подготовляемом горизонте: проведение временной или постоянной выработки под центр углубляемого ствола; разработка и постоянное крепления сопряжения со стволом; монтаж подъ¬ емной лебедки, проходческих лебедок и вентилятора. В стволе: сооружение предохранительного устройства (породного целика); устройство в стволе бадьевого, лестничного и породного отделений; монтаж разгрузочного устройства; монтаж трубопроводов сжатого воздуха и вентиляции; монтаж ство¬ лового забойного оборудования (при щитовой проходке). Общее время выполнения подготовительных работ определяется как сумма несовмещенного времени выполнения этих работ на поверхности, в шахте и стволе. Затраты времени на работы, выполняемые в подготовительный период, по данным ВНИИОМШСа, составляют до 40 % общего времени сооружения углу¬ бляемой части ствола, а от собственной углубки в зависимости от глубины раз¬ работки, диаметра ствола, шага углубки, массы постоянного подъемного сосуда и технологической схемы — 65—75 %. По основным технологическим схемам I и II наибольший удельный вес имеют работы по проходке технологического отхода и сооружению предохрани¬ тельных устройств. Для схемы I проходка технологического отхода и сооружение предохрани¬ тельного устройства при шаге углубки Я = 100 м занимают 40—50 %, для схемы II — до 70 % общего времени подготовительного периода. Наибольшая продолжительность подготовительного периода соответствует углубке стволов по схеме III (12—18 мес) в связи с выполнением значительных объемов работ по проведению вспомогательных выработок. 8.5. СООРУЖЕНИЕ ПРЕДОХРАНИТЕЛЬНЫХ УСТРОЙСТВ И ИХ РАСЧЕТ При совмещении углубки с работой эксплуатационных подъемов для защиты работающих в углубляемой части ствола от падения подъемных сосудов или их содержимого требуется сооружение специальных предохранительных устройств. Все конструкции предохранительных устройств в зависимости от вида ос¬ новного несущего элемента разделяются на три типа — естественные предохрани¬ тельные сооружения, искусственные и комбинированные. Естественные предохранительные сооружения устраиваются в виде целиков породы, оставляемых по площади всего сечения или его части (рис. 8.15). 378
а — на все сечение с балочным перекрытием; б — то же, со сводчатым анкерным пере¬ крытием; в — на части сечения с балочным перекрытием а 0 в Рис. 8.16. Предохранительные полки; а — горизонтальный; б — клиновой; е — клиновой с пробкой; —- с отводом сосуда в специальную пишу Искусственные предохранительные сооружения (капитальные предохранительные полки) возводят из металлического проката, бетона, или железобетона, дерева и других строительных материалов (рис. 8.16). Капитальные предохранительные полки в зависи¬ мости от конструкции, воспринимающей основную нагрузку, делятся на две группы: горизонтальные и клиновые. Они могут быть водособирающими (зум¬ пфы-полки) и водопропускающими. Полки бывают двух- и одноклиновыми с дополнительной пробкой или без нее. Одноклиновьте полки могут сооружаться со специальной нишей, в которую направляется падающий подъемный сосуд. К комбинированным предохранительным устройствам относятся различные сочетаиия искусственных полков с целиками Применение того или иного вида предохранительного устройства определи-’ ется крепостью пород, схемой углубки, массой'подъемного сосуда, первоначаль¬ ной глубиной ствола. По данным ВНИИОМШСа (табл. 8.2), в практике углубки стволов преобла¬ дают естественные предохранительные сооружения в виде породных целиков. 379
Число предохранительных устройств Таблица 8.2 Число углубок Число предохранительных устройств Бассейн в направ¬ лении сверху вниз породных целиков искус¬ ствен - ных полков под частью сечения под всем сечением Донецкий 49 23 и 15 В том числе области: Донецкая 'зо 10 6 14 Ворошиловградская 16 12 3 1 Ростовская 3 1 2 — Кузнецкий 17 5 2 10 Бассейны Урала 13 4 2 7 Криворожский 10 6 2 2 Всего: 89 38 17 34 В табл. 8.3 приведены основные данные по целикам, оставленным при углубке вертикальных стволов шахт в различных условиях. Схема последовательности работ по сооружению предохранительного целика приведена на рис. 8.17. <;ф ■■■ Из искусственных предохранительных устройств наибольшее применение получили горизонтальные предохранительные полки. Техиико-экоиомические показатели сооружения предохранительных уст¬ ройств (по данным ВНИИОМШСа) приведены в табл. 8.4. Зависимость трудозатрат Р и продолжительности Т сооружения предохра¬ нительного полка от глубины разработки Н при диаметре ствола в свету 6,5 м для различных схем углубок (по данным ВНИИОМШСа) показана на рис. 8.18. Расчет предохранительных целиков. Для обеспечения безопасного ведения работ в забое углубляемого ствола’шахты предохранительное устройство должно быть рассчитано: а) на падение вагонеток, число которых соответствует этажности клети, при массе каждой вагонетки, увеличенной на 1/2 массы груза для клетевых подъемов, снабженных'парашютами с тормозными канатами, или при многоканатной под¬ веске‘клетей с числом головных канатов четыре и более; б) на падение массы угля (породы), равной 1/2 массы груза скипа, для скиповых подъемов с многоканатиой подвеской с числом головных канатов че¬ тыре и более; в) на падение груженого сосуда — во всех остальных случаях. Обоснование технологической схемы углубки должно включать оценку надежности исходных данных для расчета предохранительных устройств и при¬ нятых для его реализации решений. Оценка” несущей способности предохранительного целика^включает в себя: 1. Изучение состава и состояния горных пород в месте предполагаемого со¬ оружения целика. При этом используются данные маркшейдерской‘’ документа¬ ции, полученные при проходке ствола, и результаты бурения разведочных сква¬ жин для определения физико-механических свойств пород целика. При необхо¬ димости уточнения и дополнения исходных материалов осуществляется бурение в стенках ствола одной-двух контрольных скважин под углом 45° к горизонту. 2. Определение физико-механических свойств целика. 3. Расчет целика. 4. Расчет перекрытия, поддерживающего целик снизу. 380
Данные по целикам СО СО 03 Я Я *3 \D оз Н Л с о а> £ и ,0 t га ксН s!a 2*g3g Cf J3 *3 2 P O^ojoS к « о а* о ? ч « 3 С ° Й Ю LO (N N О Ю О , -1 00 -1 со 1 1 | СО 1 1 (М 00 — 00 Ю о о o' СО Ю LO со о о о о |«р g£8s со 1Л еаономкчй -oxodu W *W *фО(Зц Э1ГВМГП ou нхэоцэбм АНЭШШффСО^ CO CD CD CD CD CD CD CD о о 7 7 7 см 1 00 о 1 о О о о о о ю ю LO (М о о о г- СО CD CD СО о со CD СО со S 1 о со LD | | 1 | 1 1 ьо 1 1 1 LO О О о со (М 1 со о о о CD о со Is- о Г"- ю CD СМ со см <м см см (М см 03 _ ч Cl га К S к с CQ CXOJ <U Cu ra * P3 К я \o 2 H к к \o 2 H к к \o 2 H tQ ra S Ю LO LO CM Ю CDcDCDOOLOlOLOcDCDcDCOCDlOlOcD =Я О CQ =>Я :>Я О О ‘ CQ e <D C3 KX о C Я О cq r; к S « ч: О w a о a a c c x x я я о Си к £ Я- X к я Си oi о fet Ч£ к Я <N >» t-ч X X w i—1 •—; g X X о 2 s s 5 к я си fct си < ё s R и. Я Prt -V - £Г е°! ,01 нС £—< 8 X ч £ s о « sjsj Л X я са «D ь ^ ^ 03 к/ к/ У 381
а Рис. 8.17. Схема последователь¬ ности работ по сооружению предохранительного целика: а — породный целик с уг.пубоч- ным отделением; б — глухой по¬ родный целик Рис. 8.18. Зависимость трудозатрат и продолжительности соору¬ жения предохранительного полка от глубины разработки Физико-механические свойства породы в месте предполагаемого оставления предохранительного целика могут быть получены по различным методикам и слу¬ жат исходным материалом для определения размеров целика, паспортов буро¬ взрывных работ на оконтуривание отдельных граней целика и решения вопроса о креплении ствола на участке целика. На основании данных лабораторных исследований физико-механических свойств целика должен быть построен паспорт прочности породы. Предельное касательное напряжение определяется из паспорта как предельное касательное напряжение при чистом сдвиге. 382
Т а б л и ц а 8.4 Технико-экономические показатели сооружения предохранительных устройств Показатель П редох ран ител ьн ые пол к и Предохра¬ нительные целики клиновой с пробкой клиповой без пробил клиновой с нишей о л СО X X л о-п О СО •- (- на полови¬ ну сечения j ствола на полное сечение ствола Трудозатраты на сооружение, 176 165 131 96 59 22 чел.-дней Трудозатраты на ликвидацию, 189 180 129 98 83 112 чел.-дней Стоимость, руб.: материалов 4523 3721 2245 3335 331 566 трудовых затрат на .сооружение 1714 1612 1385 938 603 106 трудовых затрат на ликвидацию 1792 1697 1238 924 154 105 Для определения потерь кинетической энергии свободно падающего подъем¬ ного сосуда ВНИИОМШСом составлены графики зависимости величин скорости падения подъемных сосудов от высоты их падения. Если рассчитываемый целик сооружают не под типовым подъемным сосудом, то следует брать величину скорости, соответствующую ближайшему меньшему по площади подъемному сосуду. Энергия удара Д0 = 9,81 Р(,Я, (8.1) где Р0 — масса подъемного сосуда, т; Н — приведенная высота падения подъем¬ ного сосуда, м. Переход от фактической к приведенной высоте падения для определения энергии сосуда перед контактом с защитным приспособлением с учетом потерь на преодоление аэродинамических сопротивлений следует производить по формуле Н = 0,51/„ст<7“\ (8.2) где Vист — определенная по графику истинная скорость падения данного со¬ суда, м/с; g = 9,81 м/с2—ускорение свободного падения. При расчете предохранительного целика (рис. 8.19) касательное напряжение по наиболее опасному сечению целика, вызываемое ударом подъемного сосуда, должно определяться из условия тр=.-0,167Ядин (йц/цГ1. (8-3) где тр — расчетное касательное напряжение, кПа; /?дин — расчетное значение силы, воздействующей на целик, кН; Ец — высота целика, м; 1ц — периметр наиболее опасного сечения, м. В качестве наиболее опасного сечения 'следует принимать боковую поверх¬ ность прямоугольного параллелепипеда, верхняя грань которого является по¬ верхностью контакта подъемного сосуда и целика. Тогда условие прочности Тр <1 [т] = 0,167тг1ред„ (8.4) Динамическая сила воздействия на целик по наиболее опасному сечеиию «дин = Е „«А АЛА + АI ■ЕII + Е и) Ay], (8.5) 383
Рис. 8.19. Общий вид предохранительного целика: / — листовое железо толщиной 10—12 мм; 2 — двутавр; 3 — ме¬ таллическая сетка
где Е || — модуль упругости параллельно слоистости, кПа; Ех — модуль упру¬ гости перпендикулярно к слоистости, кПа; Vj „ —отношение деформации в на¬ правлении, перпендикулярном к слоистости, к деформации в направлении, па¬ раллельном слоистости, при сжатии в направлении, параллельном слоистости; Еир — 0,67L4 — приведенная высота сегмента целика, м (для целика, занимаю¬ щего все сечение, Lap = 0,33LH); V — перемещение целика по данному сечению от динамического усилия упавшего подъемного сосуда, м; у = 1,2 — коэффициент. Для определения перемещения используется формула и = K2’4Vo (! - Чо) Ех + 2Дь и Е || ч- ЕЩЕ „ Ех ц), (8.6) где % — к. п. д. удара. ■По ~ pi (^l + ^o)g *» (S-7) Ро — масса сосуда, т; Ру — масса предохран ительного целика, т. Расчет балок перекрытия производят с учетом пластических деформаций по формуле <1б = ™плог1-\ (8.8) где Qg — величина сосредоточенной силы, действующей на одну балку, кН; Wnn — статический момент полусечения двутавра, м3; от — предел текучести стали, кПа; I — пролет балки, м. По данным ВНИИОМШСа, целик разрушается с образованием полости в форме неправильной усеченной пирамиды, нижнее основание которой повто¬ ряет иижнюю грань целика, а верхнее — площадку контакта подъемного сосуда и верхней грани. При сооружении предохранительного целика необходимо вести буровзрыв¬ ные работы таким образом, чтобы как можно меньше нарушать породный целик трещинами и получать сечение, наиболее близкое к проектному с минимальной величиной переборов. Глубина шпуров не должна превышать 1—1,3 м. Непосредственно иад поверхностью целика между углубочным и эксплуа¬ тационным отделениями устанавливают вертикальную стенку из двутавровых балок (см. рис. 8.19), высота которой ^в. ст == ^сос -|“ 0,01//©, (8.9) где йЕ. ст — высота вертикальной стенки, м; йсос— высота подъемного сосуда, м; #0 — глубина ствола до целика, м- Расстояние по вертикали между осями соседних балок должно быть не более 0,7 м. Для ударника массой до 10 т следует применять балки № 30, от 10 до 15 т — № 40, от 15 до 30 т — № 45. Внутренняя сторона стенки должна быть обшита металлическим листом тол¬ щиной 10—12 мм. Расчет горизонтальных предохранительных полков. Искусственный гори¬ зонтальный предохранительный полок должен проектироваться на основе рас¬ чета: 1) буферной распределительной плиты; 2) амортизирующего костра полка; 3) несущих конструкций перекрытия полка; 4) вертикальной ограждающей стенки полка. Буферная распределительная плита является наиболее нагруженным эле¬ ментом предохранительного полка, она воспринимает и рассеивает механическую энергию удара, равную П=Т0г], (8.10). где г] — к. п. д удара. Масса распределительной плиты Ри изготовляемой из горелых пород на то¬ щем цементном растворе и металлической арматуры, задается при расчете в пре¬ делах Рг = 50—400 т. VД3 П/р. В. В. Белого 385»
Высота плиты при известной площади основания и плотности материала Плиты Лил = Рг (ТОГ1. (8-11) Амортизирующий костер должен рассчитываться на поглощение кинетической энергии поступательного движения плиты. Расчет амортизирующего костра, состоящего из деревянных брусьев, уло¬ женных клеткой, должен включать определение его высоты L, площади контакта двух соседних слоев брусьев F и числа площадок смятия К- Высота амортизирующего костра в зависимости от площади полка L < ]P ff- (8.12) Необходимая площадь смятия амортизирующего костра F = CLE^\ (8.13) где С — жесткость амортизирующего костра; — статический модуль упругости древесины на смятие поперек волокон. Число площадок смятия амортизирующего костра, из брусьев 10Х 10 или 20X 20 см, K = FF~\ (8.14) где F — площадь смятия амортизирующего костра; Fc — площадь одной пло¬ щадки смятия. Укладка балок несущей конструкции в горизонтальный ряд может осущест¬ вляться по двум схемам: последовательной и совмещенной. Для увеличения не¬ сущей способности балочного перекрытия полка горизонтальные ряды балок укладываются в два и более этажей. Расчетная схема балки несущей конструкции показана на рис. 8.20. Вели¬ чина равномерно распределенной нагрузки на пв балок в вертикальном ряду Я = <2НФ(ГЧ> (8-15> где QH — общая нагрузка по всей площади несущего перекрытия полка; ср0 — площадь ствола, перекрываемая несущей конструкцией; Ь0 — ширина полки дву¬ тавра при последовательной укладке или приведенная ширина полки при совме¬ щенной укладке, м. Число балок заданного типоразмера в горизонтальном ряду «г = 0,№, (8.16) где fo — высота сегмента перекрываемой части ствола, м. Число балок в вертикальном ряду л,= 1(8.17) где WL — момент сопротивления одного двутаврового профиля, м3; — мо¬ мент сопротивления вертикального ряда балок, м3. = 0,12Е<7*2 (о)"1. (8.18) Ограждающая стенка служит для разделения углубочного и эксплуатацион¬ ного отделений, обеспечения устойчивой работы амортизирующего костра, пог- Рис. 8.20. Расчет¬ ная схема балки •386
лощения энергии вращательного движения буферной распределительной плиты и предотвращения падения упавшего тела после удара за пределы полка. Ограждающая стейка предохранительного полка должна устраиваться выше поверхности буферной распределительной плиты на величину Лвхт, которая для полков, рассчитываемых иа падение груженых сосудов и вагонеток, вычисля¬ ется по формуле (8.9), а для полков, рассчитываемых иа просыпание содержимого скипов, — Лв.ст = 2^сф-1, (8-19) где Vс — объем скипа. При углубке с горизонта ограждающая стенка нижнего предохранительного полка должна сооружаться на всем расстоянии между несущими конструкция¬ ми верхнего и иижиего предохранительных полков. Ограждающая стенка сооружается, как и при оставлении целика, из двутав¬ ровых балок № 30, 40 и 45 и может быть заменена равнопрочной из канатов. 8.6. ОТШИВКА УГЛУБОЧНОГО ОТДЕЛЕНИЯ ОТ ДЕЙСТВУЮЩЕГО ОТДЕЛЕНИЯ СТВОЛА Для защитьГлюдей, работающих в углубляемой части ствола, отделение с действующими подъемными сосудами эксплуатационной шахты должно быть от' шито от углубочного на всем протяжении от верхнего до нижнего предохрани" тельного сооружения. (*> Если ствол углубляется с выдачей породы на поверхность и использованием половины сечеиия ствола, то отшивка производится от предохранительного полка, сооружаемого в станке постоянного копра, до нижнего предохранительного полка в зумпфовой части ствола. Выполняется отшивка в начальный период подготови¬ тельных работ после оборудования бадьевого подъема и осуществляется со спе¬ циальных люлек в направлении сверху вниз от верхнего предохранительного полка к нижнему. Спуск материалов производится бадьевым подъемом, иногда исполь¬ зуется постоянный подъем. 8.7. ТЕХНОЛОГИЧЕСКИЙ ОТХОД ДЛЯ УГЛУБКИ Технологический отход необходим для размещения полного комплекта про¬ ходческого оборудования (подвесной полок, проходческий насос, забойная опа¬ лубка и т. д.) и безопасного ведения буровзрывных работ. Величина технологического отхода определяется исходя из условия разме¬ щения предохранительного устройства с учетом (22—25 м ствола) размещения про¬ ходческого оборудования. Необходимые размеры зумпфовых частей скиповых и клетевых стволов с уче¬ том технологического отхода приведены иа рис. 8.21. При углубке через свободную половину сечения ствола с сооружением пре¬ дохранительных устройств под действующими подъемными сосудами (рис. 8.21, а, 6) для размещения проходческого оборудования и безопасного ведения буровзрывных работ целесообразная величина зумпфовых частей ство¬ лов, подлежащих углубке, составляет для скиповых стволов 54—58 м и для кле¬ тевых — 30—32 м. При углубке с использованием всего сечения ствола (рис. 8.21, в) без устройства предохранительного сооружения зумпфовая часть должна составлять 20—22 м. При сооружении технологического отхода на первом этапе выполняются ра¬ боты, связанные с созданием безопасных условий труда (сооружение предохрани¬ тельного полка, отшивки и т. д.) в непосредственной близости от действующего подъема и во многих случаях с его остановкой. Вследствие неполного оснащения проходческим оборудованием и механиз¬ мами, ограничения ведения буровзрывных работ, большого объема ручных работ, скорость углубки на участке технологического отхода не превышает 6— 8 м/мес. 387
