Текст
Л ’ К. Г. ФРИЦШЕ
ГОРНОЕ ДЕЛО
Сокращенный перевод с немецкого
ГОСУДАРСТВЕННОЕ НАУЧНО-ТЕХНИЧЕСКОЕ ИЗДАТЕЛЬСТВО
ЛИТЕРАТУРЫ ПО ГОРНОМУ ДЕЛУ
Москва 1960 г.
LEHRBUCH DER BERGBAUKUNDE
riilt besonderer Berucksichtigung des Steinkohlenbergbaues
Von
DR. DR.-1NG. C. HELLMUT FRITZSCHE
o. Professor fur Bergbaukunde der Rheinisch-
Westfiilischen Technischen Hochschule Aachen
Neunte vollig neubearbeitete Auflage
des von Dr.-Ing. eh. F. HEISE und Dr.-Ing. eh. F. HERBST
begrundeten Werkes
Springer-Verlag
Berlin (Gottingen) Heidelberg
Перевод с немецкого канд. техн, наук В. Д. Кащеева, капп, техн, наук
М. Л. Мониной, А. Ю. Саховалера, горн. инж. Г. Е. Сирина
Под редакцией горн. инж. А. И. Баран >за
АННОТАЦИЯ
Книга представляет собой сокращенный перевод с немецкого-
языка девятого переработанного и дополненного издания труда
одного нз крупнейших немецких специалистов по горному делу
К. Г. Фринше.
Немецкий оригинал книги содержит два тома, в которых из-
ложен полный комплекс вопросов, связанных с разработкой,
угольных, рудных и калийных месторождений.
В русском переводе даны следующие разделы книги вскры-
тие и подготовка шахтных полей, проведение подготовительных:
выработок, системы разработки угольных месторождений, извле-
чение предохранительных пеликов, управление кровлей н крепле-
ние очистных выработок металлической крепью, вопросы горного*
давления, транспорт по горизонтальным и вертикальным выработ-
кам, схемы движения в околоствольных дворах.
Книга предназначена для инженерно-технических работников»
угольной промышленности, преподавателей, студентов горных»
вузов и учащихся горных техникумов.
ПРЕДИСЛОВИЕ К РУССКОМУ ИЗДАНИЮ
Книга К. Г- Фрицше «Горное дело», изданная в ФРГ в двух
томах, охватывает комплекс вопросов, связанных с разработкой
угольных, рудных и каменноугольных месторождений,
В русском издании публикуются отдельные разделы книги,
касающиеся важнейших вопросов разработки угольных месторо-
ждений: вскрытия, подготовки шахтных полей, систем разра-
ботки, управления горным давлением, крепления очистных выра-
боток, закладки выработанного пространства, подземного транс-
порта.
Ознакомление с методами решения этих вопросов в уголь-
ной промышленности ФРГ будет полезным для работников на-
шей угольной промышленности, а также для научно-исследова-
тельских и проектно-конструкторских институтов.
Представляет известный интерес точка зрения автора, являю-
щегося крупным немецким ученым, по ряду теоретических воп-
росов— классификации систем разработки, теории горного дав-
ления и др.
В книге обобщен большой практический опыт разработки
угольных месторождений, знакомство с которым может оказаться
полезным при решении практических задач, стоящих перед на-
шей угольной промышленностью.
Однако далеко не все рекомендации, приведенные в работе.,
являются передовыми и соответствуют техническим направле-
ниям развития нашей угольной промышленности, а ряд из них;
разработан применительно к специфическим горногеологическим1
условиям Рурского каменноугольного бассейна и не может быть-
использован без существенных коррективов.
В книге имеются некоторые понятия и термины, не имеющие
полных аналогов с принятыми в СССР, об этом в соответствую-
щих местах перевода даны примечания.
Редактор А. И. Баранок
Глава I
ВСКРЫТИЕ ШАХТНОГО ПОЛЯ
§ 1. ОСНОВНЫЕ ПОЛОЖЕНИЯ
В шахтах производится добыча полезных ископаемых — ка-
менного и бурого угля, железных руд, руд цветных металлов,
каменной и калийной соли, а также таких нерудных полезных
ископаемых как плавиковый шпат, известняк, гипс, кровельный
сланец и др. Важнейшими горными выработками (очистными)
являются те, в которых производится добыча полезных ископае-
мых, а именно: лава, камера, забой по выемке целиков и др.
Форма и размеры этих выработок различны, в зависимости от
применяемой системы разработки. Количество таких выработок
(забоев) определяется размером суточной производительности
шахты, а также величиной добычи за сутки из каждого забоя.
Все остальные выработки служат для транспортирования
грузов и доставки людей на участки и с участков на поверхность,
для подвода свежей и отвода исходящей вентиляционных струй,
а также для подготовки участков для добычи полезного ископае-
мого.
Необходимо различать выработки вскрывающие и выработки,
подготавливающие шахтное поле к разработке.
Вскрывающие выработки открывают доступ с земной поверх-
ности к месторождению полезного ископаемого, имеющего форму
пласта, жилы или какую-либо иную. Одновременно эти выра-
ботки должны делить шахтное поле на части, удобные для его
разработки. Вскрытие месторождения с земной поверхности про-
изводится посредством шахтных стволов или штолен. Выработки,
проводимые от стволов или штолен, предназначаются для деле-
ния шахтного поля на части. Для месторождений полезных иско-
паемых. имеющих более или менее значительный угол падения,
необходимо деление шахтного поля на части в вертикальном на-
правлении. Такое деление осуществляется путем проведения
выработок на главных горизонтах, а во многих случаях также
и на промежуточных горизонтах. К главному горизонту отно-
7
сится сеть выработок, состоящая из штреков главного направле-
ния пройденных в пластах полезного ископаемого или по по-
роде в направлении общего простирания, и из квершлагов, про-
веденных из этих штреков. Посредством квершлагов и слепых
стволов, проводимых между горизонтами, шахтное поле делится
на блоки в вертикальном и в горизонтальном направлениях. На-
значение квершлагов состоит в том, чтобы непосредственно
вскрыть пласты, а назначение штреков главного направления —
соединить квершлаги (блоков) со стволами шахты. Слепые
стволы обеспечивают доступ к частям месторождения, находя-
щимся между главными горизонтами, и связывают промежуточ-
ные горизонты с главными.
Вместо слепых стволов могут быть проведены наклонные вы-
работки ио породе или по полезному ископаемому. В боль-
шинстве случаев выработки, делящие шахтное иоле на части,
располагают в боковых породах. Однако в некоторых случаях
целесообразно, а иногда и необходимо, проводить эти выработки
по полезному ископаемому.
Разделения шахтного поля на блоки недостаточно для того,
чтобы начать очистные работы. Необходимо еше подготовить
фронт очистных забоев, т. е. провести откаточные и вентиля-
ционные подготовительные выработки.
Подготовительные выработки в отличие от вскрывающих, как
правило, проводятся по полезному ископаемому. К подготови-
тельным выработкам относятся штреки, пройденные по полез-
ному ископаемому, называемые выемочными, или пластовыми,
проводимые от них разрезные печи (по восстанию или по паде-
нию), диагональные и другие пластовые выработки.
§ 2. ВСКРЫТИЕ С ЗЕМНОЙ ПОВЕРХНОСТИ
Для решения вопроса о способе вскрытия главное значение
имеет рельеф земной поверхности. В первую очередь должно
быть решено, следует ли произвести вскрытие штольнями или
стволами.
1. Вскрытие штольнями
В горной местности при залегании полезного ископаемого
выше уровня долины важнейшими выработками, служащими для
вскрытия, являются штольни. Под штольнями понимают гори-
зонтальные или почти горизонтальные выработки, которые про-
водят со склона горы. Различают штольни по простиранию, про-
водимые в полезном ископаемом и в пустых породах, вкрест про-
стирания или диагонально к нему.
На рис. 1 показано вскрытие штольней вкрест простирания
рудной жилы, а на рис. 2 — вскрытие свит угольных пластов, за-
1 Автор пользуется термином «Richtstrecken», которому пет соответствую-
щего термина в нашей литературе (Прим, перев.)
X
летающих выше уровня долины, при помощи штольни и даль-
нейшее вскрытие этих свит вертикальным стволом.
По сравнению с вертикальными стволами проходка штольни
осуществляется быстрее и обходится дешевле; кроме того, при
эксплуатации месторождений, вскрытых
штольнями, удешевляются транспорт
и водоотлив. Чем глубже может быть
заложена штольня, тем на большую
глубину она позволяет вскрыть место-
рождение. Однако место закладки
штольни должно быть выше максималь-
ного уровня веды в долине. Следует
учитывать высоту отвалов (породы или
угля), располагающихся ниже уровня
Рис. 1. Вскрытие рудной
жилы штольней
штольни.
Проведение длинных штолен ' может быть ускорено путем
одновременного ведения проходческих работ из нескольких
пунктов. В качестве таких пунктов служат шурфы, которые за-
кладываются (по оси штольни) по возможности в тех местах, где
Рис. 2. Вскрытие свит пластов штольней и стволом:
1 штольня на горизонте 110 яг; 2 штольня ('анта Мария; 3 ствол;
4 — бункер для породы
рельеф поверхности понижен и приближается к штольне. От
шурфов в обе стороны проводят штольни. Этим облегчается
проветривание и сокращается длина транспортирования гру-
зов.
Штреки, проводимые в обе стороны от штолен по породе или
по полезному ископаемому и служащие для соединения с дру-
гими выработками, называются крыльевыми.
2. Вскрытие стволами и назначение стволов
Виды стволов
Вскрытие шахтных полей, залегающих ниже уровня до-
лины, а также при равнинном или слабоволнистом рельефе мест-
ности производят с земной поверхности при помощи стволов.
Эти стволы следует отличать от слепых стволов, не имеющих не-
посредственного выхода на земную поверхность.
9
Стволы служат для:
транспортирования полезного ископаемого;
спуска и подъема людей;
поступления в шахту входящей и выдачи исходящей струй
воздуха;
спуска крепежных и других материалов и оборудования;
водоотлива;
размещения труб сжатого воздуха, электрических кабелей
и т. п.
Наименование стволам дают в зависимости от их назначения.
Так, например, различают главные стволы, вентиляционные, для
материалов, для спуска-подъема людей. В зависимости от рас-
положения различают центральные стволы (в центре шахтного
поля) и фланговые (на крыльях шахтного поля).
По соображениям безопасности и для облегчения вентиляции
каждая шахта должна иметь не меньше двух стволов, из ко-
торых один является главным и служит для подачи в шахту
воздуха, а второй — вентиляционным — для приема из шахты
исходящей струи воздуха.
Часто проходят больше двух стволов. Во многих случаях это
вызывается условиями вентиляции, так как чем крупнее и
глубже шахта, тем больше воздуха необходимо в нее подавать.
Вспомогательные стволы могут служить не только для венти-
ляции, но и для уменьшения расстояний транспортирования гру-
зов в шахте. Чем ниже стоимость проведения стволов, тем скорее
следует воспользоваться возможностью снижения эксплуата-
ционных расходов. При этом не должно быть упущено из вида
основное положение — необходимость возможно более полного
использования каждой установки.
В заключение следует упомянуть о специальных стволах, на-
пример о лесоспускных стволах, используемых в Верхней Силе-
зии для спуска длинного леса, необходимого при разработке
мощных пластов, а также о закладочных стволах для транспор-
тирования закладочного материала. В большинстве такие
стволы имеют небольшое поперечное сечение и проводятся
только в тех случаях, когда основные стволы перегружены или
если проведение этих стволов может существенно сократить
транспортные пути в шахте.
Если пологий пласт выходит на земную поверхность, то его
можно вскрыть при помощи пологого ствола ', проведенного
(в большинстве случаев) по пласту. При более значительном
угле падения пласта говорят о наклонных стволах. Резкой гра-
ницы между понятиями, определяющими эти две выработки, не
существует.
1 В принятой в СССР терминологии термина «пологий ствол» нет.
(Прим. отв. ред.)
10
Вскрытие пологими стволами. Пологие стволы применяют
в равнинных местностях при пологом залегании пластов, а также
в гористых местах в том случае, когда штольней может быть
вскрыто только небольшое поле по восстанию. Примеры такого
способа вскрытия можно наблюдать на многих североамерикан-
ских угольных шахтах и
иногда на японских и бра-
зильских шахтах. В таких
стволах используют канат-
ный подъем в вагонетках
пли ленточные конвейеры.
Экономически целесообраз-
Рис 3. Вскрытие пологим и вертикаль-
ным стволами
пая область применения ограничивается глубиной примерно
в 100—150 м.
Рис. 4. Сравнение вскрытия рудной залежи на-
клонным и вертикальным стволами
На рис. 3 показано вскрытие пологим стволом, расположен-
ным в породах почвы пласта пли залежи полезного ископаемого.
При устойчивых боковых породах пласта пологий ствол можно
провести по пласту.
Вскрытие наклонными стволами. В горнопромышленных рай-
онах, где преобладает выдержанное крутое залегание пластов
при устойчивых боко-
вых породах,с успехом
применяется вскрытие
наклонными стволами
больших глубин. В
ФРГ в 1954 г. на руд-
ном месторождении Ке-
нигсцуг (около Дил-
ленбурга) пройден на-
клонный ствол сечени-
ем 4,7 X 2,2 м под уг-
лом 67° (74дг) Этот
ствол рассчитан на ко-
нечную глубину 700 м
и подъем 600 т руды
за 10 час.*
Выбор вскрытия наклонным стволом вместо вертикального
в данном случае обоснован желанием расположить устье ствола
около обогатительной фабрики, а также стремлением избежать
проведения длинных квершлагов в неустойчивых породах
(рис. 4). Если наклонный ствол проводится по полезному иско-
паемому, то расходы на его проведение частично окупаются по-
путно добываемым полезным ископаемым.