а Условный горизонт 8.8- ПРОВЕДЕНИЕ ВСПОМОГАТЕЛЬНЫХ ВЫРАБОТОК К вспомогательным выработкам относятся выработки, проводимые только для целей углубки ствола и не используемые при нормальной работе шахты. Объем проведения вспомогательных выработок зависит главньм образом от применяе¬ мой схемы углубки и не зависит от глубины ствола. При углубке стволов по схеме I вспомогательных выработок не требуется. При других схемах углубки объем вспомогательных выработок достигает 40 % объема углубляемых стволов в свету. В табл. 8.5 приведены средние значения объе¬ мов вспомогательных выработок в зависимости от применяемой схемы углубки. Объемы вспомогательных выработок, м3 в свету Камеры подъемных машин и лебедок 40—180 Камеры проходческих лебедок и оборудования 25—45 Канатные ходки 80—120 «Слепые» стволы и уклоны 200—480 Подводящие выработки 160—680 Для снижения объемов проведения вспомогательных выработок ВНИИОМШС рекомендует следующие мероприятия: Снижение объемов Рациональное размещение подъемных н проходческих лебе- выработок, % док: использование постоянной подъемной установки ... 50 388
расположение углубочной подъемной машины в свобод* ной выработке рабочего горизонта (камерах ожидания и др.) 30—35 установка части вспомогательных лебедок для подвески кабелей, отвесов непосредственно на полке под пре¬ дохранительным устройством 5 — 10 Сокращение числа проходческих лебедок: нз-за применения шагающей призабойной опалубки, не требующей подвески на лебедках 30—35 из-за использования в качестве направляющих для бадьн полиспастной подвески полка на четырех ветвях одного^или двух канатов «« 5 —10 Уменьшение основных размеров подъемных и проходческих механизмов, навеска части проходческого оборудования на постоянную армировку 5—15 Таблица 8.5 Объем вспомогательных выработок Схема Схема транспорта породы Объем вспомо¬ гательных вы¬ работок в свету, м* п Выдача породы на вентиляционный или^ рабочий горизонт: 655 через углубочное отделение ствола через свободную половину сечения ствола 164 ш Выдача породы на углубочный горизонт с после¬ дующим подъемом: 1958 через слепой ствол или уклон на рабочий го¬ ризонт через уклон, пройденный непосредственно в ствол на рабочий горизонт 555 IV через другой ствол на поверхность 1505 Спуск породы на подготовляемый горизонт по ге¬ зенку или скважине большого диаметра: 340 через углубочное отделение ствола через свободную половину сечения ствола 735 через углубочный горизонт по слепому стволу или уклону 727 8.9. ПРОХОДЧЕСКОЕ ОБОРУДОВАНИЕ ПРИ УГЛУБОЧНЫХ РАБОТАХ В зависимости от принятой схемы углубки ствола, места расположения и высоты подъема, вместимости бадей применяют подъемные машины и лебедки различной производительности. При углубке стволов по схеме I могут применяться как постоянные, так и временные подъемные машины типа 2Ц-2.5Х 1,2 и 2Ц-ЗХ 1,5 с разностью стати¬ ческого натяжения каната 75 и 90 кН. Вместимость бадей преимущественно 1,5 и 2 м3. В большинстве случаев применяют двухконцевые подъемы. При углубке стволов по схемам II, III и IV преимущественно применяют подъемные лебедки типа 2Ц-1,6Х0,8 и Ц-1.6Х 1,2 со статическим натяжением ка¬ ната 40 кН, бадьи вместимостью 0,75—1 м* и в большинстве случаев одноконце¬ вой подъем. При углубке стволов применяют те же унифицированные бадьи, прицепные устройства, направляющие рамки, направляющие и отклоняющие шкивы, что и при проходке стволов. Для подвески проходческого оборудования (подвесных полков, забойных опа¬ лубок, насосов, спасательных лестниц, трубопроводов и т. д.), а также натяже¬ ния направляющих канатов применяют проходческие лебедки. При углубке стволов проходческие лебедки, устанавливаемые на поверх¬ ности, применяются те же, что и при проходке стволов. Для установки лебедок 13 П/Р- В. В. Белого 389
Рис. 8.22. Разгрузочное устрой¬ ство: 1 — ляда; 2 — настил; 3 —метал¬ локонструкция; 4 — сектор за¬ твора: В — лебедка для открыва¬ ния ляды; 6 — ниевмоцилиндр; 7 — блок в стволе на стационарных полках ЦНИИподземмашем созданы специальные углубочиые лебедки ЛПП и ЛППР. Отличительной особенностью этих лебедок по сравнению с проходческими являются уменьшенные размеры и масса. Подвесные полки при проходке по схеме I обычно применяются двухэтажные, в остальных схемах в зависимости от величины шага углубки — двухэтажные и одноэтажные. Подвеска полков осуществляется на двух или нескольких ветвях каната. Могут использоваться направляющие канаты подъема. При выдаче породы на поверхность (схема I) разгрузка бадей осуществля¬ ется через разгрузочные устройства, применяемые для проходки стволов, а при выдаче породы на рабочий или углубочный горизонт через специальные разгру¬ зочные устройства (рис. 8.22). Подъемные шкивы в этом случае располагают в стволе на подшкивной площадке выше разгрузочного станка на уровне гори¬ зонта, в углубочном отделении ствола сооружается нулевая (основная) рама, на которой устанавливают разгрузочный станок. 390
Водоотлив при углубке стволов осуществляется аналогично водоотливу при проходке стволов. При притоке воды до 4 м^ч обычно применяется водоотлив ба¬ дьями с использованием переносных забойных насосов. При шаге углубки, пре¬ вышающем величину напора подвеснсго насоса, следует предусматривать уст¬ ройство перекачных станций, в которых необходимо устанавливать два насоса (рабочий и резервный). Перекачные камеры имеют водосборник, вместимость ко¬ торого составляет не менее часового притока. Для периодической чистки водо¬ сборник разделяется вертикальной стенкой на два отсека. Если подготовляемый горизонт вскрыт другими выработками (стволом или уклоном), то водоотлив при углубке стволов может осуществляться спуском воды по скважине на подготовляемый горизонт с последующей откачкой горизонталь¬ ными насосами на рабочий горизонт или непосредственно на поверхность. Рис. 8.23. Схемы проветривания при углубке: а — сквозной струей воздуха; б — из клетевых стволов, подающих свежий воздух в шахту; е — из стволов, выдающих отработанный воздух из шахты Проветривание забоя при углубке ствола отличается от проветривания его при проходке тем, что углубка производится в условиях эксплуатационной шахты и схема проветривания углубляемого ствола должна увязываться со схемой про¬ ветривания шахты в целом. В зависимости от глубины ствола, направления вентиляционной струи по эксплуатационному стволу, категории шахты по газу, схемы углубки ствола воз¬ можно проветривание забоя сквозной струей воздуха, способами нагнетания, всасйваиия и комбинированием этих способов (рис. 8.!3). Свежий воздух подается в шахту обычно по клетевым стволам, поэтому продукты взрывных работпри углубке этих стволов не должны попадать в свежую струю. При углубке стволов применяют осевые вентиляторы, обеспечивающие подачу необходимого количества воздуха при соответствующем напоре. Вентиля¬ ционные трубы — металлические, прорезиненные, а также из рулонированного стеклопластика диаметром 0,5—1 м. 8.10. ОРГАНИЗАЦИЯ РАБОТ ПРИ УГЛУБКЕ Основными видами проходческих работ при углубке стволов являются: выемка породы, возведение постоянной крепи и армирование. Эти работы можно выполнять последовательно, совмещенно и параллельно. При углубке стволов, 13* 391
как правило, применяется совмещенная схема. Параллельная схема не нашла применения ввиду относительной сложности оснащения. Армирование ствола обычно осуществляется после окончания всех^работ по углубке ствола. Способ углубки с одновременным армированием наиболее це¬ лесообразно применять при углубке по схеме I, когда конструкция армировки позволяет использовать движение бадей по постоянным проводникам в углубля¬ емой и верхней частях ствола. Буровзрывные работы. При?углубке стволов выемка породы в основном производится с применением буровзрывных работ. Для бурения^шпуров приме¬ няются ручные машины и установки для механизированного бурения типа БУКС-2м и СМБУ-4м. Число одновременно работающих'бурильных машин, зависящее от диаметра ствола и вида перфоратора, следует принимать из расчета 5—10 м2 площади забоя на одну машину. Схемы расположения шпуров в забое ствола при углубке полным сечением аналогичны схемам, применяемым при проходке стволов. ГТдПри углубке стволов с пред¬ варительной проходкой гезенка или бурением скважины большого диа¬ метра паспорт буровзрывных работ должен обеспечить необходимую кусковатость отбитой породы, что¬ бы не допустить забучивания ге¬ зенка или скважины, и нормаль¬ ную выгрузку на подготовляемом горизонте. Производство буровзрывных работ при углубке стволов по схе¬ ме IV со спуском породы по гезен¬ ку или скважине большого диаметра осуществляется аналогично произ¬ водству работ при проходке верти¬ кальных стволов (см. раздел 5). При проходке стволов по схе¬ ме V методом расширения передо¬ вой выработки взрыванием глубо¬ ких скважин (см. рис. 8.5) бурение скважин производится буровым агрегатом НКР-ЮОм. Расположение взрывных сква¬ жин приведено на рис. 8.24. Бурение скважин глубиной до 40 м в одной буровой камере обычно произ¬ водится одновременно тремя станками НКР-ЮОм. Оптимальное значение удельного расхода ВВ (кг/м3) на отбойку обуренной породы определяется с учетом выхода негабарита Рис. 8.24. Расположение взрывных сква¬ жин q = пэеК,К31^КьКе, (8.20) где q3 — эталонный расход ВВ; е — коэффициент работоспособности ВВ; /<С2 — коэффициент, учитывающий трещиноватость массива; К3 — то же, схему распо¬ ложения зарядов; Кц — то же, условия действия взрыва; Кь — то же, плотность заряжания; Кв — то же, диаметр скважины. Количество ВВ на 1 м ствола (кг) Q = Vq, (8.21) где V — объем взорванной породы па 1 м ствола. Количество ВВ (кг) на 1 м скважины Qck = Р/К де Р — масса патрона ВВ; кг; I — длина патрона ВВ, м. 392 (8.22)
Число взрывных скважин А — Q/Qckb- (8.23) Расстояние между скважинами не должно превышать 20d, где d — диаметр скважины. В качестве ВВ для взрывания скважин применяется аммонит № 6 ЖВ с диаметром патрона 90 мм. Взрывание электрическое с помощью электродетона¬ торов типа ЭД-8-ПМ и ЭДКЗ-ПМ-15. Для обеспечения надежности взрывания скважин в каждую из них при за¬ ряжании опускается по две нити детонирующего шнура ДШ. Количество ВВ (кг) на взрывание скважин одной заходки h Qs ах — QcKbNfl. (8.24) Взрывание скважин производится на всю высоту подготовленной части ствола. Для предотвращения повреждения нулевой рамы и повышения эффективности действия взрыва, направленного на отрыв и дробление породы, между устьем ствола и верхней контрольной камерой оставляется предохранительная пробка высотой 3—5 м. После взрыва скважин предохрани¬ тельная пробка разрабатывается мелко¬ шпуровым способом со спуском породы в восстающий. Объем (м3) взорванной породы Vp.. п = [(Sctb SbOCCt) H (Vcm + VKnK) — КскЛск] к, (8.25) где Sctb — площадь сечения ствола, м2; *Sбосс т — площадь сечения восстающего м2; Кб. Кк — объем соответственно буро¬ вой и контрольной камер, м2; «б, пк — число буровых и контрольных камер; Кск — объем взрывной скважины, м3; пСК — число взрывных скважин; к — коэффициент разрыхления породы. После взрыва необходимо, чтобы взорванная порода занимала все свободное пространство в стволе для сохранения устойчивости стенок. Для уменьшения разброса породы при взрыве скважин в окслоствольной выработке на нижнем горизонте необходимо установить заградительную стенку, которую после взрывания скважин необходимо разобрать. Погрузка породы. При углубке стволов способом сверху вниз на полное сечение погрузка породы в бадьи, как и при проходке неглубоких стволов, может осуществляться с помощью ппевмогрузчиков с ручным вождением КС-3 и погру¬ зочных машин с механизированным вождением грейферов по забою. Число пневмогрузчиков в зависимости от схемы углубки и диаметра ствола приведено в табл. 8.6. При углубке ствола по схеме IV порода после выполнения взрывных работ попадает в гезенк или скважину большого диаметра и спускается па подготовля¬ емый горизонт, где она загружается в вагонетки. Способы предотвращения забучивания породой буровых скважин при уг¬ лубке стволов по этой схеме аналогичны применяемым при проходке стволов с передовой скважиной. При углубке стволов по схеме V с расширением передовой выработки взры¬ ванием глубоких скважин погрузка породы на подготовляемом горизонте осуще¬ ствляется с применением скреперных погрузчиков, перегружателей и погрузочных машин. Схемы погрузки породы в вагонетки па подготовляемом горизонте с отметки околоствольного двора и со сбойки, пройденной в ствол выше отметки околост- волыюго двора, показаны па рис. 8.25. Т а б л и ц а 8.6 Число пневмогрузчиков Число пневмо- грузчиков КС-Ч при диаметре Схема ствола, м углубки 4.5 — 5 5 6 -7 7.F —8 I 2 3 4 II—III 1 2 3 333
а 2. 3 Рис. 8.25. Схемы погрузки “породы в вагонетки: а — с использованием перегружателя; б — без применения перегружателя; J взорван¬ ная порода; 2 — скреперный полок; 3 — скреперная Лебедка; 4 — перегружатель; 5 вагонетки При возведении бетонной крепи сверху вниз на нижнем горизонте отгружа¬ ется такой объем породы, который позволяет опускать опалубку на очередную заходку бетонирования. Возведение постоянной крепи. Постоянная крепь углубляемой части ствола по роду материалов может отличаться от крепи верхней части ствола, что обусло¬ вливается гидрогеологическими особенностями, условиями углубки, а также при¬ менением новых прогрессивных материалов и совершенствованием способов воз¬ ведения постоянной крепи. Преимущественное применение при углубке стволов имеет крепь из монолит¬ ного бетона. В зависимости от принятой схемы углубки и конкретных условий приготов¬ ление бетонной смеси производится на поверхности или в шахте. Для крепления ствола при углубке по схеме I приготовление бетонной смеси, как и при проходке стволов, производится на центральном или приствольном бе¬ тонном узле. 394
При углубке ствола по другим схемам бетонную смесь рекомендуется при¬ готовлять в шахте, в сопряжении ствола с горизонтом. Для этого в шахтных ва¬ гонетках на горизонт спускают сухую дозированную смесь, приготовленную на поверхности. У места приготовления бетона следует организовать механизирован¬ ную разгрузку материалов. Подачу бетонной смеси на углубочный горизонт можно также производить через один из ранее пройденных стволов по трубопроводу в специальные ваго¬ нетки с последующи"! их перегрузкой в воронку трубопровода углубляемого ствола. Преимущественное применение имеет совмещенная схема со спуском бетон¬ ной смеси по трубопроводу за забойные опалубки различной конструкции, при¬ меняемые также для проходки стволов (см. раздел 6). При углчбке стволов по схеме V для возведения бетонной крепи применя¬ ется опалубка-полок (см. рис. 8.14), позволяющая одновременно вести армировку ствола. С целью сокращения объемов работ по оснащению для возведения бетонной крепи можно применять шагающую опалубку конструкции Криворожского фили¬ ала ВНИИОМШСа. Армирование. Армирование углубляемой части ствола можно осуществлять после окончания всех работ по углубке ствола (последовательная схема произ¬ водства работ) и одновременно с углубкой заходками по 12,5—25 м(совмещенная схема). В этот период работы по выемке породы и креплению в углубляемой части ствола приостанавливаются. Совмещенную схему рекомендуется применять при углубке по схеме 1, а последовательную в остальных случаях. Армирование углубленной части ствола производят до ликвидации предо¬ хранительного устройства. Соединение старой армировки с новой выполняют с переносных временных полков. Перед началом работ изготовленные элементы армировки должны быть за¬ везены на площадку, промаркированы и сложены в штабеля с учетом удобства спуска их в шахту. При углубке стволов по схемам II, III и IV на рабочем (углубочном) гори¬ зонте у ствола должны быть заготовлены элементы армировки из расчета беспе¬ ребойной работы. Технология работ по армировке ствола при углубке в основном такая же, как и при проходке.