1 В оригинале принято измерение углов ио стоградусной системе
1100А'= 90 ). В переводе произведен пересчет на обычную систему с округ-
лением до градуса. (Прим, перев.}
’‘Steinmetz F. u. Moeuius. Scliriigscliaelit dcr Grube Konigszug.
Signal- und Ferntneldepraxis; Mitt. der Fa. FunKe und 1 luster, 1956, Heft 4.
11
Наклонные стволы подвержены большему давлению, чем вер-
тикальные; кроме того, они менее удобны для транспорта, так
как длина транспортирования больше и подъемные сосуды, про-
водники и канаты изнашиваются быстрее. Наконец, ’ скорость
подъема в наклонных стволах значительно ниже, чем в верти-
кальных.
Если указанных выше преимуществ наклонных стволов нет,
то их применение исключается. Эго имеет место, например, при
разработке складчатых и нару-
шенных каменноугольных место-
рождений. Хотя проведение на-
клонных стволов по угольным
пластам стоит дешево, однако
поддержание пх из-за сильного
горного давления обходится до-
рого. Совершенно исключается
проведение наклонных стволов
там, где имеются мощные нано-
сы, состоящие из неустойчивых
н.ти водоносных пород.
Комбинированными называ-
ются стволы, которые до достп-
Рис. 5. Сравнение вскрытия зале-
жи подземного ископаемого ком-
бинированным и вертикальным
стволами
жения полезного ископаемого про-
водятся вертикально, а затем наклонно. Пример вскрытия таким
стволом из практики золоторудных шахт Витватерсранда пока-
зан на рис. 5. Из рисунка видно, что при вскрытии только верти-
кальным стволом были бы необходимы более длинные квершлаги.
Вскрытие вертикальными стволами. Этот способ применяется
как единственно приемлемый при мощных наносах; и, кроме того,
в том случае, когда пласты хотя и подходят близко к земной
поверхности, но горно-геологические условия не являются бла-
гопрпятными для закладки наклонных стволов.
Глубина стволов
На западногерманских угольных шахтах вертикальные
стволы имеют глубину 300—1200 м, на английских— 100—900 м,
на североамериканских— примерно до 200 м. Такие же глубины
имеют стволы большинства угольных, соляных и рудных шахт
земного шара. Все же есть некоторое количество стволов глуби-
ной более 1500 м, а отдельные стволы пройдены на глубину
2400 я. Наиболее глубокие стволы проходятся в рудных шахтах.
При крутом залегании рудной залежи стволы часто располагают
в полезном ископаемом, в этих условиях глубина горных работ
быстро возрастает. Однако очень большие глубины могут быть
достигнуты лишь при большой геотермической ступени, т. е. если
с увеличением глубины температура будет возрастать медленно.
Это имеет место, например, на золоторудных шахтах Южной
12
Африки1, в Южной Индии, в Моро Вельхо (Бразилия), а также
па некоторых шахтах Канады и США.
Причиной, заставляющей проводить глубокие стволы, кроме
большего срока службы шахт, может быть также наличие мощ-
ного слоя пород, покрывающих залежь полезного ископаемого.
Такое положение, например, имеет место в районе Ахена, в се-
верной и западной частях Рура, в бельгийском бассейне Кам-
пина, а также в Голландии. В этих районах и бассейнах стои-
мость проведения стволов очень высокая, а темпы проведения
низкие, особенно когда в покрывающих породах залегают плы-
вуны.
Следует проводить различие между наиболее глубокими ство-
лами и наиболее глубокими шахтами. Глубина шахт часто пре-
восходит глубину стволов. Наиболее глубокие шахты мира нахо-
дятся па золоторудных месторождениях Южной Индии, где уже
почти достигнута глубина 3000 м, и па южноафриканских зо-
лоторудных шахтах, где запроектирована разработка до глубины
3700 м. В ФРГ наибольшую глубину (1320 .и) имеет шахта
«Эйзенцехер Цуг».
Выбор места закладки стволов
При выборе места для закладки стволов новой шахты
должны быть приняты во внимание геологические и производст-
венные условия.
Выбору места для закладки стволов должна предшествовать
возможно более полная разведка месторождения. При этом сле-
дует знать выдержанность полезного ископаемого по мощности
в пределах шахтного поля, расположение и направление наруше-
ний, а также мощность и строение покрывающих пород. Для
этой цели могут быть использованы геофизические методы раз-
ведки и глубокое бурение.
Геологические и производственные условия. В первую очередь
необходимо обеспечить по возможности наиболее короткие рас-
стояния для транспорта и вентиляции между стволами и вскры-
ваемыми ими пластами или залежами полезного ископаемого.
Если в шахтном поле небольшое число пластов, расположен-
ных па небольшом расстоянии друг от друга, то при выборе
места закладки стволов залегание пластов необходимо учитывать
более тщательно, чем в случае большого количества пластов,
равйомерно расположенных по всему шахтному полю. Богатые
части шахтного поля заслуживают большего внимания, чем
бедные, поэтому стволы закладывают ближе к первым. При кру-
том залегании пластов место закладки стволов в большей сте-
пени зависит от расположения пластов, чем при пологом. При
промежуточных углах падения и равномерно распределенном по-
' Grotowsky U. Hauptforderschachte ini siidafrikanisclien Goldberg-
bau, Gliickauf, 1955, S. 921.
13
Север \ /1_________,2 Юг
Рис. 6. Расположение ствола в куполе анти-
клинальной складки:
/ — ствол; 2— покрывающие породы
лезном ископаемом в пределах всего шахтного поля соображения
об условиях залегания пластов отходят на второй план, так как
в этих случаях ствол проводится по свите пластов только на
небольшую глубину.
Длина квершлагов и затраты на их проведение сокращаются,,
если, например, стволы закладывать в середине мульды, а при
равномерном угле падения — вне месторождения, по возмож-
ности ближе к висячему боку полезного ископаемого. Кроме того,
в обоих случаях с ро-
стом глубины разра-
ботки сокращается
расстояние между по-
лезным ископаемым и
стволом.
Следует учитывать
также необходимость
оставления предохра-
нительного целика у
ствола шахты. Целики
имеют различные раз-
меры в зависимости
от расположения ство-
лов в синклинальной
или в антиклинальной
частях складок (рис.
6 и 7). Размеры цели-
ка зависят также от
мощности наносов: чем
больше мощность на-
носов, тем больше размер целика. Однако в настоящее время
это соображение является второстепенным, так как па боль-
ших глубинах приходится заниматься выемкой предохранитель-
ных целиков. Если эта выемка небезопасна (например, при
мощных плывунах), то стволы располагают по возможности
в бедной, не разрабатываемой части месторождения.
Требование низких затрат по проведению квершлагов и не-
больших потерь угля в околостволышм целике одновременно
выполняются при расположении стволов в вершине седла
(см. рис. 6).
Покрывающие породы. Над породами, включающими полезное
ископаемое, как правило, находятся покрывающие породы, часто
затрудняющие проходку стволов или по меныпей мере удоро-
жающие крепление стволов и во всех случаях увеличивающие
глубину ствола. Поэтому целесообразно закладывать стволы
там, где мощность покрывающих пород наименьшая. При нали-
чии в покрывающих породах песков и гравия, мощность которых,
как показала практика, значительно колеблется, рекомендуется
перед закладкой ствола производить разведку посредством буре-
11
ния скважин в нескольких местах, так как затраты на эту работу
по сравнению с экономией, получаемой при проходке ствола, не-
велики.
При выборе места закладки шахты следует учитывать воз-
можность присоединения к железной дороге, судоходной реке
или каналу. Территория шахты должна быть расположена по
возможности высоко над уровнем воды. Необходимо учитывать
также высоту приемной площадки для обеспечения удобной
Рис. 7. Расположение ствола в донной части син-
клинальной складки:
/ — CTi ол; 2 — покрывающие породы
разгрузки угля, выдаваемого из шахты. При клетевом подъеме
в вагонетках емкостью меньше 1000 л достаточна высота верх-
ней приемной площадки 10—11 м. При более емких вагонетках
необходимая высота составляет 15—17 м. Из-за большой высоты,
на которой должна быть приемная площадка, и значительной
высоты копра на некоторых современных шахтах отказались от
верхней приемной площадки и работают с нижней приемной
площадкой (нулевой), применяя башенные копры с расположен-
ными на них подъемными машинами.
Размеры шахтных полей и производительность шахты. Если
в шахтном поле заложены один подъемный ствол и один или не-
сколько вентиляционных стволов, то имеем одну шахту. В преж-
нее время один подъемный ствол обслуживал 'к—1 нормального
поля !, так что шахтное поле, например величиной в 2—3 нор-
1 Одно нормальное поле соответствует площади 2,2 млн. л(2.
15
мальных поля, разрабатывалось самостоятельными шахтами.
Затем пришли к выводу, что строительство и эксплуатация по-
верхностных сооружений при нескольких стволах обходятся
дороже, чем одного большого комплекса сооружений, рассчитан-
ного на ту же добычу. Поэтому начали переходить на сдвоенные
подъемные стволы и строительство общих для них наземных со-
оружений. Для того чтобы аварии и несчастные случаи, проис-
ходящие в одном стволе, не отражались на другом, оба ствола и
их надшахтные здания должны находиться па достаточном рас-
стоянии друг от друга. Однако размеры околоствольного целика
в таком случае значительно увеличиваются. Часто можно также
достичь той же цели, выдавая всю добычу через одни ствол. Та-
кой ствол должен иметь достаточно большое поперечное сечение
для размещения в нем подъемных сосудов.
Размеры шахтного поля решающим образом влияют па эко-
номические показатели шахты, так как при определенных усло-
виях залегания от размеров поля зависит производственная мощ-
ность шахты. Чем меньше затраты на строительство шахты и
мощность поверхностных сооружений (например, отсутствие
обогащения), тем ниже может быть производственная мощность
шахты и меньше размеры шахтного поля. Например, в США и
Англии средняя производственная мощность одной шахты со-
ставляет 100—150 тыс. т в год. Между тем шахтные поля там
такой же величины или больше, чем в ФРГ. Это объясняется
мепыней углепасышенностью месторождений в указанных стра-
нах по сравнению с месторождениями ФРГ. Запасы угля на 1 я2
земной поверхности в ФРГ составляют около 12—25 т,
а в Англии — 5—10 т. Поэтому шахты одной и той же производ-
ственной мощности могут иметь па богатых месторождениях
шахтные поля меньших размеров, чем на бедных.
В настоящее время угольная промышленность ФРГ при сред-
ней производственной мощности шахты 150 тыс. т в год не была
бы жизнеспособной. Средняя производственная мощность шахт
Рура, Ахена и Саара составляет примерно 900 тыс. пг и Верхней
Силезии 1,5 млп. т в год, что соответствует суточной добыче
3000 и 5000 т. В связи с углублением шахт, развитием шахтного
строительства в районах со сложными геологическими условиями
в покрывающих породах, удорожанием поверхностных сооруже-
ний производственная мощность шахт должна повышаться,
а размеры шахтного поля увеличиваться. Это объясняется тем,
что комплекс шахтных сооружений требует, независимо от до-
бычи, больших фиксированных капитальных вложений и значи-
тельных сумм для начисления амортизации, процентов и других
расходов. Учитывая себестоимость угля, капитальные затраты
можно увеличивать только тогда, когда с их ростом будет повы-
шаться и производительность шахты. В то время как 50 лет на-
зад можно было строить шахты с размером шахтного поля, соот-
ветствующим двум нормальным полям, строительство современ-
16
ji.ix шахт экономически целесообразно только в том случае, если
размер шахтного ноля составляет 15—20 км2, а запасы угля —
несколько сот миллионов тонн
С увеличением размеров шахтного поля, естественно, увеличи-
вается длина транспортных и вентиляционных путей, а с увели-
чением суточной добычи шахты возрастает также потребное ко-
личество воздуха для проветривания. Ввиду того что в настоящее
время имеются высокопроизводительные транспортные средства
для главных откаточных выработок, увеличение длины этих вы-
работок влечет за собой лишь незначительное удорожание под-
земного транспорта.
Потеря времени на передвижение рабочих от ствола к месту
работы по длинным выработкам может быть уменьшена путем
организации перевозки рабочих. Расходы па вентиляцию,
а также расходы, связанные с передвижением людей в шахтном
поле больших размеров, проще всего уменьшить, разделив поле
па части. С этой целью выделяют главное шахтное поле с глав-
ными стволами и периферийные шахтные поля с вспомогатель-
ными стволами2. К главному шахтному полю относятся прежде
всего главный подъемный ствол, обогатительная фабрика, ма-
стерские и склады. Вспомогательные стволы служат для провет-
ривания, спуска н подъема рабочих, спуска материалов. Такого
рода шахты называют объединенными шахтами (рудниками).
Подобные решения применяются не только к строящимся
шахтам, но и к действующим. Па многих действующих шахтах
поверхностные сооружения были законсервированы, а выдача
угля прекращена. В то же время поверхностные сооружения
и подъемы соседней шахты были реконструированы и произво-
дительность их была увеличена. Прежние подъемные стволы слу-
жат для вентиляции, спуска и подъема людей и материалов.
Таким образом, уже появилось много объединенных шахт (руд-
ников) с добычей 4000—8000 т, а наибольшие из них 10 000 -
12 000 т в сутки. В будущем должны появиться шахты с добы-
чей в 20 000 т в сутки.