9. СООРУЖЕНИЕ СЛЕПЫХ СТВОЛОВ И ВОССТАЮЩИХ ВЫРАБОТОК 9.1. ПРОХОДКА И ОСНАЩЕНИЕ СЛЕПЫХ СТВОЛОВ Для предварительного вскрытия новых и углубочных горизонтов проходят слепые стволы, которые имеют прямоугольную или круглую форму поперечного сечения. Проходка слепых стволов обычно осуществляется с рабочего горизонта: до углубочного горизонта для углубки основных эксплуатационных стволов; до подготовляемого горизонта для углубки основных эксплуатационных стволов снизу вверх; до подготовляемого горизонта для углубки основных эксплуатационных стволов снизу вверх; подготовки нового горизонта и последующего его обслужи¬ вания; для подготовки нового горизонта. Слепые стволы оборудуются клетевыми или скиповыми подъемными уста¬ новками. Проходка слепых стволов осуществляется по технологическим схемам, при¬ меняемым при углубке стволов с рабочего или углубочного горизонта. В зависи¬ мости от горнотехнических условий при проходке слепых стволов применяется одна из трех технологических схем: сверху вниз с выдачей породы на горизонт, где размещается устье слепого ствола; сверху вниз с уборкой породы на нижний горизонт по предварительно про¬ буренной скважине большого диаметра; снизу вверх с применением подвесной клети или проходческого комплекса типа КПВ (технология проходки стволов по этой схеме рассмотрена в разделе 8). При проходке слепых стволов используются, как правило, постоянные одно- и двухкоицевые подъемные установки с диаметром барабана до 3 м. В том случае, когда слепой ствол не оборудуется постоянным подъемом, для его проходки мон¬ тируется временная подъемная машина, которая также используется для прове¬ дения выработок на подготовляемом и углубочном горизонтах. Проходческое оборудование подвешивается на специальных углубочных лебедках типа ЛПП и ЛППР,разработанных ЦНИИподземмашем. Отличительной особенностью этих лебедок по сравнению с проходческими являются уменьшенные размеры, что позволяет устанавливать их в стволе на стационарных полках или на горизонте у ствола. Трубы вентиляции, сжатого воздуха и бетонопровода располагаются в стволе с учетом возможности их осмотра и проведения мелкого ремонта с бадей или спасательной лестницы. Расстояние между наиболее выступающими частями тру¬ бопроводов и бадей должно быть не менее 400 мм. При проходке слепых стволов наиболее сложной и трудоемкой является раз¬ работка копровой части ствола, которая может осуществляться путем проходки восстающего обычным способом или с применением комплекса типа КПВ. На рис. 9.1 показаны стадии разработки копровой части ствола с примене¬ нием комплекса КПВ-1Б. В начальной фазе I с помощью комплекса КПВ-1Б проходят снизу вверх восстающую выработку I сечением 2X2 м по оси углубляемого ствола. Затем в верхней части восстающий расширяют до проектного сечения ствола и оставля¬ емый породный целик закрепляется сплошным перекрытием или анкерной кре¬ пью 2 (фаза //). С применением мелкошпурового способа восстающий расширяют на всю высоту копровой части ствола (фаза III). Крепление ствола производят монолитным бетоном. 396
Рис. 9.1. Схема разработки копровой части ствола 1 — разгрузочное устройство; 2 — лебедка проходческого полка; 3 — лебедки напра¬ вляющих канатов (призабойной опалубки); 4 — лебедка кабелей взрывания; 5 — ста- иионарный полок; 6 — лебедка бетонного става; 7 — лебедка спасательной лестницы; 8 — канатный восстающий; 9 — вибропитатель; 10 — породоспуск
Рис. 9.3. Расположение оборудования в копровой части ствола: / — шкивы бадьевого подъема; 2 — лебедки призабойной опалубки; 31— лебедки для открывания ляд; 4 — лебедка проходческого полка; 5 — лебедка взрывного кабеля; 6 — лебедка спасательной лестницы; 7 — ле¬ бедка подвески кабелей; 8 — лебедка для спуска труб Рис. 9.4. Схема проходки слепого ствола с передовой скважиной: | подтемная машина; 2 — бадья; 3 — подвесной полок; 4 — призабойная опалубка; 5 —стержневой затвор; 6 — передовая скважина; 7 — погрузочная машина Одновременно с проходкой копровой части ствола проходят наклонный вос¬ стающий 3 для размещения каната подъемной машины. После проходки копровой части ствола на 20—25 м устанавливают несколько ярусов армировки 4 для уст¬ ройства стационарных полков (фаза IV). Затем ниже горизонта проходят 6—8 м ствола для размещения площадки отклоняющих шкивов и наращивания трубо¬ проводов (фаза V). Монтируются нулевая рама и разгрузочное устройство, уста¬ навливаются проходческие лебедки. Для подвески проходческого оборудования лебедки устанавливают на гори¬ зонте у ствола или на стационарных полках, расположенных в стволе выше ра¬ бочего горизонта. В зависимости от диаметра ствола для установки лебедок сооружают два-четыре полка. Расстояние между ними должно быть таким, чтобы выдерживался потребный угол девиации (2°30') между лебедкой, установленной на нижнем полке, и направляющим шкивом — на верхнем. Устройство стационарных полков с лебедками позволяет сократить объем временных горных выработок при оснащении проходок слепых стволов по этим схемам. , , При применении схемы с расположением лебедок на углубочном горизонте в верхней части ствола (выше рабочего горизонта) монтируется подшкивная пло¬ щадка для подъемного шкива, шкивов направляющих канатов и спасательной 398
лестницы, сооружается разгрузочное устройство для бадьи с металлическим бункером или проходится наклонный породоспуск (рис. 9.2). Все остальное проходческое оборудование монтируется на рабочем горизонте. Трубопроводы сжатого воздуха, вентиляции, водоотлива и подачи бетонной смеси крепятся к стенкам ствола, и их наращивание производится с проходческого полка. При расположении проходческого оборудования выше рабочего горизонта в копровой части ствола устанавливаются несколько ярусов армировки и стацио¬ нарные полки для проходческих лебедок, подъемного шкива и отклоняющих шкивов (рис. 9.3). Под нулевой рамой на первом усиленном ярусе армировки устанавливают полок, предназначенный для размещения отклоняющих шкивов, закрепления вторых концов канатов подвески полка, призабойной опалубки и размещения шкива центрального отвеса. Бетонная смесь приготовляется на подземном приствольном узле или на поверхности с доставкой к слепому стволу в специальных вагонетках или по скважине диаметром 130—150 мм. Сопряжения слепого ствола должны иметь размеры, не препятствующие пропуску длинномерных материалов, в том числе элементов армировки. Проходка слепого ствола со спуском породы по скважине большого диаметра показана на рис. 9.4 и осуществляется аналогично углубке стволов по схеме IV. Обязательными условиями применения этой схемы являются предвари¬ тельное вскрытие подготовляемого горизонта и бурение скважины снизу вверх по центру слепого ствола. 9.2. ПРОХОДКА ВОССТАЮЩИХ Восстающим принято называть вертикальную или наклонную выработку, пройденную снизу вверх и служащую для передвижения людей, вентиляции, доставки материалов, спуска руды или породы, а также применяемую при про¬ ходке и углубке стволов способом расширения передовой выработки. Форма и размеры сечений восстающих зависят от их назначения и определя¬ ются условиями ведения проходческих работ. В зависимости от назначения, кре¬ пости и устойчивости пересекаемых пород восстающие обычно имеют круглое или прямоугольное сечение и одно, два или три отделения: ходовое, породное и ма¬ териальное (рис. 9.5). Восстающие с одним отделением проходят площадью сечения 1,5—4 м2, с двумя, тремя отделениями — от 2,7 до 6,5 м2. В зависимости от устойчивости пород проходка восстающих разделяется на два вида: в неустойчивых, средней крепости и слабых породах, требующих креп¬ ления; в устойчивых крепких породах, не требующих крепления. Восстающий при проходке в породах средней крепости и неустойчивых кре¬ пится деревянной крепью: распорной, венцовой на стойках и сплошной венцовой. Распорная крепь применяется в устойчивых породах и служит главным об¬ разом для устройства лестничных полков и отшивки отделений. Венцовая крепь на стойках применяется в неустойчивых и сплошная венцовая — в очень неустой¬ чивых породах. Проходка восстающих обычно осуществляется буровзрывным способом с при¬ менением переносных полков или выдвижных лестниц, щитов, подвесных клетей, механизированных полков, бурением скважин на всю высоту восстающего с посекционным взрыванием их. Проходка восстающих с переносных полков характеризуется значительной трудоемкостью, высокой стоимостью и опасными условиями труда. Проходка пер¬ вых 5—8 м производится со спуском породы на почву выработки. Затем устанав¬ ливается станок с люком для загрузки породы в вагонетки. Бурение шпуров ве¬ дется со специальных полков, переноска которых занимает 25—30 % времени цикла. Крепление восстающих является наиболее трудоемким и мало поддающимся механизации процессом, занимающим до 50 % всех трудовых затрат. Проветривание восстающих производится с помощью вентилятора местного проветривания. Диаметр труб 300—400 мм. 399
i4 Скорость проходки восстаю¬ щих с переносных полков 15— 25 м/мес. Для проходки восстающих в сла¬ бых неустойчивых породах созданы передвижной щит инж. Будрч- новича (рис. 9.6) и проходче¬ ский комплекс КПК-1А НИПИгор- маша. Бурение шпуров производитет с рабочего полка через отверстия в пе¬ рекрытии. После взрывания обрушен¬ ная порода попадает в специальное от¬ деление благодаря наклону перекры¬ тия щита. Проветривание забоя осуществ¬ ляется с помощью телескопической вентиляционной трубы диаметром 400 мм и длиной 5—25 м, сое¬ диненной с постоянным ставом труб. При щитовой проходке восстаю¬ щих значительной высоты может уста¬ навливаться специальная лебедка ти¬ па ЛППР для подъема людей. В комплексе КПК-1А (в отличие от щита инж. Будряновича) преду¬ смотрен полок, обеспечивающий подъ¬ ем и спуск людей, инструмента и мате¬ риалов. Управление бурильными ма¬ шинами дистанционное. Применение комплекса КПК-1А механизирует проходку восстающих выработок в слабых, неустойчивых по¬ родах, склонных к отслоениям и об¬ рушениям. Проходчики, находясь во время выполнения всех операций про¬ ходческого цикла под металлическим щитом, надежно защищены от вывалов и отдельных падающих кусков горной массы как с поверхности забоя, так и с обнаженных стенок выработки. При проходке восстающих по крепким породам в отечественной и зарубежной практике применяют специальные подвесные клети различной конструкции (рис. 9.7). Схема применения подвесной клети показана на рис. 9.8. Клеть 1 подвешивается на канате, проходящем через скважину 2 диаметром 90—200 мм. На верхнем горизонте устанавливаются подъемная машина 3, подъемный шкив 4 и вентилятор 5. Рабочие, материал и оборудование доставляются к забою в клети. Перед взрыванием шпуров клеть спускается вниз, ставится на платформу 6 и откатывается в безопасное место с помощью лебедки 7. Погрузка породы произ¬ водится машиной 5. Скважина может быть также использована для монтажа труб сжатого воздуха, кабелей и вентиляции. Высота восстающего, который может быть пройден с помощью подвесной клети, определяется точностью бурения скважины. Допустимое отклонение скважины от вертикальной оси не более 0,8—0,9 см на 1 м. По сравнению с обычным способом при проходке с подвесной клетью созда¬ ются более безопасные условия работы, облегчается труд, увеличивается ско¬ рость и снижается стоимость. Для проходки восстающих и стволов малой площади сечения в настоящее время широко применяются проходческие комплексы типа КПВ конструкции НИПИгормаша (рис. 9.9). 400 Рис. 9.5. Восстающий прямоугольной формы: 1 — крепь; 2 — ходовое отделение; 3 — трубное отделение; 4 — материальное отделение; 5 — породное отделение
14 — рабочий полок; 15 — кожух; 16 — барабан трос; 18 — контейнер для леса; 19 — тяговая Рис. 9.6. Щит инж. Будря- новича; 1 — барабан для направля¬ ющих канатов; 2 — балка са¬ моходного щита; 3 — лестница; 4 — телескопическая вентиля¬ ционная труба; 5 — редуктор; 6 — направляющая рама; 7 — воздушная коммуникация; 8 — задний щит; 9 — боковой щит; 10 — подвижное перекрытие щита; 11 —• неподвижное пере¬ крытие щита; 12 — стопорный палец; 13 — пневмоподъемник; для сетки; 17 —направляющий лебедка; 20 — подъемная стойка
Рис. 9.7. Самоходная клеть на двух канатах: 1 — подъемная лебедка; 2 — тормозное устройство; S — канатоукладчик; 4 — пульт управления; 5 — трубопроводы для воздуха и воды; 6 — откидные фар¬ туки; 7 — распорные колонки; 8 — под¬ весной блок; 9 — концевой выключатель; 10 — направляющие Рис. 9.8. Схема применения подвес¬ ной клети для проходки восстающего при углубке ствола Техническая характеристика КПВ-1Б Скорость передвижения полка по монорельсу, м/мин: вверх 12 вниз 15 Допустимая нагрузка, кН 5 Основные размеры полка, мм: длина по платформе 1500 ширина по платформе 1500 высота (без ограждения) 1126 Масса полка, кг 1208 В комплексе КПВ самоходная платформа перемещается по специальному монорельсовому пути, укрепленному на стенке восстающего. С этой платформы производят бурение и заряжание шпуров, оборку забоя, наращивание монорельса и крепление восстающего анкерами. В кабине полка доставляются проходчики, ВВ, буровой инструмент и оборудование. На проходке восстающего с применением комплекса КПВ обычно заняты два проходчика. При выполнении работ по оборке кровли и обуриванию забоя применяются защитные устройства — зонт, цепное ограждение по периметру платформы, пре¬ дохранительные цепи для подвески полка к монорельсу, индивидуальные пояса для проходчиков. На случай возникновения аварийных ситуаций предусмотрены механизмы ручного спуска полка, комплекты когтей и поясов для спуска по монорельсу про¬ ходчиков. 402
А*-/? Рис. 9.9. Комплекс проходки восстающих (КПВ); 1 — блок питания; 2 — блок для отбора проб воздуха; 3 — управление на"полке; 4 — предохранительный зонт; 5 — платформа; 6 — самоходный полок; 7 — монорельс; 8 — самоходный полок в камере; 9 — шланговая лебедка Средние технико-экономические показатели проходки восстающих в крепких- породах по данным ВНИИОМШСа приведены в табл. 9.1. Комплексы КПВ-1 применяются для проходки восстающих как по крепким породам без крепления, так и по породам средней крепости с возведением сплош¬ ной венцовой деревянной крепи (рис. 9.10). Прн этом подвигание забоя осущест¬ вляется циклично — за шестичасовую смену проходится 1,5 м восстающего (рис. 9.11). Опыт проходки восстающих выработок с помощью КПВ показал большие возможности применения этого комплекса: проходку можно вести практически в любых горно-геологических ус¬ ловиях; проходить выработку большой длины (до 160 м), не внося в комплекс су¬ щественных конструктивных изменений; 403
Операции Часы смены Г Z 3 4 5 6 Подготовительно - заключительные “1 Подъем смены в забой 1 Приведение задоя в безопасное состояние Крепление и остановка монорельса Бурение шнуров Заряжание, взрывание и проветривание забоя — Уборка породы t Рис. 9.10. Проходка восстающих в неустойчивых породах с при¬ менением комплекса КП В: 1 — комплекс КПВ; 2 — монорельс; 8 — сплошная веидовая крепь; 4 — шланговая лебедка; 5 — блок пита¬ ния; 6 — погрузочная машина; 7 — людской ходок Рис. 9.11. Циклограмма проходки восстающего со сплошной венцо- вой крепью с применением КПВ проходить восстающие площадью сечения более 4 ы2 одним комплексом с увеличенным полком; проходить восстающие площадью сечения более 10 м2 с помощью двух комп¬ лексов;' производить рассечки горизонтальных и наклонных выработок и проходить ответвления из восстающих. Внедрение технологии проходки восстающих с помощью проходческого комплекса КПВ позволяет снизить стоимость проходки 1 м восстающего, повы¬ сить безопасность работ, сократить сроки строительства, увеличить произво¬ дительность труда проходчиков. В практике шахтного строительства нередко возникает необходимость одио- 4С4
с помощью которого порода из восстающего не попадает непосредственно на от¬ каточную выработку, а задерживается в нижней части, откуда через люк выгру¬ жается в вагоны. На рудниках черной н цветной металлургии находит применение спо¬ соб безлюдной проходки восстающих в крепких породах методом секционно- Т а б л и ц а 9.1 Средние технико-экономические показатели проходки восстающих в крепких породах Способ проходки Показатель с перенос¬ ных ПОЛКОВ С ПОМОЩЬЮ КПБ-1 Высота восстающих, м 70—80 70—80 Площадь сечения восстающих, м2 2,25—2,56 3,2—3 Производительность труда проходчиков (с учетом 0,48 0,62 устройства камеры укрытия, монтажа и демон¬ тажа комплекса), м/смену Число циклов в сутки 1 2—3 Скорость проходки, м/мес 20—30 75—85 Затраты на проходку 1 м восстающего, руб. 49 40 405
Рис. 9.13. Схема проходки восста¬ ющего секционным взрыванием глу¬ боких скважин: 1 — скважина; 2 — забойка; 3 — заряд ВБ; 4 — пробка; 5 — восстающий го взрывания глубоких скважин (рис. 9.13). По трассе намечаемого к проходке восстающего на 'полную его высоту бурят комплект скважин. Пос¬ ле этгго заряжается нижняя часть скважин на высоту 1,5—4 м и взры¬ вается. По данным практики при от¬ бойке на незаряженную скважину вы¬ сота секции изменяется от 2 до 4 м, а при отбойке на забой восстающего — от 1,5 до 2,5 м. Проходка восстающего секцион¬ ным взрыванием глубоких скважин позволяет в 1,5 раза увеличить произ¬ водительность труда и в 2—3 раза среднюю скорость проходки по срав¬ нению с обычным способом. 9.3. БУРЕНИЕ СКВАЖИН БОЛЬШОГО ДИАМЕТРА При проходке восстающих выра¬ боток более эффективным способом по сравнению с буровзрывным является бурение скважин большого диаметра. Преимуществами этого способа про¬ ходки являются безопасность труда, отсутствие в восстающем рабочих и механическое разрушение породы. Скважины большого диаметра об¬ ладают большей устойчивостью бла¬ годаря гладкой поверхности и во многих случаях не требуют крепле¬ ния. По направлению бурения сква¬ жин сверху или снизу вверх буровое оборудование разделяется на две группы; с установкой на нижнем под¬ готовляемом горизонте и расположе¬ нием на верхнем рабочем горизонте. Для бурения скважин диаметром 1000 мм в направлении снизу вверх применяются отечественные буровые машины «Стрела-68» и «Стрела-77». Техническая характеристика буровых машин «Стрела-68» «Стрела-77» Диаметр передовой скважины, мм 190 190 Конечный диаметр скважины, мм 1000 1000 Глубина бурения, м <75 <100 Масса, т 1C, 6 — Мощность двигателей, кВт 32 36 Вид привода Электрический. пневматический Объем камеры для установки стайка, м3 в све¬ ту 35 — 40 Усилия прижатия, кН <300 380 Производительность (м/ч) при бурении но по¬ родам: с 1-5 1.5-2,2 — с f — 5-т- 10 1,2 —0,7 — 406
ВНИПИрудмашем совместно с предприятиями промышленного объедявеваж Кривбассруда созданы и испытаны комбайны 1КВ1 и 2КВ для проходки восста¬ ющих выработок в шахтных условиях. Техническая характеристика комбайнов Номинальный диаметр восстающей выработ¬ ки, мм Высота восстающей выработки, м ..... Диаметр передовой скважины, мм Угол наклона восстающей выработки от гори¬ зонтали. градус Установленная мощность, кВт Максимальная потребляемая мощность, кВт Номинальный крутящий момент на шпинде¬ ле. И • м: при бурении передовой скважины . . . при разбуривании восстающей выработ¬ ки Частота вращения бурового инструмента, с-1 Расход воздуха, м8/мин Расход воды, м3/ч Давление сжатого воздуха, МПа Основные размеры в рабочем положении, мм: длина ширина высота В транспортном положении, мм: длина ширина высота Масса комбайна, т В том числе бурового станка, т 1КВ1 2К.Е 1500 1500 <93 <100 320 270 75 — 105 СО—120 132 132; 75 121 251 238 502 685 0,08—0.43 0.98 20 22 1,8 2,4 0,6—0.7 1755 -ГПУ} 1570 1800 1460 3950 4450 3125 1800 1460 1790 59.5 56 15 10 Спуск комбайна в шахту осуществляется в клетн по составным частям, ко¬ торые смонтированы на тележках. По выработкам рабочего горизонта комбайн транспортируется электровозом. На рабочем месте он устанавливается в камере на двух швеллерах, уложенных в бетонную подушку, и крепится анкерньми болтами. Операции по установке и развороту бурового станка в камере полностью механизированы, приведение станка в рабочее и транспортное положение осу¬ ществляется с помощью манипулятора. Камера для установки бурового станка готовится заблаговременно, ее длина 3,5 м, ширина 2,5 м, высота 4 м. Комбайны можно устанавливать как на нижнем подготовляемом горизонте (рис. 9.14, а), так и на верхнем рабочем горизонте (рис. 9.14, б). Бурение в обоих случаях осуществляется в два этапа. При установке комбайна на подготовляемом горизонте на первом этапе снизу вверх бурится передовая скважина диаметром 320 мм. На втором этапе вместо долота устанавливается разбуриватель и восстающая выработка проходится полным сечением снизу вверх на всю высоту. При установке комбайна на рабочем горизонте на первом этапе бурится сверху вниз передовая скважина диаметром 270 мм. На втором этапе после выхода буро¬ вого инструмента на нижележащий горизонт к нему крепится разбуриватель, и восстающая выработка разбуривается до полного сечения снизу вверх на всю высоту. Комбайны 1КВ1 и 2КВ '(см. рис. 9.14) состоят из бурового станка /, шламо¬ улавливающего устройства 2, рабочего инструмента 3 (включающего долото, став штанг и разбуриватель), блока питания, грузовых платформ с буровым инстру¬ ментом. Прн бурении штанги в станок подаются манипулятором. На каждую десятую штангу устанавливается опорный фонарь 4, удерживающий буровой став от ис¬ кривления. Разбуриватель служит для разбуривания восстающих выработок до полного сечения. Он имеет систему каналов для подачи водо-воздушной смеси к каждой шарошке. Все операции по наращиванию и демонтажу бурового става механизированы (процессом бурения управляют со специального пульта управления). 407
Рис. 9.14. Схема проходки восстающих комбайнами: а — с нижнего подготовляемого горизонта; б — с верхнего рабочего горизонта Блок питания смонтирован на отдельной колесно-рельсовой тележке, состоит из маслостанщш и шкафа управления. В табл. 9.2 приведено сравнение себестоимости проходки 1 м восстающих выработок в рублях, проведенных в различных горно-геологических условиях опытными образцами комбайнов 1КВ1 и 2КВ и проходческим комплексом КПРС. Т а б л и ц а 9.2 Себестоимость проведения 1 м восстающих выработок Коэффи¬ циент кре¬ пости пород по шкале проф- М. М. Про- тодьякоиова 1КВ1 2КВ Ком¬ плекс КПРС Коэффи¬ циент кре¬ пости пород по шкале проф. М. М. Про¬ тодьяконов а 1КВ1 2КВ Ком¬ плекс КПРС 4—6 25,33 26,4 45,96 10—12 42,02 41,04 67,7 5-8 31,21 32,1 46 15—16 70,57 68,9 87,4 8—10 33,68 35,4 48,5 16—18 105,95 — 95,2 408
Комбайновый способ проходки восстающих широкое применение получил в горнорудной промышленности страны. В рудоуправлении им. Дзержинского (Криворожский бассейн) при приме¬ нении комбайна 1КВ1 были достигнуты следующие технико-экономические по¬ казатели: Общий объем проходки, м 5624 Средняя сменная производительность, м 6,1 Максимально достигнутая производительность, м: сменная 13,5 суточная 28,6 месячная 321 Среднее время демонтажа, перевозки и монтажа комбайна в новой нише, смен 2 В табл. 9.3 приведены сравнительные технико-экономические и санитарно- гигиенические показатели способов проходки восстающих выработок. Таблица 9.3 Сравнительные показатели способов проходки восстающих выработок на шахте «Саксагань» рудоуправления им. Дзержинского Показатель Способ проходки восстающих выработок с помощью полков (вручную) с примене¬ нием про¬ ходческих комплексов типа КП В с приме¬ нением комбайнов 1КВ1 Скорость проходки, м/мес 20 46 100 Производительность, м/смену 1,3 1,3 5,2 Себестоимость проходки 1 м выра- 25,27 48,5 33,68 ботки, руб. Комплексный показатель гигиениче- 0,665 0,35 0,99 скнх свойств В том числе: запыленность (максимальная), 8,8 24,8 1 мг/м3 уровень шума, дБ 115 123 84 Проходка восстающих комбайнами позволяет не только снизить себестои¬ мость 1 м выработки и повысить производительность труда проходчика, но и освободить его от тяжелого физического труда, вывести из опасной зоны пылеоб- разования, шума и вибрации, практически свести его работу к роли оператора. Скорость сооружения скважины Ис - ЧШ + 4Vup), где / — длина скважины, м; £/ — время монтажа и демонтажа ts бурового станка, а также проходки выработки для установки станка 13, смен; ]/Пр — тех¬ ническая скорость проходки скважины, м/смену. Vnp = 3+2,4/(0 —0,2), где D — диаметр скважины. Время монтажа бурильной установки зависит от массы станка, типа ее хо¬ довой части (гусеничной или колесной), крепления его в выработке и составляет — 2—10 смен. На демонтаж оборудования после окончания бурения скважин затрачивается около 40 % времени от монтажа (/2 = 1—5 смен). Время сооружения камер для монтажа буровых станков составляет в зави¬ симости от объема 13 = 0,15-ь0,3 мес. При установке станков в зумпфе углубля¬ емого ствола сооружение камеры отпадает, необходимо выровнять забой и воз¬ вести фундамент под станок, при этом t3 = 0,1—0,15 мес. Общее время £* со¬ ставляет 15—30 смен. 14 Пр. В. В. Белого
10. ПЕРЕХОД ОТ ПРОХОДКИ стволов К ПРОВЕДЕНИЮ ГОРИЗОНТАЛЬНЫХ ВЫРАБОТОК 10.1. ОБЩИЕ СВЕДЕНИЯ Период строительства шахты, необходимый для выполнения работ по под¬ готовке к проведению горизонтальных и наклонных горных выработок, называют переходным периодом. Одной из основных задач, рашаемой в переходном периоде, является обеспе¬ чение непрерывности производственного процесса по проведению горных выра¬ боток нли остановка его на минимальный промежуток времени, необходимый для выполнения работ по переоснащению стволов, которые по техническим при¬ чинам не могут быть выполнены одновременно с проходкой/креплением и арми¬ рованием стволов или сооружением приствольных камер. С целью сокращения продолжительности переходного периода СНиПом предусматривается в первом основном периоде наряду с работами по проведению и креплению стволов, сопряжений, приствольных камер и армированию осущест¬ влять работы по подготовке средств шахтного подъема, поверхностного и под¬ земного транспорта, а также средств вентиляции и водоотлива к проведению горизонтальных и наклонных горных выработок. При этом следует руководствоваться следующими основными принципами: оснащение поверхности проходки стволов должно предусматривать исполь¬ зование подъемной машины и для проведения горизонтальных и наклонных горных выработок, для чего при выборе подъемной машины необходимо руковод¬ ствоваться требованием обеспечения выдачи объема горной массы как в первом, так и во втором периоде строительства шахты; проходческое оборудование на поверхности располагать так, чтобы на вы¬ полнение работ по переходу затрачивалось минимальное время. При переоснаще¬ нии ствола для ведения работ во втором периоде строительства необходимо мак¬ симально использовать существующее стволовое оборудование и объекты обще¬ шахтного назначения (АБК, компрессорную, котельную и др.), применяемые при проходке ствола; строительство временных зданий и сооружений осуществлять в минималь¬ ном объеме; выработки временных загрузочных и обменных устройств, временного водоотлива и временной электроподстанции сооружать при проходке ствола, т. е. в первом периоде строительства; переход на постоянные подъемные сосуды осуществлять в первую очередь на вспомогательных стволах, а главный ствол вводить в действие к моменту мак¬ симального разворота работ на горизонтах, когда вспомогательный ствол по своей пропускной способности не может обеспечить дальнейшее развитие горнопро¬ ходческих работ; в главном стволе предусматривать вначале пуск в работу породного подъема (если его нет, то для выдачи породы приспосабливать угольные подъемы); одновременно со скиповым подъемом следует вводить в действие постоянный породный комплекс на поверхности. В практике шахтного строительства применяют различные схемы перехода от проходки стволов к проведению горизонтальных н наклонных горных выра¬ боток. Это объясняется большим разнообразием используемых как в первом, так так и во втором периоде строительства подъемных машин, копров и подъемных сосудов. В зависимости от типа копров и подъемных установок, используемых во втором периоде строительства шахты, различают четыре группы технологических схем перехода от проходки стволов к проведению горизонтальных горных выра¬ боток: 410
I — с использованием копра и подъемных машин, установленных для про¬ ходки ствола; II — с заменой копра и использованием установленных для проходки ствола подъемных машин; III — с заменой копра и подъемных машин; IV — с использованием установленного копра и заменой подъемных ма¬ шин. В зависимости от принятой схемы переоснащения продолжительность пе¬ рехода от проходки стволов к проведению горизонтальных и наклонных вырабо¬ ток при строительстве угольных шахт составляет от 3 до 20 мес. Наиболее рациональными схемами при строительстве современных уголь¬ ных шахт следует считать: для фланговых стволов — схему переоснащения с использова¬ нием установленных копра н подъемных машин. При этом один бадьевой подъем, используемый при проходке ствола, остается и на второй период для выдачи гор¬ ной массы, а второй — переоборудуется в одноконцевой клетевой и используется для спуска и подъема людей, материалов, выполнения вспомогательных опе¬ раций и частично для выдачи горной массы, для центральных стволов — схему переоснащения с исполь¬ зованием постоянных башенных копров, возведенных в подготовительном периоде, и постоянных многоканатных подъемных машин. В качестве подъем¬ ных сосудов могут быть применены как постоянные, так и временные подъемные сосуды, но в обязательном порядке должна быть постоянная армировка. Выбор технологических схем перехода следует производить к учетом кон¬ кретных условий на базе технико-экономических расчетов. Состав и объем работ, выполняемых в переходном периоде, определяются по каждому стволу и зависят от технологической схемы сооружения стволов, наз¬ начения стволов на период эксплуатации (клетевой, скиповой, вентиляционный, воздухоподающий), назначения каждого из стволов во втором периоде строитель¬ ства и порядка использования подъемных средств для проведения горизонталь¬ ных и наклонных горных выработок, объема горной массы, поступающей для выдачи через стволы от проведения горизонтальных и наклонных горных выра¬ боток, целесообразности использования постоянного скипового подъема, приня¬ той схемы перехода от проходки ствола к проведению выработок на горизо¬ нтах. Примерный перечень работ, выполняемых в период перехода от проходки ствола к проведению горных выработок на горизонтах, приведен ниже. Работы на поверхности шахты: демонтаж проходческого оборудования и раз¬ борка фундаментов временных зданий и сооружений, использование которых не предусмотрено во втором периоде; переоборудование копра н подъемных машин, если они остаются для второго периода; возведение постоянных копров; надвижка постоянных копров и окончание их монтажа; завершение работ по сооружению постоянных копров, если они использовались для проходки ствола; монтаж постоянных подъемных машин; монтаж оборудования для обмена вагонеток у ствола; подготовка источников питания и сетей для снабжения забоев горизон¬ тальных горных выработок электроэнергией, сжатым воздухом, водой; монтаж временной вентиляторной и калориферной установок; окончание строительства АБК, механических мастерских и других зданий и сооружений, необходимых для выполнения работ по проведению горизонтальных горных выработок; подго¬ товка и осуществление мероприятий по технике безопасности. Работы в стволе: демонтаж проходческого оборудования; монтаж временных трубопроводов; устройство канатной армировки при использовании временных подъемных установок; монтаж разгрузочного станка для бадьи; монтаж посадоч¬ ного полка для бадьи; навеска подъемных канатов, сосудов; оборудование зумп- фового водоотлива. Работы на горизонтах: оборудование зумпфового водоотлива; оборудование временного водоотлива на горизонтах, в перекачных камерах; оборудование вен¬ тиляции; монтаж обменных устройств; оборудование электроподстанции; про¬ кладка кабельных линий электропередачи и трубопроводов; наладка и опробо¬ вание механизмов. 14* 411