В качестве примера объединения шахты в одну производ-
ственную единицу можно указать па объединенную шахту
«Польферейи» (г. Эссен) с добычей около 10000 т в сутки. На
рис. 8 показано расположение прежних четырех шахтных полей,
шнпмаюшпх площадь 13,8 км2. В настоящее время стволы трех
прежних шахт служат только для вентиляции и вспомогатель-
ного подъема. Добыча с объединенного шахтного поля выдается
через новый ствол 12. при котором возведены необходимые
сооружения.
I. с 11 П1.1 пн К. 1’1 и и in iiBice B.itifeldeeM.illlini,’. Gluck.нс. 193S. S. S9 Ъ
i\ " е р |> с 1> II. (i п > В-е h ,i с ’ i i;i n 1 и у e и. Zur I’r.i^c tier e ii n<ti" slen Beiriel><cl’"B< .
(ii liekaи I . 1' 1.52. >. fl iT.
- I? о с I e n W. I'.ntw iekl ниц Zinn Vei butidlicrewerk ini Ruin kolileiiiii./H
GliickuiH, 19.10, S. I71O.
2 : . 7’.
Форма шахтного поля. Форма шахтного поля в большинстве
случаев определяется границами, которые невозможно изменить.
Сюда относятся границы с соседними шахтными полями и нару-
шения больших размеров.
При решении вопроса о форме поля следует, кроме того, учи-
тывать преимущества и недостатки шахтных полей различной
формы при пологом и крутом залегании. Так, при горизонталь-
ном залегании, как правило, ре-
комендуется квадратная форма,
так как она дает возможность
при наименьшей протяженности
откаточных путей получить не-
сколько направлении, но кото-
рым можно вести работу. Пре-
имущество наклонного залегания
состоит в том, что оно дает воз-
можность разрабатывать через
квершлаги одновременно не-
сколько пластов и обеспечивать
необходимое качество угля и ма-
рочный состав в соответствии
Рис. 8. Поле объединенной шахты со спросом.
«Цольферейн» Вытянутые по простиранию
шахтные поля дают возмож-
ность вести работы по добыче полезного ископаемого одновре-
менно в нескольких местах.
Следует обратить внимание на точку зрения Кёппена1 по
вопросу о форме шахтного поля при пологом залегании пластов.
При одинаковых геологических условиях запасы первого гори-
зонта будут больше в шахтном поле, вытянутом по простиранию,
чем в шахтном поле с такой же площадью, но вытянутом вкрест
простирания. Срок существования первого горизонта при квад-
ратном или близком к нему по форме шахтном поле меньше,
а в связи с этим выше расходы по вскрытию, отнесенные
к 1 т запасов угля. Чем дольше будут вестись работы на
первом горизонте, тем экономически эффективнее будет новая
шахта.
Оптимальные размеры главного (центрального) и внешних
(периферийных) шахтных полей. Если необходимо разделить боль-
шое объединенное шахтное (рудничное) поле на поле для главной
шахты и на одно или несколько полей для периферийных шахт, то
в таком случае требуется установить, каковы должны быть раз-
меры шахтных полей. Оптимальные размеры шахтного поля
в значительной степени зависят от расходов на вентиляцию и
продолжительности передвижения людей к месту работы..
1 Коерреп И. GroCschachtanlagen. Zur Frage der giinstigsten Betriebs-
groCe. Glitckauf, 1952, S. 943.
18
Для рудных шахт основное значение имеет продолжитель-
ность пребывания рабочего в забое, в то время как на угольных
шахтах из-за большого количества потребного воздуха, опреде-
ляемого из расчета 3—5 мЧмин на 1 т суточной добычи, эконо-
мия на проветривании имеет решающее влияние. При централь-
ной схеме проветривания па угольных шахтах обычно прини-
мают общую длину поступающей и исходящей вентиляционных
струй в пределах 7 км. В этом случае участки могут быть уда-
лены от главного ствола не более чем па 3 км. При диагональ-
ной схеме проветривания длина вентиляционной струи может
достигать 10—15 км. При выборе размера шахтного поля играют
роль также затраты на проходку и оборудование фланговых
стволов. Это влияние увеличивается с ростом глубины указанных
стволов и с учетом необходимости применения специальных спо-
собов их проведения.
Наивыгоднейшие размеры главного и периферийных полей
могут быть определены по способу Бентхауза '. Если часть поля
отделяется для периферийного, то необходимо, чтобы экономия
которая будет получена на расходах по вентиляции и на расхо
дах, связанных с передвижением людей к месту работ и обратно
была больше затрат на строительство и эксплуатацию соору-
жений периферийной шахты. Наивыгоднейшие размеры шахт-
ного поля будут тогда, когда сумма эксплуатационных расходо!
по периферийной шахте, а также расходов, связанных с венти
ляцией и передвижением людей и зависящих от удаленност!
ствола, будет минимальной; если экономия равна этим расходам,
то периферийное шахтное поле имеет минимальные размеры.
Экономия на расходах, связанных с передвижением людей,
получается за счет уменьшения расстояния перевозки их по
главным выработкам. При наличии вспомогательных стволов
имеется возможность увеличить время пребывания рабочих на
рабочем месте, что в свою очередь позволит быстрее отрабаты-
вать шахтное поле. Экономия на расходах по проветриванию по-
лучается за счет уменьшения длины вентиляционных путей.
Влияние скорости движения поездов с людьми на производи-
тельность труда подземного рабочего и расходы, связанные с пе-
редвижением людей в шахте при различных размерах шахтного
поля, показаны на рис. 9. Из рисунка видно, что при одном и том
же размере шахтного поля увеличение скорости движения поез-
дов в два раза вызывает уменьшение расходов, связанных с пе-
редвижением людей, также примерно в два раза. Если будет
принята удвоенная скорость движения поездов, то это даст воз-
можность увеличить размеры шахтного поля без увеличения
этих расходов. Кроме того, чем выше производительность труда
по участку, тем больше могут быть размеры шахтного поля при
одних и тех же расходах, связанных с передвижением людей.
1 Be nth a us F. Das Berechnen der wirtschaftlichen GroCe von Schacht-
baufeldern, Gliickauf, 1956, S. 8.
2*
19
Зависимость величины шахтного ноля от расходов на провет-
ривание показана на рис. 10. Чем больше сечение главного
штрека при одном и том же количестве воздуха, тем больших
размеров может быть шахтное поле. Также влияет и уменьше-
ние количества воздуха. Для тех шахт, на которых нет необходи-
мости проводить специальные меры по дегазации и обеспечению
климатических условии, можно принимать шахтные поля боль-
ших размеров, чем для шахт, на которых эти меры необходимы.
Рис. 9. Влияние скорости
движения поездов с людьми
на производительность тру-
да подземного рабочего и
расходы, связанные с пере-
движением людей к месту
работы и обратно при раз-
личных размерах шахтного
поля:
1 — производительность труда под-
земного рабочего 2,2 т/че,1-сме-
яу; 2 — производительность труда
подземного рабочего 3,3 т/че.1-
смену
^пощадъ шахтноги пим,
км 7
Рис, 10. Расходы на провет-
ривание в главных штреках
в зависимости от их попе-
речного сечения и количе-
ства воздуха при различных
размерах шахтного поля:
/ • поперечное сеченне главного
штрека Ц м ; 2 — поперечное се-
чение главного штрека 18 м-
Показателем использования (интенсивности разработки)
шахтного поля служит суточная добыча, получаемая с одного
квадратного километра его площади. Эта величина для Рура на-
ходится в пределах 100--1200 mlк.м2-, в среднем она может быть
принята равной 400 т/км'1. Совместное влияние степени исполь-
зования шахтного поля, количества поступающего воздуха и по-
перечного сечения главного штрека на оптимальные размеры
шахтного поля показано па рис. 11. Для построения графика па
рис. 11 принимается шахта, у которой 400 м ствола закреплены
тюбингами и 500 м каменной крепью: производительность труда
по участку составляет 2,2 т!чел-смену и скорость движения
поездов по главному штреку — 4 м/сек. На ординате отложены
суммарные расходы по разработке, транспорту по шахте до верх-
ней приемной площадки, а также расходы по вентиляции и свя-
занные с передвижением рабочих по главным штрекам.
20
При определенной интенсивности разработки шахтного поля
(tn/км’) сумма этих расходов с увеличением размеров шахтного
поля и с ростом производительности шахты снижается до какой-то
минимальной величины. Из рисунка видно, что эта величина
тем меньше, чем выше интенсивность разработки. Вследствие
увеличения влияния расходов но вентиляции и расходов, связан-
ных с передвижением людей по мере увеличения производитель-
ности шахты, минимальная
ности разработки шахт-
ного ноля 200 т!км- мо-
жет быть обеспечена
только при больших раз-
мерах шахтного поля.
При более высокой ин-
тенсивности — порядка
600 т!км2 — минимальная
себестоимость может быть
получена при шахтном
поле, имеющем в два ра-
за меньшие размеры. На
рнс. 11 показано также
влияние количества воз-
духа для проветривания,
отнесенного к 1 т угля.
При интенсивности разра-
ботки шахтного поля
400 т)км~ и потребности
в воздухе в количестве
3 л(3/л1«н на 1 т суточной
себестоимость при малой интеисив-
Рис. 11. Влияние интенсивности разработки
шахтного поля, потребного количества воз-
духа и поперечного сечения штреков на
оптимальные размеры шахтного ноля
добычи минимальные рас-
ходы даже при больших размерах шахтного поля будут меньше,
чем при потребности в воздухе в количестве 5 м^мин на 1 т су-
точной добычи. В обоих случаях поперечное сечение главных
штреков принимается одинаковым (например, Н .и2). При уве-
личении поперечного сечения главного штрека (например, до
18 л(:!) и уменьшении интенсивности разработки шахтного поля
(400 т/км2) величина минимальных расходов не только умень-
шается, но и перемешается в область шахтных полей больших
размеров.
Рис. 11 показывает также, что по достижении минимума рас-
ходы по мере дальнейшего увеличения размеров шахтного поля
резко возрастают. Вследствие этого возникает необходимость вы*
делить периферийное шахтное поле. Размеры этого поля не
могут быть приняты произвольно, если должны быть обеспечены
минимальные расходы. Минимальные размеры периферийного
шахтного поля должны быть тем больше, чем больше будут
затраты на строительство и эксплуатацию объектов этого поля.
На размеры шахтного поля влияет также количество воздуха,
Рис. 12. Место закладки стволов у линии сброса:
/ — земная поверхность; 2 — приподнятое крыло сброса; 3 - опу-
щенное крыло сброса
Рис. 13. Место закладки ствола на крыле
седлообразной складки
Срвер
tO.O
-600
Рис. 14. Место закладки стволов на антиклиналь-
ной складке:
1 — ствол 3; 2 — ствол 1; 3 — ствол 2; 4 — граница шахтного
поля; 5 — покрывающие породы; 6 — мульда; 7 — главный
блок; 8 — пласт L; Р — пласт Катарина; 10 — пласт Плас-
хофсбанк; 11 — Августа-Виктория
необходимого для проветривания; чем больше требуется воз-
духа для проветривания, тем меньшие следует принимать размеры
шахтного поля.
В заключение необходимо указать на преимущества, которые
дает разработка периферийных шахтных полей. При диагональ-
ном проветривании потери воздуха из-за утечек меньше, чем при
центральном. Температурные условия работы улучшаются, что
приводит к уменьшению количества рабочих мест с сокращен-
ным рабочим днем (вследствие повышенной температуры).
Уменьшаются потери времени рабочих на ожидание при спуске
и подъеме, так как спуск и подъем производятся одновременно
по нескольким стволам. Вследствие увеличения скорости отра-
ботки выемочных полей уменьшается период поддержания
штреков.
Пример выбора места закладки стволов. На рис. 12 показано
шахтное поле, которое должно быть вскрыто главным стволом,
а затем периферийным стволом. При определении места за-
кладки стволов основное влияние оказывают условия залегания
пластов. Восточнее сброса, проходящего вкрест простирания, по-
крывающие породы имеют мощность 500 м, под которыми на-
ходится богатое месторождение из многочисленных пластов
жирного угля. Западнее сброса под покрывающими породами
мощностью 275 м находится более бедное месторождение, состоя-
щее из пластов тощего угля. В данном случае следует принять
место для закладки главных стволов только западнее сброса.
При рассмотрении месторождения Пользум (рис. 13), на пер-
вый взгляд кажется, что наиболее подходящим местом для за-
кладки стволов является антиклинальная складка, тем более что
в этом районе покрывающие породы по сравнению с другими
частями месторождения имеют меньшую мощность. Однако не-
обходимо учесть, что в этом случае пришлось бы оставить в око-
лоствольном целике большие запасы ценного жирного угля. По-
этому целесообразнее заложить стволы в нарушенной части ан-
тиклинальной складки.
На рис. 14 показаны разрез через шахтное поле Августа-
Виктория и места закладки стволов '.
Поперечное сечение стволов
Поперечное сечение ствола может быть прямоугольным,
квадратным, круглым, эллиптическим или может быть ограни-
чено четырьмя криволинейными поверхностями. Посредством
армировки поперечное сечение ствола делят на отделения.