10.2. ОТКАТКА И ОБМЕН ВАГОНЕТОК НА ПОВЕРХНОСТИ И В ШАХТЕ Основными технологическими задачами откатки и обмена вагонеток являются: подача вагонеток к подъемным сосудам в околоствольном дворе; обмен вагонеток в клетях и разгрузка в опрокидывателях; погрузка горной массы в транспортные средства для перевозки в отвал; погрузка, разгрузка и доставка материалов и оборудования в шахту. Технологические схемы откатки и обмена вагонеток должны учитывать сле¬ дующие требования: технологические — откатка должна обеспечивать бесперебойное проведение горизонтальных и наклонных горных выработок с учетом ведения их большим чис¬ лом забоев с максимальной скоростью, а производительность опрокидывателей должна соответствовать производительности подъема по выдаче горной массы; производственные — перемещение вагонеток типа ВГ и ВД по откаточным путям, как правило, необходимо предусматривать принудительным, клети дол- Рис. 10.1. Схема кольцевой откатки на вспомогательном стволе: J — ко»мпенсатор высоты; 2 — боковой опрокидыватель; 3 — задерживающий стопор; 4 — путевой тормоз; 5 — цепной толкатель; 6 — галерея; 7 — канатный толкатель Рис. 10.2. Схема откатки с перестановочной плат¬ формой на фланговом стволе: / — электровозный гараж; 2 — козловой кран; 3 — эстакада для подачи бе¬ тона и сыпучих .матери¬ алов; 4 — боковой нестан¬ дартный опрокидыватель; 5 — задерживающий сто¬ пор; 6 — цепной толка¬ тель; 7 — дозирующий сто¬ пор; 8 — проходческий ко¬ пер; 9 — перестановочная платформа 412
• rt к w ^ f- P.O Sog C | s 2 »« o 5 й ^ >> £ « X Сч5 a g • £ § со £ >» 2|&, лЮ К • О О о ass * о VO D-cso л л ►а ег t=f с; sS I* S со Sj; <Я й> bpg-fvS, оо , gg°l сз с: * £ , н 6Ь5-К ; 'О • 1 •■*« ^ н ^яЗ’ик^ ‘IlplI {ч И I а «5 a!5i4 2 5 5 £?. °
Жны быть оборудованы автоматически действующими стопорами, обеспечива¬ ющими возможность обмена вагонеток как в режиме замещения, так и в случаях, когда замещающая вагонетка перед клетью отсутствует, работа комплексов ме¬ ханизмов должна предусматриваться в режиме дистанционного управления с автоматизацией отдельных операций; эргономические — простота управления и обеспечение комфортных условий для обслуживающего персонала; требования безопасности — полная безопасность при эксплуатации; экономические — обеспечение минимальных затрат в процессе эксплуатации. Схемы откатки на поверхности при строительстве шахт характеризуются средствами и способами обмена вагонеток, доставкой оборудования и материалов к стволу. В практике шахтного строительства применяются следующие техноло¬ гические схемы откаток на поверхности: кольцевые самокатные откатки (рис. 10.1); откатки с перестановочными платформами (рис. 10.2); откатки при обмене вагонеток типа ВГ на отметке выше 0,00 м с использо¬ ванием круговых опрокидывателей (рис. 10.3); откатки при обмене вагонеток типа ВД на отметке выше 0,00 м. Бесперебойная и экономичная работа откатки в шахте обеспечивается при выполнении следующих требований, относящихся к транспортным машинам и технологическим схемам; надежность, долговечность и удобство обслуживания оборудования; применение видов оборудования откатки, которые наиболее полно удовлет¬ воряют конкретным условиям эксплуатации; использование рациональной технологической схемы откатки в шахте; организация работ, обеспечивающая наилучшее использование оборудова¬ ния, комплексную механизацию всех транспортных операций, широкое приме¬ нение средств автоматизации, сигнализации, централизации, блокировки и полную безопасность работ. Основными элементами откаток являются транспортные установки. П о принципу действия транспортные установки разделяют на две ос¬ новные группы: 1) установки непрерывного действия, перемещающие груз непрерывным потоком. К ним относятся самотечные (перемещение груза происходит под дей¬ ствием силы тяжести) устройства, конвейеры, устройства гидравлического и пнев¬ матического транспорта; 2) установки прерывного (периодического) действия, в которых перемещение груза и холостой ход непрерывно чередуются. К ним относятся скреперы, от¬ катка концевыми канатами, локомотивный транспорт и др. К транспортным установкам относят также различное вспомогательное оборудование, предназначенное для обслуживания основных транспортных уста¬ новок (агрегаты для обмена вагонеток в клети, толкатели, стопоры, путевые тор¬ моза, лебедки, опрокидыватели, барьеры, затворы, питатели, загрузочные уст¬ ройства для бадей и др.). Транспортные установки, применяемые только при строительстве подземных сооружений и шахт, называют временными. Строительство целесообразно организовывать таким образом, чтобы по мере проведения выработки оснащались бы постоянными транспортными установками, используемыми для нужд самого строительства, сводя к минимуму применение временных средств транспорта. В зависимости от вида энергии различают электрические, пневматические, инерционные и самодействующие транспортные установки. 10.3. ОБОРУДОВАНИЕ ДЛЯ ОБМЕНА И ОТКАТКИ ВАГОНЕТОК К оборудованию для обмена и откатки вагонеток относятся рельсовый путь, поворотные платформы, опрокидыватели, толкатели, путевые стопоры и тор¬ моза, качающиеся площадки и посадочные кулачки для шахтных клетей. Поворотная платформа типа ПП (рис. 10.4) предназначена для принудительного изменения направления движения вагонеток при само- 414
Таблица 10. i Основные размеры поворотных платформ Модель платформы Размеры, мм /1 в Г а Е Ф КГ 1ПП2,9-1 1ПП2.9-2 4860 3220 2110 600 300 2900 4885 5020 2ППЗ,7-1 2ППЗ,7-2 5450 4020 2620 750 375 3700 5950 6130 ЗППЗ,7-1 ЗППЗ.7-2 5450 4020 2470 900 450 3700 6650 6850 каткой откатке. Она состоит из опорной рамы, на которую роликами опирается поворотный круг, приводимый во вращение приводом, вынесенным за ее пределы, и двух кулаков для проталкивания вагонеток по кругу. Вагонетка самокатом на¬ езжает па вращающийся круг со скоростью 0,6—0,8 м/с захватывается одним из кулаков и поворачивается вместе с кругом. Предусмотрена возможность правого или левого перемещения вагонеток. Над кругом на площадках в местах входа на платформу и схода с нее имеются направляющие для вагонеток. Угол входа Рис. 10.4. Поворотная платформа: / — поворотный круг; 2 — привод; 3 — кулаки 415
Тип перестановочных платформ Табл и ц а 10.2 Тип платформы Обозначение (Л"« чертежа) Масса, кг Ширина между¬ путья, мм Число путей на плат¬ форме Типоразмер вагонеток ПРИ ПРП.00.00.000 4170 1 ВГЗ,3-900 ПРП-01 01 5630 1770 2 ВДЗ, 3-900 ПРИ-02 02 4160 — 1 ВГ2,5-900 ПРП-03 03 5615 1770 2 ВДЗ,3-900 ПРП-04 04 4085 — 1 ВГ1,6-600 ПРП-05 05 5480 1520 2 ВГ1,6-600 ПРП-06 06 4080 — 1 ВГ1,4-600 ПРП-07 07 5475 1520 2 ПРП-08 08 4075 — 1 ВГ1,3-600 ВГ1,1-600 ПРП-09 09 5460 1520 2 ВП-600 вагонетки на платформу и схода с нее путем перестановки площадок относительно круга может приниматься равным 0,15,30 и 45е в зависимости от схемы откатки. Основные размеры поворотных платформ приведены в табл. 10.1. Перестановочные платформы (табл. 10.2) предназначены для принудительного поперечного перемещения вагонеток между несколькими параллельными откаточными рельсовыми путями. Серийно они не изготовляются, являются нестандартным оборудованием и в каждом конкретном случае изготов¬ ляются по индивидуальным чертежам, разработанным проектно-конструктор¬ скими организациями. Перестановочные платформы могут перемещаться с помощью выносного, стационарно установленного привода (лебедки) и гибкой связи (каната) с плат¬ формой, а также с помощью электропривода, установленного непосредственно на платформе (самоходная перестановочная платформа). В практике шахтного строительства в технологических схемах откатки при¬ меняются круговые опрокидыватели типа ОК, выпускаемые в соответствии с ГОСТ 15980-—70 и предназначенные для разгрузки одиночных вагонеток типа ВГ, а также нестандартизироваиные боковые опрокидыватели. В настоящее время изготавливаются следующие типы шахтных опрокиды¬ вателей: ОК — опрокидыватели круговые без пропуска электровоза; ОКЭ — опрокидыватели круговые с пропуском электровоза. Примеры условного обозначе н и я кругового опрокидывателя без пропуска электровозов с барабаном диаметра 2500 мм и длиной 2700 мм на колею 000 мм: опрокидыватель О К2,5-270-60; то же с пропуском электровоза, с барабаном диаметром 4000 мм и длиной 8000 мм на колею 900 мм. Опрокидыватель О Г: Ч, 0-800 - 90. Срок службы опрокидывателей 8 лет. По требованию заказчиков при повышенной водообильности допускается изготовление опрокидывателей типа ОК с пневмо- и гидроприводом. Техническая характеристика опрокидывателей приведена в табл. 10.3 и 10.4. Шахтные толкатели ГОСТ 16000—81Е нижнего действия предназначены для обмена вагонеток типа ВГ, для проталкивания нерасцеплен- ных составов и одиночных вагонеток при обмене их в опрокидывателях (ГОСТ 15980—70) и проталкивания вагонеток в шахтных клетях. Шахтные толкатели изготавливаются следующих типов: ТЦ — толкатели цепные с замкнутой цепыо и электрическим приводом (рис. 10.5); ТЦН — толкатели цепные с незамкнутой цепыо и электрическим приводом; 416
Техническая характеристика опрокидывателей шахтных вагонеток, выпускаемых Ясииоватским машиностроительным заводом СО о сЗ К ч VD 03 н X X X X X X 3 2 3 S 3 2 пз 53 53 xt. а: S3 ж хт SJ 53 Я 53 d> О CU си О су Ч Ч ч к ч с я с к с су си си ч су О Cf 5? о —г о о о СУ сЗ 03 03 03 Си к Си си 53 Си СУ ч CU си ч су s !=t я S3 ч S3 сз си о Д К К си о е к ч Ч ч ef ч ч 03 03 су о си си Си о И ЕГ О И О О П о са о си CU си ч к Ч ч К ч S3 Йч 53 53 са О са Й О <и О Е“ си о си о Е-* СУ си с О си си о ш <и О Й су о CQ ГО Д 03 й 03 6 ч са оз Н О оз н го н ^ 03 Си С о О о t~ го о Н си и о U- о о Н Си 1—1 о о о С— 03 Й гО Л Си С О V £ с s О {“ п5 ность, т/ч о Г"- ■^з4 о о ф 009 500 250 240 200, 230 о со о о ф 360 315, 345 270 о о о о о о о о о о о о о о о о о о о о со о о СУ о *2 аз 03 оз ОЗ О СО со со СО со со СО с Си —< Г— СМ 03 *“* *—< *—* см см см 41 П ь* О) о со со С t—i —* CG и Рч ра ра С S3 к н со ю со ю СО ■^з4 — ф -ф — со СМ со оГ V—« _н _ч _, *—н —н Р-Ч £ Р-Ч I—: и, Рн Р-н Рн Рн Рн Рн CQ ра ю CQ ра ра ра ра ра ра ра ра о о о о см см см см см см см см Ю to to ю 03 03 03 03 аз аз а> аз С О41' ч- 1"- I-- со со 43 со со со аз со О — о со со со со со со со o': со со со со S со ■ о о ю ю ю о о о о о о о о »5 3 СЗ £*г\ ю г- г- г- to ю ш Ю to to Uj to си Й В г- с^- Г-* СО СО СО СО CD со аз СО 1а ~ си со со со СО со со со со со со со со X са О Si о о о о о о о о о о о о и S3 о о h- 03 СО <т> to р- -—1 г- СО со оз о со to о р- о •ф ф ф 5 ф со со р- со со со CM р- CD и: ф о о о со о о ю ю о Ю со ф СО со со см 00 о о со СО ОЗ СО ю ф р- аз ОО ф со —f о о оз ф см ~ 03 см " а? о о о о о о о о о о о о с аз аз со 03 СО СО со со со СО со СО ей о о о о о о о о о о о о о СО¬ о см со аз со см аз со ю о СО СО N ю см 41 см ю ю ф со н о о о о оо со со со 00 со со со со со со со" оГ 4f см см" см" см" см" 4)" Ч/ чХ кх кх *s^ »чХ X кх чх »чХ чх о о о о о о о о о о о о 417
Техническая характеристика опрокидывателей шахтных вагонеток, выпускаемых Днепропетровским заводом горношахтиого оборудования О со fcf 1=3 VD сЗ Н 011"0'№МО ВГ4.5 УВГ4 1 750 900 20 8 000 4 700 4 526 30 875 осш-очемо ВГ4,5 ВГ9 2ВГ4.5 1ВГ9 750 900 20 15 360 6 300 4 480 55 800 o9z-o‘teMo 10ВГ-1М ВПО 1 750 900 20 14 800 6 300 4 485 53 300 оп--оч-е>ю ВГ4,5 1 750/ 900 20 11 460 6 300 4 480 44 700 *-/е-87.>ю ВГ2.2 2 600 750 18 7 700 3 970 3 470 15 400 96о-8‘?МО ВГ2.2 1 600 750 18 4 800 3 830 3 395 10 700 088-8‘ЕМО ВГ1.2 2 600 750 18 5 750 3 830 3 395 11 700 S6[-8‘EMO °i г-}тою о — —г min°c 03 со О О г_ ко —' со со со о PQ СОСО со о S О) оз * >» CU я >. сх 03 Р- О Е- О сх.. оЗ £2 н s о . сх ..Г о Л VO сх о S 03 t=Z <L> ^ ^ S о о к :г 1=3 о кО SC сз |о £•§ 1!§зё й) к сх о то т о ЧО к к SE О к о Е О К 2 л Е 0> tr эЕ & X S оЗ 1=3 S оЗ « О н X 2 К Е оЗ « S Е- оЗ СХ оЗ X £ сс о s о=^ &§ = X =3 и £ 3" О о CN Ю О CD СГ) CD со со ООО г- г-~ г-- О CD О ООО О} СМ С ) Ю Ю оо ююю xf< ^ СО ОО оо со CD со оо СО о о” о ООО ООО о о о СО оо ОО ю ю с- г-. 1.0 ю о юю о юю^ о о о о СО СО ю о о СО "ч£ Ю CTtRzT ннн 418
L Ход кулака < > г\ —1 п п п гп г* £ jh и §УхР LJ АЫ; □ ... -у 1 цД i 3 -J Рис. 10.5. Толкатель цепной типа ТЦК для жестких посадочных устройств: 1 — рамп; 2 —- привод; 3 — штанга с кулаком; 4 — втулочно-роликовая цепь ТШП — толкатели штоковые с пневматическим приводом; ТШГ — толкатели штоковые с гидравлическим приводом. Исполнения: К — при посадке клети на жесткие посадочные устройства; П — при посадке клети на качающиеся площадки; С — для проталкивания составов. Толкатели типа ТЦ исполнений К (табл. 10.5) и П, ТЦН, и ТШП могут комплектоваться дополнительным устройством для обмена вагонеток типа ВГ с автосцепками. Кроме того, толкатели типа ТЦ исполнений К и П могут комплек¬ товаться устройством (телескопической штангой) для выталкивания из клети вагонеток без обмена. Сроки службы: штоковых толкателей типов ТШП и ТШГ — 8 лет; цепных толкателей типа ТЦ исполнения К и П и типа ТЦН — 7 лет; цепных толкателей типа ТЦ исполнения С и канатных типа ТК — 5 лет. В табл. 10.6 приведена область применения толкателей (ГОСТ 16000—81Е) в соответствии с грузоподъемностью и технологией обмена вагонеток в клети. Примеры условных обозначений толкателей: ТЦК8-4.0 — толкатель цепной с замкнутой цепью исполнения К с толкающим уси¬ лием 8000 Н и ходом кулака 4000 мм; ТЦШб-4,5 — то же. исполнения П с толкающим усилием 16 000 Н и ходом кулака 4500 мм; ТЦС40-3.0 — то же, исполнения С с толкающим усилием 40 000 Н и ходом кулака 3000 мм: ТЦНК8-13.0 — толкатель цепной с незамкнутой цепью исполнения К с толкающим усилием 8000 Н и ходом кулака 13 000 мм; ТЦНП16-13.0 — то же, исполнения П с толкающим усилием 16 000 Н и ходом кулака 13 000 мм; ТКК5.5-12.5 — толкатель канатный исполнения К с толкающим усилием 5500 Н и хо¬ дом кулака 12 500 мм; ТКС16-80,0 — то же, исполнения С с толкающим усилием 16 000 Н и ходом кулака 80 000 мм; ТШПКЗ-4.0 — толкатель штоковый с пневматическим приводом исполнения К с тол¬ кающим усилием 8000 Н и ходом кулака 4000 мм; ТШПП16-6.0 — то же, исполнения П с толкающим усилием 16 000 Н и ходом кулака 6000 мм; ТШГС10—2.2 -—толкатель исполнения С с гидравлическим приводом, толкающим уси¬ лием 4 0 000 JH и ходом кулака 2200 мм Толкатели ТКК5,5-12,5 изготовливает Киселевский завод горношахтного машиностроения, толкатели ТЦК8-3,5; ТЦК8-4, ТЦК8-5; ТЦП8-4,5; ТЦП8-5 — Ново-Ка р а га иди иск и й машиностроительный завод объединения Каргормаш, толкатели ТЦП; ТЦНК и ТЦНП — Дружковский машиностроительный завод им. 50-летия Советской Украины, толкатели ТКС — Краснолучский машино¬ строительный завод. 419
Область применения толкателей Таблица 10.6 Типоразмер Тип 1 Н 1, Ч г О £ Типоразмер двпга- X. О. К ^ К проталкивав- Применение теля 3^0 % ъ мых вагонеток •с* Ч & <1 11)1. Is ТЦК8-3,5 ВА061-6 10 1526 ВГ0,8-600 Обмен вагонеток ВГ1-600 в клетях при посадке ВГ1,2-600 на жесткие посадоч- ВГ1,3-600 ные устройства и ТЦК8-4 ВА061-6 10 1550 ВГ1,4-600 в опрокидывателях на '' .. ВГ1,6-600 шахтах угольной и ТЦК8-5 ВА061-6 10 1658 ВГ2,2-600 горнорудной про- ВГ2,5-900 ВГЗ,3-900 ВГ4-900 мышленности ТЦП8-4,5 ВА061-6 10 1720 ВГ0.8-600 Обмен вагонеток " ВГ1-600 в клетях при уста- ВГ1,1-600 новке качающихся ВГ1,2-600 площадок на шахтах ВГ1,3-600 угольной и гор нор уд- ВГ1,4-600 ной промышленности ТЦШб-4,5 ВА062-6 13 1456 ВГ1,6-600 ТЦП 16-5,0 1482 ТЦП16-5,5 ВА062-6 13 1554 ВГ2,2-600 ТЦП16-6,0 1624 ВГ2,5-900 ТЦП16-6,5 1663 ВГЗ,3-900 ВГ4-900 ТЦС40-2.6 Ко31-8 15 3822 ВГ0,7-600 Проталкивание не- ВГ1-600 расцепленных соста- ВП, 1-600 вов вагонеток через ВГ1,2-600 ВГ1,3-600 опрокидыватель ТЦС40-2.6 Ко31-8 15 3940 ВП ,4-600 ВГ1,6-600 ТЦС60-3.8 Ко32-8 20 5027 ВГ2,5-900 ВГЗ,3-900 ТЦНК8-13,0 ВЛ052-6 7,5 3352 ВГ1-600 Обмен вагонеток ВГ1,1-600 в опрокидывателях и ВГ1,2-600 клетях при посадке ВГ1,2-750 на жесткие посадоч- ВГ1,3-600 ные устройства в при- ВГ1,4-600 нудительных и тупи- ВГ1,6-600 ковых схемах откат- ВГ2-750 к и на шахтах уголь- ВГ2-900 ной и горнорудной ВГ2,2-600 ВГ2,2-750 ВГ2,5-900 ВГЗ,3-900 ВГ4-900 п р ом ы шлеи ностн
Продолжение табл. 10.6 Типоразмер Тип электро¬ двига¬ теля Мощность электродви¬ гателя, кВт . Масса тол¬ кателя. кг Типоразмер проталкивае¬ мых вагонеток Применение ТЦНП16-13Д) ВА062-6 13 3588 ВГ1-600 ВГ1,1-600 ВГ1,2-600 ВГ1,2-750 ВГ 1,3-600 ВГ 1,4-600 ВГ 1,6-600 ВГ2-600 ВГ2,2-700 ВГ2,2-750 ВГ2,5-900 ВГЗ,3-900 ВГ4-900 Обмен вагонеток в клетях при уста¬ новке качающихся площадок, в прину¬ дительных и тупико¬ вых схемах откатки на шахтах угольной промышленности и цветной металлургии ТКК2,8-8,0 2200 ВГ0,7-600 Обмен вагонеток ТКК5.5-12.5 2400 ВГ 1,2-600 ВГ1,2-700 ВГ2-750 ВГ2,2-600 ВГ2,2-750 в клетях при посадке на жесткие посадоч¬ ные устройства в шах¬ тах цветной метал¬ лургии ТКК8-18 — — 3500 ВГ0,8-600 ВГ2,3-600 Обмен вагонеток в клетях при посадке ТКП8-18 4000 ВГ 1-600 ВГ 1,4-600 ВГ 1,1-600 ВГ1,6-600 на жесткие посадоч¬ ные устройства и ка¬ чающиеся площадки на шахтах угольной ТКК16-25 — — 4500 ВГ2,5-900 ВГ4-900 промышленности ТКП16-25 — — 5000 ВГЗ,3-900 ТКС16-80 Ко21-6 11 4910 ВГО,8-600 ВГ1-600 ВГ1,1-600 ВГ1,2-600 ВГ1,2-750 ВГ1,3-600 Проталкивание оди¬ ночных вагонеток и составов по откаточ¬ ным путям на поверх¬ ности и в подземных выработках шахт ТКС22-150 Ко31-8 15 6760 ВГ1,4-600 ВГ1,6-600 ВГ2-750 ВГ2-900 ВГ2,2-600 ВГ2,2-750 ВГ2,5-900 ВГЗ,3-900 ВГ4-900 ВГ4,5-900 ВБ 1,6-900 ВБ 1,6-750 ВБ2,5-600 ВБ2,5-750 ВБ4-750 угольной и горноруд¬ ной промышленности 421
Продолжение табл. 10.6 Типоразмер Тип электро¬ двига¬ теля Мощность электродви¬ гателя, кВт Масса тол¬ кателя, кг Типоразмер проталкивае¬ мых вагонеток Применение ТШПК8-3.5 — — 1800 ВГ0,8-600 ВГ1-600 ВГ 1,1-600 ВГ1,2-600 ВГ1,2-750 В Г 1,3-600 Обмен вагонеток в клетях при посадке на жесткие посадоч¬ ные устройства в шах¬ тах угольной и гор¬ норудной промыш- ТШПК.8-4,0 — — 2000 ВГ1,4-600 ВГ1,6-600 ленкости ТШПК8-5.0 2100 ВГ2-750 ВГ2-900 ВГ2,2-600 В Г2,2-750 ВГ2,5-900 В ГЗ,3-900 ТШПК11-5,5 2300 ВГ4-900 ВГ4,5-750 ВГ4,5-900 ТШПП8-4.5 — — 1500 ВГ0,8-600 ВГ1-600 Обмен вагонеток в клетях при уста- ТШПП8-5.0 1700 ВГ1,1-600 ВГ 1,2-600 ВП ,2-750 ВП,3-600 ВП,4-600 новке качающихся площадок в шахтах угольной и горноруд¬ ной промышленности ТШПП16-5,0 ТШПП16-5,5 — — 2300 2300 ВГ1,6-600 ТШПП16-6.0 — — 2300 ВГ2-750 ВГ2-900 ТШПП16-6,5 — — 2400 В Г2,2-600 ВГ2,2-750 ТШПП 16-7,0 2500 ВГ2,5-800 ВГЗ,3-900 ВГ4-900 ТШГС40-2.2 — 2600 В ГО,7-600 ВГ0,8-600 ВГ 1-600 ВП, 1-600 ВП,2-600 ВГ1,2-750 ВП ,3-600 Проталкивание не- расцепленных соста¬ вов вагонеток че¬ рез опрокидыватель в шахтах угольной промышленности и цветной металл ур- ТШГС40-3,2 2700 ВП ,4-600 ВГ 1,6-600 ВГ2-750 ВГ2,5-900 ГИИ ТШГС40-4.2 3000 ВГЗ,3-900 422
Путевые стопоры предназначены для остановки и задержания дви¬ жущихся самокатом вагонеток па откаточных путях, для последующего их про¬ пуска, а также для дозировки при обмене груженых и порожних вагонеток в клетях или опрокидывателях. Стопоры устанавливаются на откаточных путях горизонтов и на поверхности шахт. Дозирующий стопор монтируется из двух задерживающих стопоров, при этом обе пары откидных кулаков сблокированы между собой так, что при закры¬ тии одних кулаков другие открываются. Между передними и задними кулаками могут поместиться колеса только одной вагонетки, что позволяет дозировать из расцепленного состава по одной вагонетке. В табл. 10.7 приведен перечень путевых стопоров, выпускаемых Киселевским заводом горного машиностроения. Путевые тормоза ТП предназначены для плавного торможения и удержания с последующим выпуском движущихся самокатом одиночных вагоне¬ ток с глухим кузовом вместимостью до 3,3 м8. Путевые тормоза устанавливаются перед клетями, опрокидывателями и в других местах технологической схемы откатки, где требуется торможение и остановка вагонеток (рис. 10.6). Ново-Горловский машиностроительный завод изготавливает путевые тор¬ моза типа 11П6.7 и 31П6.7. Т а б л и ц а 10.7 Путевые стопоры Киселевского завода горного машиностроения Тнло- размер Испол¬ нение Энергия стопо¬ рения, Дж Началь¬ ная скорость при сто¬ порении, м/с Колея, мм Основные рас мм -моры. Мас¬ са, кг длина ши¬ рина вы¬ сота СП 140 СП 140 1800 1010 01 1400 600 1290 790 02 1 1265 1290 635 750 03 1950 1020 04 750 1440 800 05 1440 760 СП200 1800 1070 01 2000 600 1290 850 02 1 1515 1290 635 810 СП200 03 1950 1080 04 750 1440 860 05 1440 820 СП400 2100 1360 01 900 1140 02 1590 1100 СП400 03 4000 I 600 2215 1800 675 1280 04 1290 1110 05 1290 1070 06 750 1950 1340 07 1440 1120 08 1440 1090 СП800 1800 1390 01 1290 1170 02 600 1290 ИЗО 03 8000 1 750 2215 1590 675 1400 04 1440 1180 05 1440 1150 06 2100 1420 07 900 1950 1200 08 1950 1160 423
Техническая характеристика путевых тормоюв Максимальная масса вагонетки с грузом (расчетная вели¬ чина), кг 6700 1 Максимальная скорость подхода вагонеток к тормозному рычагу, м/с 3 - Путь торможения при приеме одной вагонетки с грузом, мм 650 -700 Время торможения одной вагонетки, с 0,5 Время восстановления тормозного рычага в исходное поло¬ жение, с 4 Ход поршня, мм 350 Толкающее усилие (рабочее), Я 5880 Номинальное напряжение, В 380/6С0 Колея для 11 П6,7, мм 600 Колея для 31П6.7, мм 750, 900 Основные размеры тормоза НПО,7, мм: длина 1800 ширина 1605 высота 1510 Основные размеры тормоза 31П6.7, мм: длина 1800 ширина 1775 высота 1510 Масса комплекта поставки, кг: тормоза 11П6.7 1450 тормоза 31 ПС,7 1550 1 Примечания. Для вагонеток ВГЗ,3-900 и У В Г 3,3 максимальная масса вагонетки с грузом (расчетная величина) равна 7300 кг. 2 Для вагонеток ВГ1,2-750; ВГ2,2-750; ВГЗ,3-900 максимальная ско¬ рость подхода к тормозу составляет 2 м/с. Типы принимаемых путевым тормозом вагонеток приведены в табл. 10.8 Агрегаты для обмена вагонеток в клети (АЦ — цеп ной с электроприводом, АП — штоковый с пневмоприводом, АГ — с гидропри¬ водом) предназначены для механизации обмена вагонеток в клетях при примене¬ нии технологических схем с принудительным и самокатным движением вагонеток. Они представляют собой комплекс технологических и конструктивно увязанных узлов. Агрегаты выполняют операции по гашению скорости нли полной остановке подходящей к шахтному стволу вагонетки, удержанию вагонетки на путях при¬ емной площадки во время движения клети по стволу, заталкиванию ваго¬ нетки в клеть при обмене порожней на Профиль пути перед клетью i~0,0Ю f l=0,030 f Рис. 10.6. Схема расположения путе¬ вого тормоза в комплексе механизмов для обмена вагонеток при одной (о) и двух (б) вагонетках в этаже клети: 1 — задерживающие стопоры; 2 — путе¬ вой тормоз; 3 — толкатель Таблица 10.8 Типы вагонеток, принимаемых путевыми тормозами Обозна¬ чение тормоза Типы вагонеток Нестан¬ дартные вагонет¬ ки. нахо¬ дя щиеся и экс¬ плуата¬ ции на шахтах 11П6,7 ВГ0,7-600; УВГ0.8; ВГ0,8-600; УВГ1 ВГ1-600; У ВГ 1,2; ВГ1,2-600; УВГ1.3 ВП,4-600; УВГ1.4; ВГ1,6-600; УВГ1.6 ВГ2,2-600 31П6.7 ВГ1,2-750; УВГ2.5; ВГ2,2-750; УВГЗ.З ВГ2,5-900; ВГЗ,3-900 424
3600 Рис. 10.7. Бункер с откидным лотком для загрузки бадьи: / гидроцилиндр откидного лотка: 2 — секторный затвор; И — гидроцилиндр затвора: 4 — породный бункер; 5 — течка; 6 — рама; 7 — откидной лоток; 8 — направляющие; 9 — проходческая бадья груженую и наоборот, а также по выталкиванию вагонетки из клети при отсутствии на площадке замещающей вагонетки. В комплект агрегата входят два аналогичных по конструкции механизма — правый и левый, предназначенные для обмена вагонеток соответственно в правой и левой клетях. Наличие электродвигателей и электродатчиков в конструкции агрегатов типа АЦ не позволяет производить установку их в местах со значитель¬ ной водообильностыо. Для этих условий предназначены агрегаты типов АП и АГ. Агрегаты типа АГ рекомендуются также в случаях, когда агрегаты типа АЦ не обеспечивают компенсации упругой вытяжки каната на больших глубинах. Так, наличие в конструкции агрегата 1АГ8-1Г специальных посадочных устройств в виде гидравлических подъемников позволяет применять их в условиях около- ствольных дворов глубоких шахт для компенсации больших (до 1200 мм) вытя¬ жек каната с целью обеспечения одновременного обмена вагонеток на поверх¬ ности и в околоствольном дворе. Конструктивная схема моделей агрегатов АЦ1 и АПЗ следующая: тормоз— толкатель—стопор; агрегатов АЦ2, АП1 и АП2— толкатель—стопор—поса¬ дочное устройство. Агрегаты типов АЦ и АП снабжены специальным приводом клетевых стопоров и толкающей штаигов.Они соединены с опережающей штангой переходным звеном. Эти механизмы обеспечивают обмен вагонеток типов ВГ н ВД, оборудованных автосцепкой, бесконтактным способом. Наличие опережа¬ ющей штанги позволяет производить выталкивание вагонетки из клети без уста¬ новки в клеть очередной вагонетки. На концевом звене толкающей штанги име¬ ется кулак, предназначенный для принудительного перемещения вагонеток, остановленных рычагами путевого тормоза, от хвостовой части агрегата до пред- клетевых стопоров. Для передвижения опережающей штанги по клети имеются направляющие из швеллеров. Посадочные устройства агрегатов АЦ2, АП1 и АГО включают 425
Рис. 10.8. Технология загрузки бадьи в околоствольных дворах, пройденных в крепких породах: 1 — бадья; 2 — опрокидной лоток; 3 — толкатель лотка; 4 — боковой опрокидыватель; 5 — лебедка опрокидывателя; 6 — задерживающий стопор; 7 — толкатель; 8 — путевой тормоз в свою конструкцию серийно изготовляемые качающиеся площадки типа ПК. При этом входные качающиеся площадки установлены непосредственно па рамах агрегатов и составляют с агрегатами единое целое. Выходные качающиеся пло¬ щадки расположены па выходной стороне клети и с агрегатами не связаны. Агрегаты типа АГ обеспечивают обмен вагонеток типа ВГ, не оснащенных автосцепкой, а также возможность пропуска электровозов, погрузочных машин и вагонеток типа ВД. При обмене вагонеток типа ВГ с автосцепкой последнюю необходимо замкнуть во избежание их сцепления во время соударения двух рядом стоящих вагонеток. Передвижение толкающей штанги агрегатов осуществляется: типа АЦ — от втулочно-роликовой цени ПР-50,8, двигающейся в свою очередь с помощью электродвигателя через вал с насаженной па нем звездочкой; типа АП — от пиев- моцилиидров серийно изготовляемых толкателей ТШП8 и ТШП16; типа АГ — 426
от гидравлических цилиндров с ходом поршня 6100, 6900, 7400 и 7900 мм в за¬ висимости от типоразмеров агрегата. У агрегатов типа АГ при обмене вагонеток в клети кулак штанги доходит только до обреза клети и весь ход" толкателя не используется. Полностью ход толкателя используется при выталкивании вагоне¬ ток из клети без обмена. Изготовители агрегатов-, типа АЦ — Горловскин машиностроительный завод им. С. М. Кирова; типа АП и АГ — Дружковскнй машиностроительный завод им. 50-летия Советской Украины. Оборудование для загрузки бадей. На фланговых ство¬ лах в практике шахтного строительства получили распространение для выдачи породы большегрузные бадьи вместимостью 5; 6,5 м3. Для загрузки этих бадей применяется бункер с откидным лотком (рис. 10.7). В зависимости от крепости пород, в которых располагается сопряжение около- ствольного двора со стволом, используются различные технологические схемы загрузки бадьи на горизонте. При расположении сопряжения в крепких породах Рис. 10.9. Технология загрузки бадьи в околоствольных дворах, пройденных в породах средней крепости: / — бадья; 2 загрузочное устройство; 3 — боковой опрокидыватель; 4 — лебедка опрокидывателя; 5 — задерживающий стопор; С — толкатель; Т — путевой тормоз 427
возможно применение технологической схемы, показанной на рис. 10.8, а в по¬ родах средней крепости—показанной на рис. 10.9. Окончательный выбор схемы загрузки решается в каждом конкретном слу¬ чае с учетом конфигурации околоствольного двора, крепости пород, числа од¬ новременно проводимых выработок, глубины зумпфа и т. д. 10.4. ВОДООТЛИВ В ПЕРЕХОДНОМ ПЕРИОДЕ Схемы водоотлива определяются водопрнтоками, глубиной ствола, числом горизонтов, назначением ствола и технологией его сооружения. При глубине ствола до 600 м наиболее целесообразной является схема бес¬ ступенчатого водоотлива. При этой схеме вода собирается в зумпфе и насосами, расположенными в камере зумпфового водоотлива, откачивается на поверхность (рис. 10.10). При глубине ствола более 600 м'применяется ступенчатая схема (рис. 10.11), при которой вода нз зумпфа откачивается в перекачную промежуточную камеру. Насосы внизу могут располагаться^ соответствии с проектом организации строительства) как в камере зумпфового водоотлива, так и в одном из сопряжений околоствольного двора со стволом. Приведенные схемы водоотлива применяются на фланговых стволах при про¬ ведении выработок околоствольного двора. Впоследствии в околоствольиом дворе оборудуется временная водоотливная установка, состоящая из трех насосов и водосборника соответствующей вместимости, авзумпфовой камере высоконапор¬ ные насосы заменяются на низконапорные, которые откачивают воду из зумпфа в водосборник околоствольного двора. Рис. 10.10. Схема времен¬ ного водоотлива при глубине ствола до 600 м: 1 —ходок для проветрила - пня Зумпфа; 2 — насосы; 3 — трубопровод Рис. 10.11. Схема временного водоотлива при глу¬ бине ствола более 600 м: / — насос; 2 — камера зумпфового водоотлива; 3 — ходок для обслуживания камеры; 4 — водосборник; 5 — временная перекачная камера; С — трубо¬ провод 428
При центрально-сдвоенных стволах в зависимости от принятой схемы их переоснащения после осуществления сбойки между стволами водоотлива органи¬ зуют в одном из стволов. В большинстве случаев первоначально переоснащают клетевой ствол, а по скиповому организуют водоотлив по схеме, применявшейся при проходке ствола. Иногда для водоотлива при незначительных притоках применяют бадьевые подъемы, специальные сосуды под клетыо или скипы, с помощью которых воду из зумпфа выдают на поверхность. Применяются также эрлифтные установки и установки постоянного зумпфового водоотлива с насосами типа ЦНС. На центрально-сдвоенных стволах водоотлив может быть организован сле¬ дующим образом. В период переоснащения клетевого ствола откачку воды из скипового ствола производят или с применением бадьевого подъема, или с по¬ мощью подвесных насосов, закрепленных на металлоконструкциях в стволе, или с использованием насосов, ЦНС, установленных в сопряжении или в камере зумпфовых насосов. Применение насосов ЦНС, установленных в камерах зумп¬ фового водоотлива или в других камерах и сопряжениях, а также применение эрлифта для откачки воды из зумпфа клетевого ствола в зумпф скипового ствола, является более рациональным, так как эта схема водоотлива позволяет исполь¬ зовать подъемы скипового ствола для выдачи горной массы от проведения го¬ ризонтальных выработок до тех пор, пока не вступит в эсплуатацию подъем клетевого ствола, оборудованный для выдачи горной массы от проведения выра¬ боток во втором периоде строительства. В глубоких стволах проходят временные перекачные камеры и оборудуют их насосными установками, состоящими из двух насосов. Отметка заложения перекачных камер зависит от характеристики применя¬ емых насосов и свойств окружающих пород. Перекачные камеры оборудуют площадкой и козырьками, позволяющими производить безопасную посадку людей в бадью или клеть.