Стволы прямоугольного сечения. Прямоугольное сечение при-
нимают обычно для наклонных стволов. При одном грузовом
отделении необходимо иметь, кроме того, отделение для до-
ставки людей и для прокладки трубопроводов; в этом случае
1 Hueck W. Diss. Clausthal, 1955.
2
поперечное сечение ствола приближается к квадратном)’. Чем
больше отделен ин необходимо иметь в стволе, тем больше при-
ходится увеличивать длинную сторон)’ его сечения. На южно-
африканских золоторудных шахтах, например, имеются наклон-
ные стволы с 5—7 отделениями, из которых 4- 6 являются гру-
зовыми, оборудованными клетевыми пли скиповыми подъемами.
Однако и при вертикальных стволах в крепких породах (напри-
мер, в рудных жилах) часто отдают предпочтение прямоуголь-
ному сечению. Это особенно имеет место, если породы на-
столько прочны, что можно отказаться от крепления.
Вертикальные стволы прямоугольного сечения следует по
возможности располагать короткой сторопой по простиранию для
увеличения их устойчивости против горного давления.
Следует упомянуть шахту «Кпруна», па которой имеется
8 подъемных стволов сечением 3 X 5 м, отделенных друг от
друга целиками шириной всего лишь по 7 м. Над этой группой
стволов возвышается общее надшахтное здание — копер из бе-
тона длиной 115 лг, шириной 30 м и высотой 52 я.
Стволы круглого сечения. Стволы круглого сечения имеют
существенные преимущества по сравнению с прямоугольными,
поэтому в настоящее время они применяются почти повсе-
местно. Горное давление распределяется равномерно по всему
периметру; отсутствуют углы, на обработку которых при про-
ходке ствола требуется мною времени н затрат. Крепь в форме
цилиндра может оказывать наибольшее сопротивление давлению
пород. Кроме того, при круглом сечении отношение периметра
к сечению наиболее оптимальное, и поэтому стоимость крени
стволов круглой формы но сравнению со стволами другой формы
при одинаковой площади сечения наименьшая. Значение преиму-
ществ круглых стволов возрастает с увеличением их диаметра.
Поперечное сечение подъемных стволов. Поперечное сечение,
а при круглой форме сечения диаметр подъемного ствола зависят
главным образом от следующих трех факторов:
1) тина, размеров и количества подъемных сосудов, необхо-
димых для обеспечения требуемой добычи;
2) количества воздуха, которое должно проходить но стволу;
3) стоимости проведения и поддержания ствола.
Следует учитывать также необходимое сечение для размеще-
ния лестниц, лестничных полков, труб, кабелей и аварийного
подъема.
Суточная производительность ствола определяется количе-
ством часов работы подъема и его часовой производительностью.
Последняя зависит от количества подъемов за час, величины од-
новременно поднимаемого полезного груза н степени использо-
вания подъема. Если, кроме выдачи грузов, ствол используется
для спуска-подъема людей, то полезное использование ствола
составляет 60—70%. Размеры подъемных сосудов зависят от их
типа (клеть или скип) и от веса полезного груза.
24
Использование подъема для спуска материалов и породы для
закладки обычно не требует внесения существенных изменений
в поперечное сечение подъемных сосудов. Иначе обстоит дело
со спуском-подъемом людей и с выдачей породы но стволу, так
как на эти операции необходимо определенное время, что при-
водит к сокращению полезного времени работы ствола.
Для вентиляции имеет значение так называемое свободное
вентпляционное сечение ствола. При определении вентиляцион-
ного сечения ствола должны быть учтены все расположенные
в нем устройства: расстрелы, проводники, лестницы, лестничные
полки, трубы и т. д. В европейских угольных шахтах площадь
свободного вентиляционного сечения ствола составляет при-
мерно 90% площади его сечения в свету. Подъемные клети ока-
зывают в этом отношении небольшое влияние, которое стано-
вится значительным только при сплошной отшивке отделений
ствола. Вентиляционное сопротивление ствола определяется
в значительной мере образованием вихрей при обтекании воз-
душной струей устройств, расположенных в сечении ствола; оно
может быть уменьшено примерно па 20%, путем установки в бо-
ковых отделениях отшивки с гладкими поверхностями '. Это
обстоятельство оказывает влияние не только па вентиляционное
сопротивление ствола и на расход энергии для проветривания,
но и учитывается при определении размера поперечного сечения
ствола.
При учете влияния стоимости проходки на величину попе-
речного сечения ствола необходимо иметь в виду, что стволы
с большим сечением обходятся дороже. Следует однако учиты-
вать, что стоимость проведения ствола в устойчивых породах на
I м2 сечения его вчерне и в пересчете па 1 л/2 сечения в свету
уменьшается с увеличением диаметра ствола. При проведении
стволов способом замораживания по плывунам в покрывающих
породах приходится увеличивать толщину замороженного кольца
пород вокруг ствола и принимать крени с большей толщиной
стенок, которые увеличиваются настолько значительно, что
в этих условиях диаметр ствола 6,5—7,5 м в свету следует счи-
тать предельным по соображениям экономичности и безопас-
ности работ.
Для вспомогательных стволов, которые имеют специальное
назначение, например для спуска закладочного материала, до-
статочен диаметр 1 —1,5 м. Такие стволы можно проводить спо-
собом бурения так же, как и скважины для спуска крепежного
леса и прокладки кабелей.
Поперечное сечение вентиляционных стволов2. Для вентиля-
ционных стволов решающее значение имеют стоимость энергии,
1 Bar. S. I) е г Wetterwiderstand von Fordersciiaclilen und die Moglit’H-
keiien zu seiner Verringerung. Gilickauf., 1949. S. 327.
- Pliigge, G. Die Bcslininuing des wirlscliaflliclislen Durc'nmessers von
Welierscliacliien. Gilickauf, 1953, S. 149.
OR.
^расходуемой на преодоление вентиляционного сопротивления
ствола, и стоимость проведения ствола. Соотношение этих затрат
изменяется с изменением сечения ствола и количества проходя-
щего по нему воздуха.
Флюге показал, что диаметр вентиляционного ствола с мп-
нималоными суммарными затратами, отнесенными к 1 л3 воз-
духа, не является оптимальным. В
Рис. 15. Оптимальный диаметр вентиля-
ционного ствола с армировкой и без ар-
мировки при различном количестве воз-
духа и различных сроках погашения
затрат на проведение ствола:
/ — Стволы без армировки; 2 — стволы с арми-
ровкой
большинстве случаев наивы-
годнейший диаметр ствола
обеспечивается при наи-
меньшей стоимости 1 м
ствола '. На рис. 15 показан
оптимальный диаметр венти-
ляционных стволов в устой-
чивых породах при различ-
ных сроках погашения за-
трат. Например, при количе-
стве воздуха 10 000 м31мин
и при сроке погашения
50 лет оптимальный диаметр
ствола с армировкой булет
больше 7 м; при сроке пога-
шения 20 лет — несколько
меньше 7 м. Если ствол не
имеет армировки, то наивы-
годнейший диаметр ствола
будет не больше 6 м. При-
веденные величины опреде-
лены с учетом, что ствол
будет служить исключитель-
но для вентиляции. Если же
ствол будет использован
еще и для других целей, то
его оптимальный диаметр
будет больше.
между отделениями. Для обес-
болыпую
Распределение сечения ствола
печения наибольшей подъемной способности ствола
часть его сечения отводят для грузоподъемных отделений. Сече-
ние грузового отделения при клетевом подъеме определяют,
исходя из горизонтальных размеров вагонеток; при скиповом
подъеме размер грузового отделения определяется горизонталь-
ными размерами скипа. По исследованиям Г. Шэфера1 2, ваго-
нетки занимают 36—43% площади сечения грузоподъемного
1 Вероятно автор под стоимостью понимает суммарные затраты, отнесен-
ные к 1 я ствола: стоимость проведения, энергию на проветривание.
(Прим, перед.)
2 Schafer, Н. Beitrag zur Frage nach der Bemessung von Gestell-und
OefaBforderanlagen in Abhangigkeit der Scliachtscheibe. Forschungsliefte der
GHH, Werk Slerkrade. Reihe Bergbau, Heft 1, 1944.
.26
3650
one
27
ствола, причем меньшая величина относится к стволу с диамет-
ром 6 м, а большая— к стволу с диаметром 8 м.
Очень важно при этом исходить из размеров стандартных
шахтных вагонеток. При проектировании нового подъемного
ствола для существующей шахты необходимо определять сече-
ние ствола, исходя из имеющихся на шахте вагонеток.
Если необходимо (как это часто имеет место) разместить
в одном стволе два подъема и иметь в нем четыре грузовых отде-
ления, то в таком случае можно применить вагонетки только не-
больших размеров. Вагонетки с небольшими габаритными раз-
мерами в германских угольных шахтах позволяют иметь более
узкие выработки, чем в калийных шахтах, а также в английских
и американских угольных шахтах. Для обеспечения быстрой
смены вагонеток необходимо предусматривать сквозное движе-
ние их через клеть, т. е. выталкивание вагонеток из клети ваго-
нетками, подаваемыми в клеть.
Лестничное отделение может находиться либо с торцовой,
либо с боковой стороны клети. Большие преимущества дает раз-
мещение лестничного отделения с торцовой стороны клетей, так
как это позволяет использовать расстрелы грузового отделения
для устройства лестничных полков. Расстрелы служат также
для ограждения и защиты лестничного отделения и другого обо-
рудования. В стволах, имеющих только один подъем, располо-
жение лестничных отделений с торцовой стороны клетей часто
невозможно, поэтому необходимы дополнительные расстрелы
для устройства лестничного отделения. В этих случаях глав-
ные расстрелы служат только для прикрепления к ним провод-
ников и должны располагаться возможно ближе к стенкам
ствола.
На рис. 16 показано сечение ствола (по Шэферу) для одного
подъема с вагонетками емкостью по 1100 л, а на рис. 17 — сече-
ние ствола для двух подъемов с вагонетками емкостью по 4000 л.
На обоих рисунках даны обычные минимальные расстояния
между подъемами, а также между клетями п крепью ствола.
§ 3. ВСКРЫТИЕ ВЕРТИКАЛЬНЫМИ СТВОЛАМИ
1. Разделение на горизонты
Горизонт представляет собой сеть главных горизонтальных
выработок, которые проводятся в разтичных направлениях и на
различном расстоянии друг от друга. Горизонты предназна-
чаются для того, чтобы разделить шахтное поле, заключающее
негоризонтально залегающие пласты (залежи), на блоки в вер-
тикальном направлении, которые затем вырабатываются в ни-
сходящем порядке.
При классическом разделении шахтного поля на горизонты
необходимо иметь как минимум два горизонта, из которых ниж-
28
пип является откаточным, а верхний — вентиляционным. Верх-
ний горизонт служит обычно для исходящей вентиляционной
струн, но при проветривании нисходящей вентиляционной струей
он служит для приема свежего воздуха.
При горизонтальном или почти горизонтальном залегании и
при наличии только одного пласта (залежи) или небольшого
количества пластов, находящихся на значительном расстоянии
друг от друга, описанная выше разработка через несколько го-
ризонтов не может быть рекомендована. В этом случае каждый
пласт или каждая залежь полезного ископаемого является само-
стоятельным горизонтом. Это значит, что сеть главных штреков
Рис. 18. Вскрытие одним горизонтом при камео-
ио-столбовой системе разработки с обрушением
на американской шахте
должна быть проведена в самом пласте или в залежи полезного
ископаемого.
Различают подготовку горизонтов с проведением выработок
но породе и по пласту (залежи) полезного ископаемого, а также
разработку одним и несколькими горизонтами.
Разработка одним горизонтом. Подготовка горизонта, рас-
положенного в пласте или в залежи иной формы, осуществляется
наиболее просто и с небольшими затратами средств, так как
стоимость проведения главных выработок по полезному ископае-
мому, особенно по угольному пласту, значительно дешевле, чем
по пустым породам. Добыча полезного ископаемого в этом слу-
чае может быть начата в наиболее короткий срок после оконча-
ния проведения стволов, и полная производственная мощность
шахты или участка будет освоена раньше, чем при ногоризонт-
ной разработке.
Наряду с указанными преимуществами следует отметить и
недостатки этого способа, которые заключаются в том, что
вместо одного главного штрека надо проводить минимум два,
а иногда три и четыре. Как система, проводятся два, три или
четыре параллельных штрека, отделенных друг от друга цели-
ками размером 5—20 я. Такая подготовка несколькими штре-
ками необходима по условиям проветривания (рис. 18). Одни
штрек необходим для подвода свежей вентиляционной струи,
другой — для отвоза отработанной струи. Поступающая и исхо-
29
дящая вентиляционные струи находятся близко друг от друга,
что затрудняет выделение участков с обособленной вентиляцией
и способствует возникновению коротких токов. Кроме того, ВО'
всех пунктах пересечения входящей и исходящей вентиляцион-
ных струй следует устраивать кроссинги.
Благоприятные условия для разработки одним горизонтом
имеются в горизонтальных ненарушенных месторождениях, на-
пример в калийных шахтах районов Вера и Нью-Мексико, в бу-
роугольных шахтах, в рудниках Догера в Южной Германии,
а также в ряде месторождений Северной Америки и Велико-
британии. Этот способ применяется и при более или менее зна-
чительном угле падения пласта или при волнистом залегании,
а также при маломощных пластах; однако в этих случаях при-
ходится иметь дело с большим количеством недостатков, влияние-
которых становится все более заметным. Если проводить штрек
по пласту прямолинейно, то он будет волнистым в вертикальной-
плоскости. Если же его проводить с постоянным подъемом, то-
часто будет требоваться большой объем работы по подрывке
боковых пород. При использовании третьей возможности — про-
ведения штреков по пласту горизонтально или с постоянным
подъемом — на пологих седлах и мульдах штреки будут иметь
многочисленные криволинейные участки. Вентиляция, водоотлив,
и, прежде всего, транспорт будут находиться в тяжелых усло-
виях. По этой причине на английских угольных шахтах продол-
жают еще и теперь широко применять канатную откатку, кото-
рая имеет низкую производительность и характеризуется значи-
тельно большей трудоемкостью на 100 т добытого угля по срав-
нению с локомотивной откаткой.
Разработка несколькими горизонтами. Если месторождение
пологое или крутое, то от разработки одним горизонтом отказы-
ваются. Откаточные и вентиляционные выработки горизонтов
должны проводиться в боковых породах. При этом необходимо
вести работы минимум на двух горизонтах: на нижележащем
откаточном, на который поступает свежий воздух, и на вышеле-
жащем вентиляционном, по которому отводится исходящая вен-
тиляционная струя. Описанная схема может быть рекомендована-
и при слабопологих и даже горизонтальных пластах, залегающих
на небольшом расстоянии друг от друга. Такие условия имеются-,
например, в угольных шахтах европейского континента. На этих
шахтах применяется и оправдала себя разработка несколькими
горизонтами с проведением выработок в боковых породах также
при пологом залегании пластов. Расположенные между двумя
горизонтами пласты полезного ископаемого вскрываются верти-
кальными выработками и затем дополнительно разделяются на
более мелкие части.
Такой способ всегда применяется при пологом залегании
и в большинстве случаев необходим при наклонном и крутом па-
дении.
30
Вскрывающими вертикальными выработками являются сле-
пые стволы. Реже применяют наклонные выработки, которые
проводят по полезному ископаемому или по боковым породам, и
тогда они называются соответственно пластовыми или полевыми
бремсбергами.
Преимущества погоризонтного вскрытия и подготовки выра-
ботками, расположенными в боковых породах, кроме того, со-
стоят в том, что при наклонном или крутом залегании такой
способ является единственно возможным. При этом способе: го-
ризонтальные выработки обслуживают не один, а все пласты
полезного ископаемого; создаются наилучшие предпосылки для
применения высокопроизводительной локомотивной откатки;
в угольных шахтах поддержание полевых штреков значительно'
проще, чем пластовых; легче отделить поступающую вентиля-
ционную струю от исходящей, чем при одногоризонтном вскры-
тии. Кроме того, вокруг полевых штреков образуется зона
охлажденных пород, что очень важно с точки зрения венти-
ляции.
Разумеется, этот способ вскрытия и подготовки имеет ряд
недостатков. Прежде всего на вскрытие требуется значительно
больше времени, что имеет важное значение как для строя-
щихся, так и для действующих шахт. Продолжительность вскры-
тия можно сократить, применяя скоростные методы проведения
выработок. На строящихся шахтах можно начать очистные ра-
боты вблизи ствола шахты. Таким путем можно раньше начать
реализацию добытого полезного ископаемого и тем самым ча-
стично использовать полученные средства для финансирования
работ по вскрытию. Недостатком являются также высокие капи-
тальные затраты по вскрытию горизонтальными полевыми выра-
ботками. Поэтому большое значение имеет выбор такого рас-
стояния между горизонтами, при котором обеспечивается вскры-
тие достаточно больших запасов полезного ископаемого между
горизонтами. Размер этих запасов можно считать достаточным,
если затраты по вскрытию, отнесенные к 1 т добываемого угля,
будут находиться в приемлемых границах. В Руре они состав-
ляют 4—12% от общей себестоимости, в Ахенском округе —
9—12% и в бельгийском бассейне Кампин — 6—8%.
Расстояние между горизонтами. После решения вопроса о ко-
личестве и диаметре стволов и месте их закладки должно быть
определено место закладки первого горизонта и расстояние
между горизонтами. Целесообразно принимать такое расстояние
между горизонтами, при котором сумма затрат, зависящая от
этого расстояния и отнесенная к 1 т запасов горизонта, будет
минимальной. Она зависит в значительной степени также от за-
пасов полезного ископаемого на горизонте.
Указанная сумма затрат составляется из:
затрат на проведение штреков главного направления, вклю-
чая околоствольные дворы, камеры и слепые стволы;
31
стоимости поддержания выработок, при помощи которых
осуществлено вскрытие;
стоимости транспортирования угля и материалов по слепым
стволам;
стоимости подъема по главному стволу;
стоимости проветривания;
стоимости водоотлива;
расходов, вызванных потерей чистого рабочего времени из-за
удлинения пути к места,м работы и ухудшением климатических
условий работы.
Затраты на проведение штреков на горизонте зависят от
расстояния между горизонтами в том случае, если выбор боль-
шего расстояния вызовет необходимость применения более доро-
гой крепи (вследствие увеличения глубины) или проведения
штреков большего сечения (из-за ухудшения температурных
условий).
Однако при большем расстоянии между горизонтами можно
будет получить экономию, отказавшись от подготовки одного из
двух, трех или четырех горизонтов.
Стоимость поддержания вскрывающих выработок горизонта
возрастает с увеличением расстояния между горизонтами. Это
объясняется усилением проявлений горного давления, а также
увеличением расходов на поддержание штреков. Это обстоятель-
ство следует принимать во внимание, если при увеличенном рас-
стоянии между горизонтами годовая производственная мощность
шахты не увеличивается, а возрастает срок службы горизонта.
Вполне очевидно, что с увеличением расстояния между го-
ризонтами увеличится стоимость транспорта по слепым ство-
лам. Если будет отдано предпочтение клетевому или скиповому
подъему перед спуском по спиральным желобам, то пропускная
способность слепого ствола снижается. При увеличении расстоя-
ния между горизонтами измельчение угля в спиральном спуске
возрастает. Стоимость подъема на 1 т и 100 ,н глубины главного
ствола увеличивается па глубинах от 400 до 700 м на 15 пфенни-
гов, а па глубинах от 700 до 1000 м— па 30 пфеннигов. Расходы
на проветривание возрастут в связи с увеличением вентиляцион-
ного сопротивления главных и слепых стволов вследствие боль-
шей их глубины. Кроме того, на более глубоких горизонтах тем-
пература выше, и если она превысит 28°, то придется приб-н путь
к дорогостоящим работам по обеспечению искусственного
охлаждения воздуха пли уменьшить продолжительность смены.
Эти обстоятельства настолько серьезны, что обычно принимают
меньшие расстояния между горизонтами.
Так как расходы по вскрытию данного горизонта зависят от
заключенных в нем запасов полезного ископаемого, то понятно,
что при более богатом месторождении и запасах, расположенных
недалеко от ствола, позволяющих уменьшить протяженность
вскрывающих выработок горизонта, можно уменьшить и рас-
32
стояние между горизонтами. Естественно, что при более бедном
месторождении будет обратная зависимость.
Влияние условия залегания отчетливо видно на примере ме-
сторождений газовых и тощих углей Рурского бассейна. Пласты
газового угля относительно мощные и залегают (преимуще-
ственно полого) группами на небольшом расстоянии друг от
друга в слабых боковых породах. Пласты тощего угля в боль-
шинстве своем тонкие, залегание их главным образом наклон-
ное и крутое, а боковые породы крепкие. Таким образом, место-
рождения газовых углей содержат все условия, благоприятные
для установления небольших расстояний между горизонтами, и,
наоборот, условия месторождений тощих углей благоприятны
для применения горизонтов со значительной вертикальной вы-
сотой.
Интересно сравнить в этом отношении Рурский бассейн и ан-
глийские шахты. Угленасыщенность продуктивной толщи, выра-
женная в метрах рабочей мощности пластов на 100 м толщи
вмещающих пород, в Рурском бассейне составляет в среднем 2,5,
а в Англии 1,5. Угленасыщенность по отдельным группам пластов
Рура:
Тощие угли......................................1,2 м
Жирные угли...........................3,5 „
Газовые угли..........................2,5 ,
Длиннопламениые угли..................2,0 ,
В Англии по группам пластов эта величина находится в пре-
делах 0,8—2,0 м.
Следует, однако, отметить, что прямой зависимости между
удельной насыщенностью продуктивной толщи запасами полез-
ного ископаемого и расстоянием между горизонтами не суще-
ствует. Иными словами, если на шахте А с угленасыщепностью
3 м на 100 м продуктивной толщи наивыгоднейшее расстояние
между горизонтами составляет 120 м, то при угленасыщенности
1,5 м на 100 м следует принять расстояние между горизонтами
не 240 м, а, вероятно, меньше: например, 175 или 200 м. Таким
образом, более высокие затраты по вскрытию более бедного ме-
сторождения являются неизбежными.
Свойства вмещающих пород имеют первостепенное значение
на угольных шахтах, на рудных и калийных шахтах — меньшее
значение.
Крепкие песчаники особенно желательны для расположения
в них околоствольных дворов; то же можно сказать и о главных
штреках.
Стоимость проведения выработок по песчаникам больше, но
расходы на поддержание меньше и безопасность работы в этих
выработках выше. Чем меньше углы падения пластов, тем
к большей сети выработок относится это положение. При кру-
том залегании пластов часто имеется возможность проводить
в крепких породах только околоствольный двор.
3 Горное дело
33
Длина очистных забоев. Влияние длины очистных забоев на
расстояние между горизонтами в угольных шахтах сказывается
в зависимости от угла падения пластов. При горизонтальном или
очень пологом залегании длина очистного забоя не зависит от
расстояния между горизонтами. Однако с увеличением угла па-
дения влияние ее становится заметным. В данном случае необ-
ходимо решать вопрос о том, следует ли разрабатывать поле,,
расположенное между соседними горизонтами, сразу на всю вы-
соту или делить его на части по вертикали. Если, например,
угол падения пласта 30°, то для получения лавы длиной 150 и
200 м необходима вертикальная высота соответственно 85 и
115 м. Расстояние между горизонтами в этом случае могло бы
быть выбрано равным указанным вертикальным высотам или
удвоено по сравнению с ними.
Расстояние между горизонтами 85 или 115 м мало, однако
при таком расстоянии возможна работа без промежуточного
горизонта. В этом случае транспортирование закладочного мате-
риала может производиться от ствола по вентиляционному гори-
зонту или можно иметь один слепой ствол для целого блока для
подъема закладочного материала с откаточного горизонта. Если
принять вдвое большее расстояние между горизонтами, то не-
обходимо учитывать недостатки, связанные с наличием проме-
жуточного горизонта.
Аналогичные условия имеют место и при крутом залегании
пластов с тем, однако, отличием, что здесь меньше возможностей
разрабатывать сразу все поле между соседними горизонтами.
Такие возможности создаются лишь на малонарушенных место-
рождениях при расстоянии между горизонтами в 100 м, позво-
ляющем разрабатывать пласты диагональными забоями и, кроме
того, обеспечивающем вскрытие достаточно больших запасов
угля, оправдывающих затраты по проведению главных вырабо-
ток такого горизонта. В остальных случаях невозможно избе-
жать устройства промежуточных горизонтов. При этом следует
принять основное правило—избегать большого числа промежу-
точных горизонтов, и не только из-за того, что при этом умень-
шаются затраты на проведение выработок, но и потому, что один
горизонт будет обслуживаться лучше, чем несколько.
Однако следует иметь в виду, что нарушенные месторожде-
ния, небольшие синклинальные и антиклинальные складки,
а также местные изменения мощности разрабатываемых пла-
стов вынуждают увеличивать количество промежуточных гори-
зонтов.
Расстояние между горизонтами на угольных шахтах. По при-
веденным выше соображениям, на германских и других западно-
европейских угольных шахтах принимают расстояние между
горизонтами при пологом залегании 100—200 м, при наклон-
ном— 100—150 м и при крутом— 150—200 м. Высота горизонта
увеличивалась по мере развития горной техники.
34
Часто расстояние между горизонтами следует выбирать,
учитывая условия залегания разных групп пластов; это особенно
надо иметь в виду в тех случаях, когда пласты имеют различные
углы падения. Стремление иметь температуру воздуха в забоях
ниже 28° вынуждает избегать больших расстояний между гори-
зонтами.
Запасы полезного ископаемого между двумя горизонтами
обычно обеспечивают срок службы откаточного горизонта 20—
30 лет. Для шахты с суточной добычей 3000 т запасы угля
Рис. 19. Расположение верхнего вентиляционного
горизонта при различной мощности водоносных
покрывающих пород:
1 — ствол; 2 — северный вентиляционный горизонт; 3 — юж-
ный вентиляционный горизонт; 4 — рабочий горизонт
между горизонтами должны составлять 20—25 млн. /и, а для
шахты с суточной добычей 9000 т, которая может быть развита
на больших шахтных полях с большой удельной угленасыщен-
ностью, — примерно 60—70 млн. т запасов.
Оптимальная величина расстояния между горизонтами может
быть определена расчетом. Метод такого расиста разработал
Клоос1.
Расположение вентиляционного горизонта. Для угольных шахт
с мощными покрывающими породами над угленосной толщей
выбор места закладки вентиляционного горизонта имеет особое
значение. Так как вентиляционная струя, как правило, движется
снизу вверх, а мощные покрывающие породы не дают возмож-
ности вывести ее на земную поверхность по вентиляционным
шурфам, то для первого откаточного горизонта необходимо
устраивать специальный вентиляционный горизонт. Если покры-
вающие породы водоносные, то под ними необходимо оставить
предохранительный целик.
Пример распространенного в Руре расположения вентиля-
ционного горизонта показан на рис. 19. В данном случае в се-
верном направлении верхняя граница угленосных пород пони-
жается, что заставило расположить южный вентиляционный
горизонт несколько выше. При расположении северного и юж-
1 С1 о о s, Е. Berechnung des gflnstigsten Abstandes der Sohlen und
Abtellungsquerschlage. Bergbau-Archlv, 1947, Bd. 7, S. 7.