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ Раздел 3 1. Стационарные установки шахт. Под ред. Б. Ф. Братченко. М., Недра, 1977. 2. Картавый И. Г. Стационарные машины. М., Недра, 1981. 3. Шахтные электрические лебедки н подъемные машины/А. Д. Днмашко, И. Я- Гер- шнков. А. А. Кревневич и др. М., Недра, 1973. •4. Инструкция по эксплуатации стальных канатов в угольной и сланцевой промышлен¬ ности. М., Недра, 1968. 5. Корнилов В. Д.у Киричок Ю. Г. Устройство и обслуживание рудничных подъем¬ ных установок. М., Недра, 1964. . 6. Малевич И. А. Машины и комплексы оборудования для проходки вертикальных стволов. М., Недра, 1975. 7. Выбор оборудования при проведении горных выработок/Е. В. Бубликов, Е. Н. Ви- нарский. А. А. Громов и др. М., Недра, 1970. 8. Проектирование организации строительства угольных шахт/И. К. Стан чем ко, Е. В. Петренко, Ю. И. Свирский и др. М,, Недра, 1979. 9. Руководство по проектированию вентиляции угольных шахт. М., Недра, 1975. 10. Каталог — справочник «Шахтные вентиляторы главного и местного проветривания». М., НИИИиформтяжмаш, 1975. 11. Пак В. В., Иванов С. Е., Верещагин В. П. Шахтные вентиляционные установки мест¬ ного проветривания. М., Недра, 1974. 12. Монгайт И. Л.> Текиниди К. Д-, Ииколадзс Г. И. Очистка шахтных вод. М., Недра, 1978. 13. Белоруссов И. М., Саакян А. Е., Яковлева А. И. Электрические кабели, провода и шнуры. Под ред. Н- И. Велоруссова. М., Энергия, 1979. 14. Инструкция по проектированию силового и осветительного электрооборудования промышленных предприятий СИ 357*77. Госстрой СССР. М., Стройиздат, 1977. 15. Инструкция по проектированию электроснабжения промышленных предприятий СИ 174-75. Госстрой СССР. М., Стройиздат, 1976. 16. Справочник по электроснабжению угольных шахт/В. П. Морозов, А. Е. Яковлев, П. П. Каменский и др. М., Недра, 1975. 17. Озерной М. И. Электрооборудование и электроснабжение подземных разработок угольных шахт. М., Недра, 1975. 18. Правила устройства электроустановок ПУЭ, М., Энергия, 1965. 19. Светличный П. Л. Выбор и эксплуатация электрооборудования участка угольной шахты. М., Недра, 1980. Раздел 4 1. Булычев И. С. Механика подземных сооружений. М., Недра, 1982. 2. Булычев И. С., Абрамсон X. И. Крепь вертикальных стволов шахт. М., Недра, 1978. 3. Булычев И. С.. Амусин Б. 3., Оловянный А. Г. Расчет крепи капитальных горных выработок. М., Недра, 1974. 4. Гелескул М. И., Каретников В. И. Справочник по креплению капитальных и под¬ готовительных горных выработок. М., Недра, 1982. 5. Ержаное Ж- С.у Айталиев Ш. М., Шилкин П. И. Конструирование и расчет на- брызгбетонной крепн. М., Недра, 1971. 6. Бетонная крепь, технология и механизация ее возведения. Донецк, изд. Донбасс, 1973, Ю. 3. Заславский, В. П. Книдур, Е. А. Лопухин и др. Донецк, Донбасс, 1973. 7. Заславский Ю. 3., Мостков В. М. Крепление подземных сооружений. М., Недра, 1979. 8. Кравченко Г. И. Облегченные крепи вертикальных выработок. М., Недра, 1974. 9. Мельников Н. И. Анкерная крепь. М., Недра, 1980. 10. Стрельцов Е. В., Казакевич Э. В., Пономаренко Д. И. Крепление горных выработок угольных шахт набрызгбетоном. М., Недра, 1978. 11. Фотиева Н. И. Расчет обделок тоннелей иекругового поперечного сечения. М., Стройиздат. 1974. 12. Фотиева И. И. Расчет крепи подземных сооружений в сейсмических активных рай¬ онах. М., Недра, 1980. Раздел 5 1. Афонин В. Г.. Гейман Л. М., Комир В. М. Справочное руководство по взрывным ра¬ ботам в строительстве. Киев, «Будивельник», 1974. 2. Беришвили Г. А. Короткозамедлеиное взрывание при проведении горных выработок. М., Недра, 1969. 3. Взрывные приборы и машинки для электровзрывання/Г. И. Садовский, В. В. Тор- масов, В. Т. Гавриленко, В. И. Климов. М., Недра, 1975. 4. Взрывные работы в опасных условиях угольных шахт/Б. Н. Кутузов, А. Ю. Бутуков, Б. Н. Вайнштейн и др. М., Недра, 1979. 430
5. Демидюк Г. П., Бугайский А. И. Средства механизации и технология взрывных работ с применением гранулированных В В. М., Недра, 1975. 6. Рекордная проходка слепого ствола/Г. Е. Долгашов, Ф. Н. Тумашев, И. К. Ку- харенко и др. — Шахтное строительство, 1981, № 8, с. 21—24. 7. Единые правила безопасности при взрывных работах. М., Недра, 1976. 8. Емекеев В. И. Механизация взрывных работ в горной промышленности. М., Недра, 1976. 9. Зснченко П. Г., Баронский И. В., Соколов Е. С. Углубка вертикального ствола со скоростью 106,5 м/мес. — Шахтное строительство, 1978, № 7, с. 21—24. 10. Казаков Н. И. Взрывная отбойка руд скважинными зарядами. М., Недра, 1975. 11. Коробейников П. Г., Любимов Н. Г. Техника и технология буровзрывных работ. М., Недра, 1972. 12. Машины и оборудование для угольных шахт. М., Недра, 1979. 13. Мельников Л. Л. Сооружение выработок большого сечения в крепких породах. М., Недра, 1974. 14. Перечень рекомендуемых промышленных взрывчатых материалов. М.. Недра, 1977. 15. Проектирование взрывных работ/Б. Н. Кутузов, Ю. К. Валухин, С. А. Давыдов и др. М., Недра, 1974. 16. Рудаков Ю. В., Безель Ф. Я- Расположение шпуров относительно контура выра¬ ботки при контурном взрывании на угольных шахтах. — Тр. КузНИИшахтостроя, вып. 12, Кемерово, 1974. 17. Руководство по коитуриому взрыванию. Кемерово, КузНИИшахтострой, 1980. 18. Справочник по буровзрывным работам/М. Ф. Друкованый, Л. В. Дубнов, Э. О. Миндели и др. М.» Недра, 1976. 19. Техника и технология взрывных работ иа рудниках/Г. П. Демидюк, А. В. Дубнов, В. В. Стоянов и др. М., Недра, 1978. 20. Технологические схемы проведения горизонтальных протяженных горных выработок сечением в проходке более 18—20 м* и наклонных стволов. Кемерово, КузНИИ¬ шахтострой, 1979. 21. Яровой В. В., Васильев А. 3. Новая технологическая схема углубки стволов на дей¬ ствующих шахтах Центрального района Донбасса. — Шахтное строительство, 1980, № 9, с. 21—22. Разделы 7 — 9 1. Баклашов И. В. Расчет, конструирование и монтаж армировки стволов шахт. М., Недра, 1973. 2. Баронский И. В. Углубка вертикальных стволов и подготовка новых горизонтов шахты. М., Недра, 1967. 3. Бутенко В. Л. Повышение механизации работ при проходке устьев стволов. — Шахтное строительство, 1977, № 2, с. 20—22. 4. Власенко Ю. Я. Консольно-распорная армировка для вертикальных стволов шахт. — Шахтное строительство, 1980, Ке 3, с. 6—9. 5. Вопросы организации и механизации горнопроходческих работ. — Тр. ВНИИОМШСа, вып. 21, Харьков, 1979. 6. Горное дело. Терминологический словарь. М., Недра, 1981. 7. Гузеев А. Г. Проектирование строительства горных предприятий. АП, Недра, 1980. 8. Евдокимов Ф. И., Стоев И. С. Технология п экономика сооружения вертикальных стволов шахт. М., Недра, 1981. 9. Задорожний А. М. Облегченные конструкции предохранительных полков для углубки вертикальных стволов шахт. М.. ЦНИЭУголь, 1980. 10. Зенченко П. Г., Баронский И. В., Соколов Е. С. Эффективная технология проходки шахтных стволов. — Шахтное строительство, 1978, № 1, с. 1—5. П. Зенченко П. Г., Баронский И. В., Соколов Е. С. Углубка вертикального ствола со скоростью 106.5 м/мес. — Шахтное строительство, 1978, № 7, с. 21—24. 12. Ильин В. П. Проведение восстающих выработок в неустойчивых породах с помощью комплекса КПВ-1А. — Шахтиое строительство, 1974. № 9, с. 20 — 21. 13. Инструкция по расчету, сооружению и ликвидации предохранительных устройств для углубки вертикальных стволов шахт. Харьков, ВНИИОМШС, 1979. 14. Казакевич Э. В. Крепление вертикальных стволов шахт монолитным бетоном. М., Недра, 1970. 15. Ковтун Е. П. Эффективное подч>емное оборудование для проходки устьев. — Шахт- - иое строительство, 1979, № 11, с. 28—29. 16. Комбайны для проведения шахтных восстающих выработок/Д. С. Бабарнна, Н. Р. Ка¬ лугин, Н. Т. Кохырев и др. — Горный журнал, 1979, N® 4, с. 10 — 11. 17. Косков И. Г., Друцко В. Т., Крастошевский Л. С. Улучшить конструкцию арми¬ ровки и технологию ее возведения. — Шахтиое строительство, 1980, К® 4, с. 13 — 14. 18. Лисовенко В. И., Латыш В. Я-, Веселов Ю. А. Проходка слепого ствола со ско¬ ростью 50 м/мес. — Шахтиое строительство, № 4, с. 22—23. 19. Малевич И. А. Машины и комплексы оборудования для проходки вертикальных стволов. М., Недра, 1979. 20. Техника и технология проходки вертикальных стволов шахт/Э. О. Миндели, Р. А. Тюркян, Я. В. Бровман и др. М., Недра, 1970. 21. Николаенко В. Г., Соловьев В. И. Маркшейдерские работы при сооружении верти¬ кальных стволов шахт. М.. Недра, 1977. 22. Осипов A. R. Транспортирование бетонной смеси иа большие расстояния. М., Энер¬ гия. 1980. 23. Новый типовой проект сечения и армировки стволов с жесткими провод- никами/Е. В. Петренко, В. А. Максимович, И. Г. Горенцвенг и др. — Шахтное строительство. 1980. № 10, с. 5—7. 24. Покровский Я. М. Сооружение и углубка стволов шахт. М., Недра, 1975. 431
25. Рекордная углубка скипового ствола шахты «Тайбинская»/И. В. Баронский. Л. Ф. Петров, А. А. Манаков и др. — Шахтное строительство, 1977, Ns 4, с. 23—25. 26. Рекордная проходка слепого ствола/Г. Е. Долгашев ф. Н. Тумашев, Н. К. Ку- харепко и др. — Шахтное строительство, 1981, Ns 8, с. 21—24. 27. Сапронов В. Т., Манате В. JI. Оснащение поверхности проходки стволов с исполь¬ зованием передвижного проходческого оборудования. — Шахтное строительство, 1980, № 11. с. 9 — 13. 28. Совершенствование организации, технологии и механизации строительства угольных предприятий. — Тр. ВНИИОМШСа, Харьков, 1980. 29. Проектирование организации строительства угольных шахт/И. К. Станченко, Е. В. Петренко, Ю. И. Свирский и др. М., Недра, 1979. 30. Технологические схемы углубки вертикальных стволов. Харьков, ВНИИОМШС. 1974. 31. Углубка вертикальных стволов шахт/Ю. П. Шутько, В. Е. Морозов, Р. Г. Морду- ховнч и др. М., Недра, 1978. 32. Хворостяной В. Т. Скоростное армирование главного ствола шахты «Нагольчан- ская» № 1—2 с применением станков СБЛ. — Шахтиое строительство, 1981, Ns 5, с. 25—26. 33. Шафранов И. К., Ягодкин Ф. И. Канатная армировка вертикальных стволов. М., Недра, 1976. 34. Проходка стволов с использованием передовой скважииы/К. С. Шмонов, Н. Ф. Ко¬ сарев, В. Е. Гребенюк и др. М., ЦНИЭИуголь, 1978. Раздел 10 1. Проектирование организации строительства угольных шахт/И. К. Станченко, Е. В. Петренко, Ю. И. Свирскнй и др. м., Недра, 1979. 2. Справочник по шахтному транспорту. М., Недра, 1970. 3. Бровман Я- В. Организация строительства угольных шахт. М., Недра, 1966. 4. Поте В. Л. Проектирование строительства подземных сооружений. М., Недра, 1981. о. Оборудование подземного транспорта. Каталог-справочник. М., ЦНИЭуголь, 1981.