3*
35
ного вентиляционных горизонтов на одинаковой отметке полу-
чилось бы большое поле по восстанию над южным вентиляцион-
ным горизонтом, которое можно было бы вырабатывать только
с применением сложной петлевой схемы вентиляции.
Если шахтное поле имеет большие размеры вкрест простира-
ния или по каким-либо соображениям ствол расположен значи-
тельно дальше по направлению к южной границе, то можно про-
вести квершлаг по ломаной линии в вертикальной плоскости и
таким путем понизить отметку северного вентиляционного квер-
шлага. Такой способ расположения вентиляционного квершлага
может быть также необходим при наличии сброса в покрываю-
щих породах. Перед закладкой вентиляционного горизонта реко-
мендуется разведать залегание покрывающих пород, пользуясь
геофизическими методами разведки и глубоким бурением. Часто
уточняют залегание покрывающих пород в период подготовки
горизонта, производя бурение скважин снизу вверх. Во избежа-
ние прорыва напорных вод бурение должно производиться
с применением направляющих труб с задвижкой, укрепленных
в боковых породах цементным раствором.
Если покрывающие породы неводопосны или если в нижней
их части воды немного, то предохранительный целик не остав-
ляют. В таком случае можно проводить вентиляционные квер-
шлаги и штреки в покрывающих породах, если они достаточно
прочны, или же по коренным породам непосредственно под по-
крывающими породами.
Вопрос о следующих вентиляционных горизонтах разре-
шается просто, так как каждый откаточный горизонт становится
вентиляционным для следующего откаточного горизонта.
2. Горизонтальное вскрытие горизонтов
Горизонтальное вскрытие имеет целью проведение сети глав-
ных выработок по направлению к пластам, жилам или иным за-
лежам полезного ископаемого для соединения с пройденными
по нему выработками. Эти главные выработки служат для
транспортирования полезного ископаемого, закладочных мате-
риалов, машин и материалов, для вентиляции, передвижения лю-
дей, отвода воды и, кроме того, для канализации энергии. Сеть
главных выработок в общем состоит из одного или двух полевых
штреков главного направления, пройденных по породе, и квер-
шлагов.
Штреки главного направления. Как правило, такие штреки
располагают по простиранию. Так как направление простирания
меняется, а штреки главного направления проводят прямоли-
нейно, то местами они располагаются под прямым или близким
к нему углом к линии простирания (рис. 20). Однако при этом
штреки главного направления все же следуют общему направле-
нию простирания. Эти штреки служат для соединения главного
36
ствола с квершлагами и с другими стволами. Таким образом,
они представляют собой сборные выработки для транспортиро-
вания грузов, перевозки людей и подачи вентиляционных струй
в квершлаги и из квершлагов. Если пласты распределены
в шахтном поле равномерно и само шахтное поле имеет значи-
тельную длину по простиранию, то, как правило, принимают
один штрек главного направления (правая часть, рис. 20). Если
же пласты распределены неравномерно, то могут потребоваться
Рис. 20. План горизонта на шахте Рурского бассейна:
/ — ствол; 2 — юго-западный штрек главного направления; 3 — 1-й юго-западный квершлаг;
4 — 2-й юго-западный квершлаг; 5 — восточный штрек главного направления; 6- 1-й юго-вос-
точный квершлаг; 7 — 2-й юго-восточный квершлаг; 8 - слепой ствол; 9 — пласт Ротгерсбанк;
10 — пласт Карл; 11 — пласт Альберт; 12 — пласт Гуго; 13 — пласт Матиас; 14 — пласт Грет-
хен; 15 — пласт Виктория; 16— пласт Катерина; 17 — пласт Елена; 18 — пласт Дикеоаик
19 — пласт Зонненшейн; 20 — пласты Цольферейн
два или больше штреков главного направления (левая часть
рис. 20). Каждый из таких штреков проводят по возможности
ближе к группе пластов с тем, чтобы квершлаги, пройденные
от этих штреков, имели небольшую длину. В шахтном поле
с большими размерами вкрест простирания необходимо иметь
несколько штреков главного направления. В этом случае сбор-
ной выработкой является главный квершлаг. Для уменьшения
расходов на поддержание выработок и устранения помех, при-
чиняемых ремонтными работами, стараются проводить штреки
главного направления по крепким породам. По указанным при-
чинам обычно не рекомендуется проводить штреки по пластам
полезного ископаемого.
Квершлаги представляют собой выработки, расположенные
вкрест простирания пород. При крутом залегании квершлаги
пересекают все месторождение, т. е. пласты, жилы и другие за-
лежи полезного ископаемого. С уменьшением угла падения, как
37
например, в пластовых месторождениях, все меньшее и меньшее
количество пластов будет пересекаться квершлагом, а при почти
горизонтальном залегании может быть такой случай, что выра-
ботки горизонта не пересекут ни одного пласта. Однако квер-
шлаги необходимы и в этом случае, так как они соединяют экс-
плуатационные участки с вертикальными выработками. Следует
различать главные и блоковые квершлаги. Главный квершлаг
связывает околоствольный двор главного ствола с одним или
несколькими штреками главного направления, в то время как
блоковый квершлаг слу-
жит для вскрытия части
шахтного поля (блока).
В связи с тем, что
квершлаги проводят
вкрест простирания по-
род, они располагаются
обычно параллельно друг
другу. Однако могут быть
отклонения от общего
правила. Пример такого
отклонения, обусловлен-
Рис. 21. Влияние сбросов, расположенных 10Г0 наЛ иеМ HaP}Q.
вкрест простирания, на горизонтальное Ния, показан на рис. 21.
вскрытие Расстояние между
квершлагами и размер
выемочного блока находятся в тесной зависимости друг от друга.
Блоком называется часть шахтного поля, расположенная между
двумя основными горизонтами и имеющая отдельный квершлаг,
от которого ведется выемка полезного ископаемого и по кото-
рому оно транспортируется. Размер блока по простиранию, как
правило, равен расстоянию между квершлагами. Границы блока
при односторонней выемке совпадают с квершлагами, а при
двухсторонней — находятся примерно посередине между ними.
Правильный выбор расстояния между квершлагами имеет
первостепенное значение для решения вопроса о разделении го-
ризонта на части. Чем меньше это расстояние, тем больше
пунктов, от которых можно вести очистные работы, но при этом
увеличивается число квершлагов и возрастают затраты на их
проведение и поддержание. При увеличении числа квершлагов
возрастает также количество таких вертикальных вскрывающих
выработок, как слепые стволы, полевые или пластовые бремс-
берги.
Чем больше будет выбрано расстояние между квершлагами,
тем меньше затраты на проведение и поддержание квершлагов
и тем большими будут размер блока по простиранию и срок
существования блока. Последнее обстоятельство имеет особо важ-
ное значение. Кроме того, несколько уменьшается объем подго-
товительных работ и условия работы изменяются не так часто.
38
Эти преимущества могут быть обеспечены и при небольшом рас-
стоянии между квершлагами, при односторонних работах
в блоке, когда очистной забой по достижении следующего квер-
шлага может продвигаться безостановочно по направлению
к следующему квершлагу, а транспортирование и вентиляция
будут производиться через новый квершлаг.
Чем больше расстояние между квершлагами, тем длиннее
будут выемочные штреки и тем больше будет объем работы по
поддержанию этих штреков и .по транспортированию по ним.
Выбор соответствующего типа крепи и переход к стальной крепи
вместо деревянной позволяет в настоящее время иметь в уголь-
ных шахтах штреки длиной 1000 м и больше. Этому способ-
ствует и то обстоятельство, что вследствие увеличения скорости
подвигания очистных забоев сокращается срок существования
штрека.
Если одновременно разрабатываются два сближенных крутых
пласта, очистные забои которых находятся либо в одной верти-
кальной плоскости, либо на небольшом расстоянии друг от
друга, то можно соединять штреки обоих пластов промежуточ-
ными квершлагами и погашать частями тот штрек, который труд-
нее поддерживать. Однако такой групповой штрек приходится
проводить большего сечения из-за необходимости обеспечивать
воздухом забои обоих пластов.
Технические средства транспортирования по выемочным
штрекам, особенно ленточные конвейеры, позволяют в настоящее
время иметь длину этих штреков 800—1000 м и больше. На-
сколько такие расстояния экономически оправдываются в кон-
кретных условиях, необходимо определять более точно. Если под-
держание выработок обходится дорого (особенно при почвах,
склонных к пучению), необходимо принимать более коро i кие рас-
стояния между квершлагами.
Температура горных пород и расстояние от земной поверх-
ности также имеют решающее влияние. Воздух в выемочных
штреках нагревается сравнительно быстро, так как со времени
их проведения проходит короткий срок и стенки штреков не успе-
вают охладиться. Поэтому с увеличением глубины разработки
приходится уменьшать расстояние между квершлагами, а число
их увеличивать.
Большое влияние на расстояние между квершлагами оказы-
вает однокрылая или двукрылая работа от квершлагов.
Влияние геологических нарушений на расстояние между квер-
шлагами. Описанное выше влияние различных факторов на рас-
стояние между квершлагами может быть решающим в том слу-
чае, если в шахтном поле нет геологических нарушений, распо-
ложенных вкрест простирания или в диагональном направлении,
или если расстояние между нарушениями примерно равно рас-
стоянию между квершлагами, которое было выбрано без учета
этих нарушений. При малых расстояниях между нарушениями
39
уменьшают и расстояние между квершлагами с таким расчетом,
чтобы часть горизонта, ограниченная по простиранию двумя
сбросами, разрабатывалась через один квершлаг. В этих слу-
чаях целесообразно отказываться от двукрылых работ из квер-
шлага, пройденного посередине между двумя нарушениями, так
как из-за коротких расстояний от квершлага до нарушения срок
существования очистных забоев будет очень небольшим. Однако
можно расположить квершлаг вблизи и параллельно одному из
Рис. 22. Влияние нарушений на расположение квершла-
гов и на расстояние между ними:
/ — 1-й западный главный штрек; 2 -2-й западный главный штрек;
3 — 1-й западный квершлаг; 4 — 2-й западный квершлаг; 5 — 3-й
западный квершлаг
нарушений и производить отработку с одной стороны квершлага
обратным ходом, а с другой стороны — прямым в том же напра-
влении (рис. 22).
Расположение квершлагов на откаточном и вентиляционном
горизонтах. Так как квершлаги на откаточном горизонте исполь-
зуются для движения по ним свежей вентиляционной струи,
квершлаги на вентиляционном горизонте — для исходящих вен-
тиляционных струй, а слепые стволы в большинстве случаев в
нижней своей части служат для подвода свежей струи и в верх-
ней части — для отвода исходящей струи, то наиболее целесо-
образно располагать квершлаги на откаточном и вентиляцион-
ном горизонтах один под другим, т. е. примерно в одной верти-
кальной плоскости, что наиболее удобно и для транспортирова-
ния по слепым стволам. Для этого расстояние между квершла-
гами разных горизонтов в плане должно не выходить за пределы
20 м. Для обеспечения возможности установки противопожарных
перемычек в квершлаге в случае возникновения пожара, а также
40
для уменьшения пылеобразования на погрузочном пункте слепой
ствол следует располагать так, чтобы он не пересекался с квер-
шлагом, а находился в стороне от него — на пересечении с сое-
динительной выработкой, как это показано на рис. 23 и 24.
Если необходимо принять расстояние между квершлагами на
нижележащем горизонте больше, чем на вышележащем, то это
6
Рис. 23 Околоствольные дворы при слепом стволе
на откаточном и вентиляционном горизонтах (длин-
ная ось клети в слепом стволе параллельна оси
квершлага):
а — околоствольный двор на вентиляционном горизонте; б —
околоствольный двор на промежуточном горизонте; в — около-
ствольный двор на откаточном горизонте; 1 — направление под-
вигания очистных работ; 2 — рельсовый путь только для
материалов
легко осуществить при удвоении расстояния между квершла-
гами. При ином расстоянии между квершлагами на новом го-
ризонте только один или несколько квершлагов могут быть
расположены под квершлагами вышележащего горизонта. Как
показано на рис. 25, в этом случае слепые стволы, проведенные
с нижележащего горизонта на вышележащий, необходимо соеди-
нить дополнительными выработками с квершлагами вышележа-
щего горизонта. Аналогичным образом приходится поступать
в том случае, если на нижележащем горизонте надо принять
меньшее расстояние между квершлагами, чем на вышележащем.
Суточная добыча из блока. Чем больше добыча из блока, и
особенно чем больше нагружены в нем транспортные установки,
41
Рис. 24. Околоствольные дворы при слепом стволе
на откаточном и вентиляционном горизонтах (длин-
ная ось клети в слепом стволе перпендикулярна оси
квершлага):
а — околоствольный двор на вентиляционном горизонте; б — око-
лоствольный двор на промежуточном горизонте; в — околост-
вольный двор на откаточном горизонте; 1 — направление под-
вигания очистных работ
Рис. 25. План откаточного и вентиляционного го-
ризонтов при большом расстоянии между квер-
шлагами на откаточном горизонте
1ем значительнее снижается себестоимость 1 т угля. Наоборот,
при небольшой добыче себестоимость 1 т угля возрастает. Ма-
шины, устанавливаемые в шахтах, следует рассчитывать не на
среднюю добычу, а на максимально возможную. Поэтому не-
обходимо иметь резерв производительности. Однако не следует
делать ошибки, рассчитывая машины на чрезмерно завышенную
производительность. Это относится к транспортным устройствам
в очистных забоях, в выемочных штреках, а также в выработках,
соединяющих горизонты.
Размер добычи из блока необходимо устанавливать, исходя
из горногеологических условий и количества воздуха, потребного
для проветривания. Большая добыча может быть легче обеспе-
чена при разработке мощных пластов, чем маломощных, и в не-
нарушенных месторождениях по сравнению с нарушенными. Не-
обходимое для проветривания количество воздуха должно подво-
диться к забоям, при этом скорость движения его в блоковом
квершлаге не должна быть чрезмерно большой. Большие выде-
ления метана и высокая температура пород ограничивают раз-
мер добычи.
Наконец, следует учитывать взаимное влияние очистных ра-
бот в пластах, расположенных близко друг от друга. Это влияние
зависит от расстояния между пластами, их мощности и
устойчивости вмещающих пород. Добыча в блоке должна быть
насколько возможно высокой. В Руре при пологом залегании
пластов можно иметь добычу 2500 т/су тки и больше, при кру-
том залегании — 1000 треушки и более. До сих пор фактическая
добыча в среднем не превышает половины этих величин.
3. Вертикальное вскрытие горизонтов
Промежуточные горизонты. Вскрытие только при помощи го-
ризонтальных выработок главного горизонта может быть доста-
точным лишь при наклонном или крутом залегании в том случае,
когда длина очистных забоев равна наклонной высоте поля
между горизонтами. Часто расстояние между главными горизон-
тами настолько велико, что необходимо разделение на части, что
осуществляется посредством создания промежуточных горизон-
тов.
В угольных шахтах промежуточный горизонт в каждом блоке
устраивают, проводя промежуточный квершлаг, который назы-
вают также участковым квершлагом. Штреки главного направ-
ления на промежуточных горизонтах, как правило, не проводят,
так что промежуточные квершлаги различных блоков не соеди-
нены между собой. Квершлаги промежуточных горизонтов раз-
ных блоков располагают на разных уровнях. Такое расположе-
ние вызывается тем, что часто, по условиям залегания, в одном
блоке достаточно иметь один промежуточный горизонт, а в дру-
гом их потребуется два или больше. При пологом залегании
43
собственно промежуточный горизонт
не устраивают, так как его квершлаги
были бы слишком длинными. Выра-
ботки, оконтуривающие лаву, прово-
дят непосредственно от слепых ство-
лов. Только вблизи нарушений возни-
кает необходимость проведения ко-
ротких квершлагов, примыкающих к
слепым стволам (рис. 26).
Для транспортирования грузов,
передвижения людей и вентиляции
промежуточные горизонты должны
быть соединены с главным горизон-
том. Это может быть осуществлено
путем проведения бремсбергов по ра-
бочим пластам или по породе. Однако
в западноевропейских шахтах вместо
таких выработок проводят слепые
стволы.
Вскрытие слепыми стволами при
пологом залегании. Вскрытие пологого
пласта слепыми стволами произво-
дится с целью разделения пласта по
падению на части выбранных раз-
меров. При разработке лавами по
простиранию и при ненарушенном за-
легании расстояние между слепыми
стволами зависит, как правило, от
длины лавы или, точнее, от величины
ее проекции на горизонтальную пло-
скость, если забой лавы расположен
точно по линии падения пласта. Увяз-
ка длины забоев с расположением и
количеством слепых стволов имеет
важное значение.
На рис. 27 расстояние между сле-
пыми стволами равно 200 де, и при
длине блокового квершлага 1200 м
потребуется семь слепых стволов.
Слепые стволы целесообразно обо-
значать тремя цифрами, из которых
первая обозначает номер откаточного
горизонта, вторая — помер блока и
третья — номер слепого ствола в этом
блоке.
При геологических нарушениях
приходится увеличивать число слепых
стволов, что видно из рис. 26 и 28.
44
На рис. 27 и 28 все слепые стволы сквозные, т. е. проведены
от горизонта до горизонта. Это, однако, не всегда имеет место.
При небольших углах падения и при наличии геологических на-
Рис. 27. Вскрытие пологого ненарушенного место-
рождения слепыми стволами, проводимыми между
горизонтами
рушений достаточно проводить укороченные слепые стволы
(рис. 29 и 30).
На рис. 31 показан особый случай использования коротких
слепых стволов. Единственный сквозной слепой ствол между гори-
Рис. 28. Вскрытие пологого нарушенного место-
рождения слепыми стволами, проводимыми
между горизонтами
зонтами пересекает пласты в вершине антиклинальной складки;
он служит для транспортирования материалов и перевозки ра-
бочих и в верхней части - - для исходящей вентиляционной
струи. Остальные слепые стволы имеют небольшое поперечное
Рис. 29 Вскрытие слепыми стволами при переменном
угле падения
сечение и оборудованы винтовыми спусками. Слепые стволы 4
и 5 соединяют три пласта, а ствол 3, кроме того, соединен с ниж-
ним горизонтом. Около этого ствола находится главный погру-
зочный пункт, обслуживающий три лавы в пластах Д, В и С.
Только для лав в пластах А и В на участке между слепым ство-
лом и квершлагом требуется устройство самостоятельного по-
45
грузочиого пункта. Преимущества описанного способа вскры-
тия — меньшая длина и меньшее поперечное сечение слепых
стволов. Однако такой способ имеет свои недостатки, заключаю-
щиеся в том, что в
каждом пласте необ-
ходимо поддерживать
длинные наклонные вы-
работки. Эти наклон-
ные выработки слу-
жат для отвода исхо-
дящей вентиляционной
Рис. 30. Вскрытие пологих пластов слепыми
стволами уменьшенной длины
струи в главный сле-
пой ствол, для доставки материалов, а также для транспортиро-
вания угля из верхних лав верхних пластов к слепому стволу 3.
Вскрытие слепыми стволами наклонных и крутых пластов. На-
значение слепых стволов при наклонном и крутом залегании
Рис. 31. Вскрытие слепыми стволами, проведенными между
горизонтами и между крайними пластами:
] — квершлаг; 2 — сквозной слепой ствол; 3, 4, 5 — короткие слепые
стволы
пластов в основном такое же, как и при пологом. Однако здесь
имеются существенные особенности в расположении стволов по
отношению к пластам. Стволы, как показано на рис. 32, обслу-
живают значительное количество пластов. Кроме того, выемоч-
200 мо
Рис. 32. Вскрытие слепыми стволами при крутом залегании
ные штреки здесь проводят не непосредственно от слепого ствола,
а от квершлага промежуточного горизонта. Поэтому количество
слепых стволов в одном блоке при крутом залегании меньше, чем
при пологом. Вместо семи слепых стволов в случае, показанном
на рис. 27, при той же длине квершлага потребовалось бы только
два. При этом необходимо еще проводить короткие гезенки снизу
46
вверх и сверху вниз для мульд и вскрытия частей пластов, отде-
ленных сбросами.
Показанные на рис. 32 слепые стволы расположены, по ряду
соображений, в середине группы пластов. Одним из таких сооб-
ражений является возможность разделения пласта на части,
удобные для его выемки. Поэтому один из слепых стволов был
заложен в седловине. Далее следует учитывать устойчивость
Рис. 33. Слепой ствол в ле-
жачем боку свиты пластов
Рис. 34. Слепой ствол в безугольиой
толще между двумя свитами пластов
боковых пород, которые в месте закладки слепого ствола должны
быть особенно прочными. Наконец, объем работы транспорта
в квершлагах по обе стороны от слепого ствола должен быть
примерно одинаковым.
При вскрытии небольшого количества пластов, составляющих
отдельную группу, необходимо выбрать такое место закладки
слепого ствола, в котором последний будет защищен от вредного-
влияния очистных работ. В таком случае слепой ствол следует
Рис. 35. Вскрытие слепым стволом группы пластов, образующих
складки:
1 — пласт Финефрау; 2 — пласт Крефтеншер; <3 — пласт Маузегат; 4 — слепой
ствол
расположить в лежачем боку свиты пластов или пройти его»
в толще пород, не содержащей пластов полезного ископаемого
(рис. 33 и 34). Вскрытие группы пластов, образующих складки,
посредством слепого ствола, рассчитанного на большую произво-
дительность, показано на рис. 35, а вскрытие одного пласта,
собранного в складки и пересеченного сбросами, — на рис. 36.
Вскрытие посредством слепого ступенчатого ствола показано
на рис. 37. Преимущество такого вскрытия заключается в том,
что обе части ступенчатого ствола не пересекают рабочих пла-
47
стов угля. Кроме того, при коротких слепых стволах нет проме-
жуточных горизонтов; поэтому подъем и спуск при двуклетевом
Рис. 36. Вскрытие частей пласта гезенками:
1 — квершлаги; 2— гезенки
подъеме в таких стволах
производится проще.
Вскрытие слепыми
стволами без промежу-
точного горизонта. При
наклонном и крутом мало-
нарушенном залегании и
расстоянии между гори-
зонтами примерно 100 м
имеется возможность раз-
рабатывать пласты без
промежуточных горизон-
тов, т. е. сразу по всей наклонной высоте поля между этими го-
ризонтами. Однако все же необходим как минимум один слепой
ствол для всей группы
пластов в каждом блоке , V У\\ \
для передвижения людей ^7 у\г v----------------
между горизонтами и во уч уч\1 К \
всех случаях, когда за- । \\ \
кладочные
поднимают на
материалы
вентиляци-
онный горизонт с отка-
точного.
Вскрытие полевыми и
Рис. 37. Вскрытие свиты пластов ступен-
чатым слепым стволом
пластовыми наклонными выработками. Полевые наклонные вы-
работки имеют угол наклона до 32°. Этот способ вскрытия при-
меняется при небольшой вертикальной высоте подъема или спу-
Рис. 38. Вскрытие отдельных частей пласта полевыми наклонными
выработками:
1 — квершлаги; 2 — вентиляционный слепой ствол; <3 — конвейерный бремсберг
для транспортирования угля; 4 — полевой уклон с ленточным конвейером для
подъема закладочного материала; 5 — лава; 6 — погрузочный пункт; / — кру-
говой опрокидыватель
ска, не превышающей 40 м, и большом количестве груза, когда
целесообразно применять поточный транспорт ленточными кон-
вейерами (рис. 38). Это имеет место, например, в том случае,
когда надо транспортировать закладочный материал с откаточ-
48
ного горизонта на вышележащий штр«к при очень пологом зале-
гании пласта или же выдавать уголь из уклонных работ на
откаточный горизонт.
Наклонные выработки, пройденные по пласту полезного иско-
паемого, служат для тех же целей, что и полевые выработки,
а также для вентиляции и транспортирования материалов.
Длина пластовых выработок, зависящая от угла падения пла-
ста, обычно больше, чем полевых выработок. Затраты на под-
держание, а иногда и на проведение пластовых наклонных
выработок оказываются больше, чем полевых.
Разработка ниже откаточного и выше вентиляционного гори-
зонтов. Обычно разработка полезного ископаемого ведется между
Рис. 39. Примеры разработки отдельных частей пластов (отмечены штри-
ховкой) ниже откаточного горизонта
откаточным и вентиляционным горизонтами. Добытое полезное
ископаемое транспортируют вниз к откаточному горизонту. При
разработке ниже и выше этих горизонтов путь транспортирова-
ния иной. При разработке ниже откаточного горизонта добытое
полезное ископаемое необходимо транспортировать на откаточ-
ный горизонт снизу вверх, а при разработке выше вентиляцион-
ного горизонта сверху вниз — на вентиляционный горизонт.
В отношении вентиляции оба эти способа также отличаются
друг от друга. При работе ниже откаточного горизонта возмож-
ны две схемы проветривания. По первой схеме, воздух поступает
с откаточного горизонта сверху вниз по выработке (наклонной
или вертикальной) и затем по очистным выработкам возвра-
щается на откаточный горизонт. Это так называемая петлевая
схема проветривания. По второй схеме, свежий воздух подводят
с нижележащего горизонта. Такая схема называется нормаль-
ной. При работе выше вентиляционного горизонта всегда приме-
няются петлевые схемы проветривания, так как свежий воздух
должен быть подведен с откаточного горизонта и затем отво-
диться вниз на вентиляционный.
Разработка ниже откаточного горизонта может применяться
только в отдельных частях шахтного поля или же производиться
систематически в пределах всего шахтного поля. В первом слу-
чае ниже горизонта разрабатывают отдельные части пласта,
вскрытие которых обычным способом обходится дорого. На
рис. 39, а показана группа пластов вблизи границы шахтного
4 Горное дело 49
поля, вскрытие которой с нижнего горизонта потребовало бы.
проведения очень длинного квершлага и затем слепого ствола
снизу вверх. На рис. 39, б представлена пологая мульда, наибо-
лее глубокая часть которой находится вблизи верхнего гори-
зонта, и на рис. 39, в—часть пласта вблизи сброса на неболь-
шой глубине от верхнего горизонта.
Во всех этих примерах применяются петлевые схемы провет-
ривания. Свежий воздух поступает с откаточного горизонта сверху
вниз по гезенку или по какой-либо наклонной выработке до наи-
более низкого пункта, затем, проходя снизу вверх, омывает очи-
стные выработки, расположенные ниже откаточного горизонта.
Рис. 40. Разработка ниже откаточного горизонта
удаленной группы крутых пластов
Отработанная вентиляционная струя возвращается обратно к от-
каточному горизонту, от которого опа должна быть кратчайшим
путем выведена на вентиляционный горизонт. Для устранения
коротких токов вентиляционной струи необходима установка вен-
тиляционных дверей и других вентиляционных устройств.