ПРЕДМЕТНЫЙ УКАЗАТЕЛЬ Автоматизированная система управления шахтным строительством 39—20 Агрегаты для обмена вагонеток в клети 424—427 Административно-бытовые комбинаты 9. I! Амортизаторы шахтных парашютов 49—50 Армирование стволов 337 — 350, 395 Б аде иные комплексы: БПС 266—267 БГТСМ 267—268 Базисная мощность 132 Базисное напряжение 132 Базисный ток 132 Бетоиио-растворный узел 111—112 Бетоносмесительиые установки: передвижные 112— 114 стационарные 114— 115 Бурильные установки: БУКС-1 м 250—252 БУКС-1у2, БУКС-1у5 253—254 БУКС-1МЦ 252—253 БУКС-2м 254, 256 СМБУ-4М 256 Буровые проходческие комплексы: ПД 276 СК 276, 277 Варианты использования сечения углуб¬ ляемых стволов 370 Величина заряда В В 229, 230 Вентиляторы: главного проветривания 100—103 местного проветривания 103—107 Воздухосборники 96—97 Восстающий 399 Врубы: боковой 218 веерный 218 верхний односторонний 217 двойной 217 клиновой 217 конусообразный 217 крестообразный призматический 219 нижний 218 пирамидальный 217 призматический со скважиной 220 простой призматический 218 спиралеобразный призматический 219 спиралеобразный ступенчатый призма¬ тический 219 ступенчатый призматический 219 ^треугольный призматический 219 цилиндрический призматический 219 щелевой 218 Вспомогательные выработки 388—389 Выбор: автоматических фидерных выключателей и магнитных пускателей 14 2 подъемных машин 31—33 проходческих лебедок 91—92 типа В В 231 типа компрессора 99 Глубина шпуров 227—228, 229, 232—234 Диаметр патронов В В 232 Длительно допустимые токовые нагрузки иа кабель 124—125, 127 Забойка шпуров 241 Зарядчики: нагнетательный 244 порционный 243 ранцевый 243 типа БПЗ-4 244 типа ППЗ-2 243 типа УМЗ-1 244 эжекторный 243 Здания временных подъемных машин и проходческих лебедок 9—10 Инженерная подготовка строительного про¬ изводства 13—14 Исполнение подъемных машин: левое 24 правое 24 Испытание трубопроводов 358—359 Кабели 121 Калориферные установки iOS, 109 Канаты: отбойные 55 проводниковые 52—54 тормозные 55, 57 уравновешивающие 52 Категории бесперебойности электроснаб¬ жения объектов строительства шахты 120 Качающиеся площадки 60—62 Классификация: горных выработок 150 крепи 148—150 Классы промышленных В В 201 — 202 Клети 38—42 Комплекс передвижного оборудования КПШ-2 297—298 Комплексы оборудования для проходки стволов: ДШП-1 274—275 КС-1м/6,2 273—274 КС-2у, 2КС-2у 273 типа КС-9 275—276 Комплексы оборудования для проходки устьев стволов: КПШ 269 КС-14 269—273 «Темп-1» и «Темп-2» 269 Компрессорные станции 92—96 Конструкции предохранительных уст¬ ройств: естественные 378—379 искусственные 379 комбинированные 379 Контроль за качеством работ 16 Контурное взрывание 229 Копры: башенные 67—68 металлические 66 полу шатровой системы 66 проходческие 63, 65, 66 шатровой системы 66 эксплуатационные 66 Коренная часть подъемных машин 24 Котельные 115— 118 Коуши: ККБ, КРГ 53, 54, 56 ККП 54 УПЧ 54, 55 Коэффициенты: использования шпуров 242 перебора пород 242 работоспособности В В 203 433
Крепь: анкерная 161 — 162 анкернометаллическая 173—174 арочная металличе - кая 169—173 бетонная 162 блочная 182—181 деревянная 187 железобетонная 162 комбинированная 184—187 многослойная 165—166 монолитная 162, 176 иабрызгбетониая 160— 161 податливая 166—167 сборная 178—182 трапециевидная 181 —182 тюбинговая 163—165, 178—181 устьев вертикальных стволов 167—169 Лебедки: передвижные 77, 86—90 с пневматическим приводом 76, 91 с электрическим приводом 76, 83—86 Ловитель 49 Машины подъемные: бицилиндроконнчеекие с разрезным ба¬ рабаном 22 двухбарабанные 21—22 однобарабаиные 21 передвижные 27, 28—31 с многокаиатиыми шкивами 22 с одноканатнымн шкивами 22 со шкивами трения 22 стационарные 22, 24 Муфты: блочные 57 направляющие 51 одноручьевые 57 соединительные 50 трех ручьевые 57 Навеска проводников 348 Наибольший размер куска, загружаемого в скип, 35 Натяжение канатов: направляющих 55 проводниковых 54—55 Нормы расхода ВБ 226 Область применения: копров 61, 67 проходческих лебедок с электрическим приводом 77 тол кател ей 420—422 Оборудование для загрузки бадей 427—428 Оборудование подъемное 21 Опалубки: ОСД 264—265 ОСП 265 створчатые 264 Опорные веицы 320—321 Опрокидыватель 416 Оснащение проходки стволов 278—287, 291 Основные параметры: парашютов 48 посадочных кулаков 62 проходческих бадей 266 Охладители 97—98 Параметры буровзрывных работ 225—237 Параметры погрузки породы 313—314 Парашюты 48—52 Паспорт БВР 245—246 Передвижная проходческая вентиляторная установка 107—108 Перестановочные платформы 416 Переходный период 410 Перечень подготовительных работ при углубке стволов 376—378 Пневмогрузчикн: КСМ-2у 261 КС-IMA н 2КС-1 МА 261 — 262 КС-2у/40 260 2КС-2у/40 260—261 КС-3 259—260 Поворотные платформы 414 — 416 Подвеска 42 Подвесное устройство 42—47 Подготовительный период: внеплощадочный 6 виутриплощадочный 6 — 7 Показатели механических свойств пород 191 Посадочные кулаки 62—63 Потери напряжения в кабельной сети 127, 139-141 Приборы взрывания: автономные 211, 214 сетевые 214 Приборы для измерения сопротивления и проверки токопроводнмости 211 Приствольные выработки 326—337 Проведение выработок методом скважин¬ ных зарядов 237—242 Прогноз устойчивости пород: в горизонтальных выработках 153—156 нарушенных, склонных к вывалообразо- ванию 152—153 по методике КузНИИшахтостроя 156— 157 по условным зонам нарушения сплош¬ ности 158—160 склонных к разрушению 157—158 П р о дол ж ител ь н о сть: БВР 310—313 крепления 322 строительства шахты 12 уборки породы 315—316 Проект: организации строительства 12 производства работ 12—13 Проемы в крепи устьев стволов 289—290 Проходка слепых стволов 396—399 Расположение шпуров 216—225 Расчет: воздухопроводов сжатого воздуха 99— 100 горизонтальных предохранительных пол¬ ков 385—387 кабельной сети 124—130, 138—139, 145 крепи 187—200 мощности трансформатора 137—138 параметров подземной сети и электро¬ оборудования 137—147 предохранительных целиков 380—385 сечений кабелей 127—129 токов короткого замыкания в сетях напряжением выше 1 кВ 131 —134 ниже 1 кВ 134—137, 141 — 142 электрических нагрузок 121 —123 электровзрывиой сети 207—210 Редукторы подъемных машин 24—25 Скважины большого диаметра 406—409 Скипы 35 Складские здания и сооружения 119—120 Скоба 57 Сооружение бункеров 332—336 Сооружение камер загрузочных устройств 331—332 Сооружения для очистки шахтиых вод 118—119 Сопротивления: жилы кабеля 207 линий 133 провода 206 реакторов 133 434
результирующие 133 Способы взрывания: огневой 215 с помощью детонирующего шиура 215 электрический 215 Способы проведения сопряжений 328—330 Способы проходки восстающих 396—399 Средний груз 50 Средства взрывания: детонирующий шнур 205—206 зажигательные патроны 204 капсюль-детонаторы 203 огнепроводный шиур 203 тлеющий фитиль 204 электродетонаторы 204—205 Стопоры путевые 423 Схемы водоотлива в переходный период 428—429 Схемы оснащения стволов 282—287 Схемы проходки устьев стволов 290—303 Схемы соединения электродетонаторов: параллельно-последовательная 208 параллельио-лучковая 208 параллельно-ступенчатая 208 парно-параллельиая 208 последовательная 208 Технико-экономические показатели про¬ ходки восстающих 405 Техническая характеристика: амортизаторов 50 буровых машин «Стрела-68» и «Стрела-77» 406 качающихся площадок 61 клетей сварной конструкции 40—41 комбайнов 1 КВ1 и 2КВ 407 комплексов оборудования для проходки стволов 268—269, 275 копров 64, 67 лебедок 78—82 машин серин ЦШ 26 машина с цилиндрическим барабаном 23 передвижных подъемных машин 28, 29 подвесных устройств для проходческих бадей 43, 47 подвесных устройств типа ПКН 44 ПКР 43 ПМ 43, 45 ПМУ 43, 46 ПУМ 43, 44 ПУС 43, 45 УП 43, 46 посадочных кулаков 62 проходческих грейферов 257 проходческих лебедок 81 — 82 соединительных муфт 51 стволовых грейферных погрузочных ма¬ шин 258 установок для бурения шпуров 249 шкивов 70, 72 Технологические схемы армирования: параллельная 341 .•последовательная 341 совмещенная 341 — 342 Технологические схемы откатки на поверх¬ ности 412, 414 Технологические схемы перехода от про¬ ходки стволов к проведению горизонталь¬ ных горных выработок 410—411 Технологические схемы проходки стволов: параллельная 305 параллельно-щитовая 305 совмещенная 305—306 с одновременным армированием 306 с передовой скважиной 306—307 с расширением восстающего 307 Технологические схемы углубкн стволов 363—366 Тормоза 423—424 Тормозные канаты 49, 51 Требования к технологическим схемам от¬ катки и обмена вагонеток 412, 414 Трехэтажный подвесной проходческий по¬ лок конструкции Донгипрооргшахтостроя 263 — 264 Удельный расход В В 225—227, 231 Унифицированные клети 36—37 Условные обозначения: качающихся площадок 60 клетей 39 лебедок 77, 82 опрокидывателей 416 парашютов 51 подъемных машин 24 посадочных кулаков прицепных про¬ ходческих устройств 63 прицепного проходческого устройства 43 скипов 38 толкателей 418 шахтных вагонеток 417 — 418 шкивов 69 Устойчивость пород 152 Устье вертикального ствола 287 Фильтры 96 Характеристика взрывных приборов и ма¬ шинок 212—213 Характеристика состояния пород 151 Цвета оболочек патронов и диагональных полос на ящиках, мешках н пакетах с ВВ 201 Число предохранительных устройств 380 Число шпуров 227, 233 Шахтная подъемная установка 21 Ш ахтиые клетки: клепаной конструкции 36—37 сварной конструкции 40—41 Шахтиые толкатели 416, 419 Ш кивы: двойные 73 одинарные 73 типа ШК 69, 70 ШКБ 69, 71, 72 ШКН 72, 73 ШПК 73, 75 ШПО 76 Шумозащитные устройства 97 Экономический паспорт 11 Электровзрывная сеть 206—211
ОГЛАВЛЕНИЕ Предисловие (Л. А. Филатов) 3 1. Основные положения строительства шахт {10. И. Сеирский) 5 2. Организация и управление строительством шахт {В. И. Тарасьев, Н. Б. Изыгзон) 12 3. Оборудование, здания и сооружения на поверхности для строительства шахт (В. Т. Сапронов, В. В. Степанчук, С. А. Кладиев, В. И. Па- пазов) 21 3.1. Подъемное оборудование 21 3.1.1. Подъемные машины 21 3.1.2. Подъемные сосуды 35 3.1.3. Подвесные устройства 42 3.1.4. Шахтные парашюты 48 3.1.5. Канаты 52 3.1.6. Качающиеся площадки и посадочные кулаки 60 3.1.7. Копры 63 3.1.8. Шкивы 69 3.2. Проходческие лебедки 76 3.2.1. Общие сведения 76 3.2.2. Проходческие лебедки с электрическим приводом 83 3.2.3. Передвижные проходческие лебедки 86 3.2.4. Проходческие лебедки с пневматическим приводом 91 3.2.5. Выбор проходческих лебедок 91 3.3. Компрессорные станции 92 3.3.1. Общие сведения 92 3.3.2. Компрессорные станции 94 3.3.3. Вспомогательное оборудование компрессорных станций. . 96 3.3.4. Расчет воздухопроводов сжатого воздуха 99 3.4. Вентиляторные и калориферные установки 100 3.4.1. Вентиляторные установки 100 3.4.2. Калориферные установки 108 3.5. Временные здания и сооружения бытового и подсобно-вспомога¬ тельного назначения 111 3.5.1. Административно-бытовые комбинаты 111 3.5.2., Бетонно-растворные узлы 111 3.5.3. Котельные 115 3.5.4. Сооружения для очистки шахтных вод 118 3.5.5. Складские здания и сооружения 119 3.6. Электроснабжение при строительстве шахт 120 3.6.1. Общие сведения 120 3.6.2. Кабели 121 3.6.3. Расчет электрических нагрузок 121 3.6.4. Расчет кабельной сети 124 3.6.5. Расчет токов короткого замыкания в сетях напряжением выше 1 кВ 131 3.6.6. Расчет токов короткого замыкания в сетях напряжением до 1 кВ 134 3.6.7. Расчет и выбор параметров подземной кабельной сети и электрооборудования 137 436
4. Крепь горных выработок (Е. В. Стрельцов, Н. С. Булычев) .... 148 4.1 Общие сведения. . • • 148 4.1.1. Требования к крепи 148 4.1.2. Классификация типов и видов крепи 148 4.1.3. Классификация горных выработок 150 4.1.4. Условия работы и выбор крепи 150 4.2. Крепь вертикальных стволов шахт 160 4.2.1. Набрызгбетонная крепь 160 4.2.2. Анкерная крепь 161 4.2.3. Монолитная бетонная крепь 162 4.2.4. Железобетонная крепь 162 4.2.5. Чугунные тюбинги 163 4.2.6. Многослойная крепь 165 4.2.7. Податливая крепь 166 4.2.8. Крепь устьев вертикальных стволов 167 4.3. Крепь горизонтальных и наклонных выработок 169 4.3.1. Арочная металлическая крепь 169 4.3.2. Анкернометаллическая крепь конструкции КузНИИ шахто- строя 173 4.3.3. Монолитная бетонная и железобетонная крепь 176 4.3.4. Сборная железобетонная крепь 178 4.3.5. Блочная крепь 182 4.3.6. Анкерная и набрызгбетонная крепи 184 4.3.7. Деревянная крепь 187 4.4. Расчет крепи 187 4.4.1. Основные расчетные положения 187 4.4.2. Исходные данные для расчета крепи 190 4.4.3. Сведения о технологии строительства выработок 194 4.4 4. Расчет крепи вертикальных стволов шахт 195 4.4.5. Расчет монолитной замкнутой крепи горизонтальных вы¬ работок 197 4.4.6. Расчет монолитной незамкнутой и сборной крепи .... 199 5. Взрывные работы (Ю. В. Рудаков) 201 5.1. Промышленные взрывчатые материалы 201 5.1.1. Взрывчатые вещества 201 5.1.2. Средства взрывания 203 5.2. Электровзрывные сети 206 5.3. Приборы взрывания 211 5.4. Ведение взрывных работ 215 5.4.1. Расположение шпуров при проведении горных выработок 216 5.4.2. Параметры буровзрывных работ при проведении горизон¬ тальных и наклонных горных выработок 225 5.4.3. Параметры буровзрывных работ при проходке вертикаль¬ ных стволов шахт 231 5.4.4. Проведение выработок методом скважинных зарядов.... 237 5.4.5. Качество взрывных работ при проведении горных выработок 242 5.5. Заряжание, забойка шпуров н скважин 243 5.6. Организация взрывных работ 245 6. Машины, оборудование и комплексы для проходки стволов (Д. И. Ма- лиованов, М. И. Алешин) 248 6.1. Стволовые бурильные установки 248 6.1.1. Общие сведения 248 6.1.2. Основные конструктивные особенности стволовых буриль¬ ных установок 250 6.2. Стволовые'погрузочные машины 256 6.2.1. Общие сведения 256 437
6.2.2. Конструктивные особенности стволовых погрузочных машин 259 6.3. Проходческие полки, опалубки и оборудование проходческого подъема 262 6.3.1. Подвесные проходческие полки и опалубки 262 6.3.2. Проходческие бадьи н бадейные комплексы 265 6.4. Комплексы оборудования для проходки стволов 268 6.4.1. Общие сведения 268 6.4.2. Комплексы оборудования для проходки устьев и неглубоких стволов 268 6.4.3. Комплексы оборудования для проходки стволов средней глубины и глубоких 273 6.5. Стволовые проходческие комбайновые комплексы 276 7. Сооружение вертикальных стволов (В. Т. Сапронов, В. В. Степанчук, А. С. Поляков, И. В. Баронский, Ю. Б. Смольников, Н. Р. Умнов, И. Ф. Косарев) 278 7.1. Оснащение проходки вертикальных стволов 278 7.2. Сооружение устьев вертикальных стволов н технологических отходов 287 7.2.1. Объемно-планировочные и конструктивные решения. . . 287 7.2.2. Конструкции устьев стволов 287 7.2.3. Проемы в крепи устьев стволов 289 7.2.4. Проходка устьев вертикальных стволов и технологического отхода 290 7.3. Проходка вертикальных стволов 303 7.3.1. Технологические схемы проходки стволов 303 7.3.2. Буровзрывные работы 307 7.3.3. Уборка породы 313 7.3.4. Крепление 316 7.3.5. Проектирование организации проходческих работ 325 7.4. Сооружение приствольных камер и сопряжений 326 7.4.1. Форма, размеры и конструкции приствольных выработок и сопряжений 326 7.4.2. Технология проведения сопряжений 327 7.4.3. Технология проведения приствольных камер и бункеров. . 331 7.5. Армирование вертикальных стволов 337 7.5.1. Армировка с жесткими проводниками 337 7.5.2. Армировка с канатными проводниками . 348 7.6. Монтаж трубопроводов и кабелей 350 7.6.1. Технология монтажа трубопроводов в вертикальных стволах 353 7.6.2. 11спытание трубопроводов и приемка их в эксплуатацию. . 358 7.6.3. Прокладка кабелей в стволах 359 8. Углубка вертикальных стволов {И. В. Баронский) 363 8.1. Способы и схемы углубки стволов 363 8.2. Условия применения, достоинства и недостатки различных схем углубки стволов 366 8.3. Особенности схем углубки стволов различных назначений 369 8.4. Подготовительные работы 376 8.5. Сооружение предохранительных устройств и их расчет 378 8.6. Отшивка углубочного отделения от действующего отделения ствола 387 8.7. Технологический отход для углубкн 387 8.8. Проведение вспомогательных выработок 388 8.9. Проходческое оборудование при углубочных работах 389 8.10. Организация работ при углубке 391 438
9. Сооружение слепых стволов и восстающих выработок (И. В. Барон¬ ский, Р. С. Сайдаков) . . 396 9.1. Проходка и оснащение слепых стволов 396 9.2. Проходка восстающих 399 9.3. Бурение скважин большого диаметра 406 10. Переход от проходки стволов к проведению горизонтальных выработок (В. Т. Сапронов, В. В. Степанчук) 410 10.1. Общие сведения 410 10.2. Откатка и обмен вагонеток на поверхности н в шахте 412 10.3. Оборудование для обмена и откатки вагонеток 4 И 10.4. Водоотлив в переходном периоде 428 Список литературы 430 Предметный указатель (Л. А. Филатов) 433
СПРАВОЧНИК ИНЖЕНЕРА-ШАХТОСТРОИТЕЛЯ Том 1 Редактор издательства Л. И. Елагин Переплет художника В. Н. Тику нова Художественный редактор О. Я. Зайцева Технический редактор Л. Я- Голова Корректор В. В. Старенькая И Б Кя 5432 Сдано в набор 25.11.82. Подписано в печать 21.09.83. Т-18834. Формат 60X90Vie- Бумага типографская Кг 1. Гарнитура литературная. Печать высокая. Уел. печ. л. 27,5. Уел. кр.-отт. 27,5. Уч.-изд. л. 37,73. Тираж 12 500 экз. Заказ 1 16/9386—9. Цена 2 р. 30 к. Ордена «Знак Почета» издательство «Недра», 103633, Москва, К-12, Третьяковский проезд, 1/19. Ленинградская типография № 6 ордена Трудового Красного Знамени Ленинградского объединения «Техническая книга» им. Евгении Соколовой Союз пол и гр афп рома при Государственном комитете СССР по делам издательств, полиграфии и книжной торговли. 193144, г. Ленинград, ул. Моисеенко, 10.