На рис. 40 показана разработка группы удаленных крутых
пластов ниже откаточного горизонта. Впоследствии, после вскры-
тия нижележащего горизонта, проветривание будет произво-
диться вентиляционной струей, поступающей с нового горизонта.
При состоянии работ, показанном на рис. 40, воздух поступает
сверху по подъемному слепому стволу 1, затем по квершлагам
и штрекам доходит до забоев и из них по выработкам (на рис. 40
не показаны) и слепому стволу 2 передается на вентиляционный
горизонт.
Вскрытие ниже откаточного горизонта можно произвести
также уклонами, пройденными по пласту или по породе или.
с применением как вертикальных, так и наклонных выработок.
При пологом залегании и глубине разработки ниже откаточного
горизонта не более 40 м охотно применяют уклоны. При этом
для подъема по уклону до откаточного горизонта используют кон-
вейеры. Это особенно рекомендуется при большом количестве
транспортируемого груза.
50
На рис. 41 показан уклон 5 с ленточным конвейером, уста-
новленным при угле наклона 32° и вертикальной высоте 65 ль
В этом случае можно применить только лотковый ленточный
конвейер с ребристыми накладками на ленте, препятствующими
скатыванию транспортируемого материала назад. В запроекти-
рованном уклоне 6 с углом наклона 13° можно применить лен-
точный конвейер с обычной резиновой лентой. Уклоны 3 и 4 с уг-
лами падения 20 и 22° пройдены с расчетом установки в них
стальных пластинчатых конвейеров. Уклоны 4 и 5 должны быть
пройдены выше откаточного горизонта до верхней части бункера,
находящегося над погрузочным пунктом.
Между слепыми стволами 1 и 2 должна производиться плано-
мерная разработка ниже откаточного горизонта с подводом све-
Рис. 41. Уклоны, оборудованные ленточными конвейерами, при разра-
ботке ниже откаточного горизонта
жего воздуха по слепому стволу 1 с горизонта 820 м. На гори-
зонт 700 м также поступает свежая вентиляционная струя, кото-
рая доходит до вентиляционного шлюза в квершлаге, обеспечи-
вающего подачу воздуха в очистные забои ниже горизонта 700 м.
При разработке ниже откаточного горизонта в пределах всего
шахтного поля полезное ископаемое вырабатывают на глубину
примерно 50 м по вертикали ниже откаточного горизонта и
транспортируют его вверх к откаточному горизонту. Раньше ча-
сто вели работу таким способом для того, чтобы увеличить рас-
стояние до следующего горизонта и отдалить начало его вскры-
тия. Учитывая недостатки этого способа и успехи, достигнутые
в области транспортирования между горизонтами, среди кото-
рых особо следует указать на винтовые спуски, в настоящее
время не следует рекомендовать такую работу ниже откаточного
горизонта.
Важнейшее преимущество разработки ниже откаточного го-
ризонта заключается в экономии затрат на вскрытие или, по
меньшей мере, в выигрыше времени для выполнения большого
объема работ по вскрытию. Поэтому разработка ниже откаточ-
ного горизонта может применяться вместо обычной, например
в период перехода на нижележащий горизонт. Если ниже дей-
ствующего откаточного горизонта еще имеются запасы полезного
ископаемого, вскрытие которых новым горизонтом не оправды-
вается, то в этом случае разработка ниже откаточного горизонта
окажется целесообразной.
Однако не следует забывать о недостатках разработки ниже
откаточного горизонта. Кроме затруднений с вентиляцией, сюда
4* 51
относится еще и необходимость оборудования отдельной водоот-
ливной установки, которая обойдется тем дороже, чем более
водоносны окружающие породы. Нельзя также избежать скоп-
ления воды в выработанных пространствах ниже откаточного
горизонта после прекращения очистных работ. Наиболее непри-
ятным недостатком является, как правило, влияние выработан-
ного пространства на состояние выработок откаточного гори-
зонта. Особенно подвержены этому влиянию погрузочные пункты,
на которых толкатели и другие устройства очень чувствительны
к изменению угла наклона. Затрудняется также применение
большегрузных вагонеток и становится невозможной дальней-
шая работа контактных электровозов.
Под разработкой выше горизонта понимают такие работы,
которые ведутся при отсутствии соединительных выработок с вы-
шележащим горизонтом. Это может иметь место, когда соедине-
ние с верхним горизонтом слишком дорого или невозможно,
например, если верхний горизонт вообще отсутствует. В отличие
от разработки ниже откаточного горизонта в данном случае уголь
транспортируют на откаточный горизонт сверху вниз. Вентиля-
ционная струя подводится с горизонта, имеющего входящую вен-
тиляционную струю. Если необходимо вести работы с закладкой,
то закладочный материал транспортируют вверх по слепому
стволу, полевому или пластовому уклонам в связи с отсутствием
возможности подавать закладочный материал сверху вниз.
Разработка выше горизонта может производиться и в ноле
между вентиляционным и откаточным горизонтами, но большей
частью она ведется выше вентиляционного горизонта. В первом
случае разработку выше откаточного горизонта следует приме-
нять только при том условии, если пласт или группа пластов
образуют пологое седло, незначительно возвышающееся над
откаточным горизонтом, и проведение одного или нескольких
слепых стволов между горизонтами для исходящей вентиляцион-
ной струи и транспортирования закладочных материалов обой-
дется слишком дорого. Такая схема в настоящее время встре-
чается редко, так как во избежание излишних затрат предпочи-
тают обычное вскрытие. Работы выше вентиляционного гори-
зонта, наоборот, встречаются довольно часто. Это происходит
потому, что при проведении выработок первого вентиляционного
горизонта залегание покрывающих пород часто недостаточно
известно. Поэтому по соображениям безопасности принимают
значительное расстояние между вентиляционным горизонтом и
покрывающими породами. Иногда за линией сброса выше вен-
тиляционного горизонта находятся большие запасы угля. В та-
ком случае возникает необходимость производить разработку
выше вентиляционного горизонта вплоть до целика, оставляе-
мого под покрывающими породами. Такие работы ведут по спе-
циальному разрешению горной инспекции; она, прежде всего,
определяет требования в отношении вентиляции и подвода элек-
52
трических кабелей, которые должны быть проложены только
в выработках со свежей вентиляционной струей. Для откатки
разрешается применять только аккумуляторные электровозы и
воздуховозы.
Рис. 42. Вскрытие части пласта, рас-
положенной выше вентиляционного
горизонта:
/ — слепой ствол 103; 2 — слепой ствол 104;
3 — слепой ствол 213; 4 — вентиляционная
струя; 5 — направление траиспортировання
полезного ископаемого; 6 — направление
транспортирования материалов
Рис. 43. Вскрытие верхней ча-
сти пласта, пересекающего вен-
тиляционный горизонт:
1 — слепой ствол 104; 2 - слепой
ствол 213; 3 — вентиляционная струя;
4 — направление транспортирования
полезного ископаемого; 5 — направ-
ление транспортирования материалов
Примеры вскрытия пласта выше вентиляционного горизонта
показаны на рис. 42 и 43.
Рис. 44. Вскрытие свиты пластов при ступенчатых сбросах в покрывающих
породах:
1, 1а, 2, 3, За — слепые стволы; 4 — вентиляционные шлюзы; 5 — входящая вентиляцион-
ная струя; 6 — исходящая вентиляционная струя
На рис. 44 показано вскрытие выше вентиляционного гори-
зонта на участке, нарушенном двумя сбросами. Вентиляционная
струя поступает по горизонту 2 и по ступенчатому слепому
стволу и слепому стволу 1а поднимается к работающим забоям,
53
откуда поступает к слепым стволам 2, 4 и спускается на гори-
зонт 1, являющийся вентиляционным. Уголь из очистных забоев
транспортируется в том же направлении, по которому движется
исходящая вентиляционная струя. На горизонте 1 между квер-
шлагом и слепым стволом 1 имеется обходная выработка, в кото-
рой устроен вентиляционный шлюз с про.ходом для людей.
Откатка по штреку организована так, что исключается положе-
ние, при котором двери шлюза могли бы оставаться длительное
время открытыми. Между обоими нарушениями также должна
производиться разработка выше горизонта. Вентиляционная
струя поступает по слепому стволу /, квершлагам, пересекаю-
щим нарушение, в забои (снизу вверх), а затем в нисходящем
направлении по слепым стволам За и 3 на горизонт 1.
§ 4. ПРОВЕДЕНИЕ ВСКРЫВАЮЩИХ ВЫРАБОТОК
1. Проведение полевых выработок (квершлагов
и полевых штреков)
Полевые выработки обычно проводятся с помощью взрывных
работ. При применении взрывных работ в забое выработки,
кроме бурения и взрывания шпуров, производится также по-
грузка породы, выравнивание поверхности стенок выработки,
крепление и ряд вспомогательных работ. Эти процессы должны
быть организационно увязаны между собой и установлено коли-
чество рабочих, необходимых для их выполнения. Проведение
выработок немеханизированным (ручным) способом считается
в том случае, когда применяются только бурильные машины и
как вспомогательное средство поддержки, а в соляных шахтах—
буровые колонки. При применении погрузочных машин обес-
печивается частичная механизация. Если же дополнительно
используются буровые тележки — более тяжелые и производи-
тельные бурильные машины, — то считается, что проведение вы-
работки полностью механизировано.
Бурение. Ручные и колонковые сверла применяют при мягких
породах (глинистых сланцах, известняках, гипсе), а также в' со-
ляных и калийных шахтах. В угольных и рудных шахтах приме-
няют только ударные бурильные машины, а при значительном
поперечном сечении выработок все в большем количестве
используют вращательно-ударные буровые машины. Рассмотрим
вопросы давления сжатого воздуха, напора воды для промывки
шпуров, а также усилия подачи бурового инструмента.
Давление воздуха не должно быть меньше 4 ати. Для увели-
чения скорости бурения можно повышать давление воздуха до
6—7 ати, устанавливая вблизи забоя промежуточный компрес-
сор. Однако чем выше давление воздуха, тем больше изнаши-
вается бурильная машина. Напор воды для промывки не дол-
54
жен превышать 4—5 ати и во всяком случае он должен быть на
1 ати ниже давления воздуха в сети.
Большое влияние на скорость бурения оказывает усилие на-
жатия бурового инструмента. Оно должно увеличиваться при
увеличении веса бурильного молотка, крепости породы и давле-
ния воздуха в сети. Необходимо иметь в виду, что существует
наивыгоднейшая величина усилия нажатия, которая для буриль-
ного молотка среднего веса и пород средней крепости составляет
от 60 до 80 кг. Такое усилие может быть обеспечено с помощью
пневматической поддержки только при бурении у почвы выра-
ботки или при наклоне скважины не более 36°.
Тяжелые молотки можно применять только при установке их
на буровых тележках или иных устройствах. Для получения боль-
ших усилий подачи— 1000 кг и выше, которые необходимы при
вращательно-ударных бурильных машинах, следует применять
буровые тележки. Большое преимущество больших тележек со-
стоит также в том, что они обеспечивают лучшее соотношение
между максимальной и средней скоростями бурения, так как при
этом уменьшается время на смену коронок, штанг, а также на
смазку. Уменьшается время на переход от бурения одного шпура
к другому и на забуривание. При работе бурильными молотками
с поддержками это соотношение составляет 1 : 0,7 -г-1 :0,5. Сле-
дует отметить, что применение буровой тележки экономично
лишь в том случае, если при этом обеспечивается необходимая
скорость подвигания забоя. Она составляет 3—4 м в сутки для
тележки с вращательно-ударной бурильной машиной. Такая ско-
рость подвигания может быть получена лишь при наличии по-
грузочной машины. Можно также использовать погрузочную
машину для установки на пей бурильной машины и отказаться
от применения буровой тележки; при этом, однако, скорости
подвигания забоя будут меньше.
Взрывные работы. Для экономии времени при заряжании и
забойке шпуров желательно, чтобы эти работы выполняли одно-
временно два взрывника. Кроме того, рекомендуется пользо-
ваться патронами длиной 25—50 см. Пока еще не удалось
создать более быстрых способов забойки шпуров. Натрениро-
ванная забойка не обеспечивает необходимой плотности, а пнев-
матическая еще не оправдала себя.
В качестве взрывчатых веществ при взрывании твердой руды
или песчаника наилучшие результаты дает применение сильных
аммонжелитов, а при более мягких породах донарита. В шахтах,
опасных по газу, на первое место ставится безопасность работ,
поэтому в них разрешается применять лишь предохранительные
взрывчатые вещества. Это вынуждает не только пользоваться
более слабыми взрывчатыми веществами, но и ограничивать пре-
дельный заряд и в особых случаях применять только электроде-
тонаторы мгновенного действия. Все это затрудняет взрывные
работы. При ведении взрывных работ за специально устанавли-
55
ваемыми перемычками можно применять более сильные взрыв-
чатые вещества и электродетонаторы замедленного действия. 1
Уборка породы. Механизацию погрузки породы необходимо
значительно расширить и в первую очередь в выработках с боль-
шим сечением. Однако и в выработках небольшого сечения в руд-
ной промышленности все более внедряются погрузочные ма-
шины 1 2. Возможная экономия во времени весьма существенна,
если учесть, что один рабочий может погрузить вручную 1 —
1,2 Л(3 породы в час и что в выработке шириной 3—4 м понизу
едва ли могут одновременно работать больше 3—4 чел. Погру-
зочной машиной можно погрузить 20—50 лг породы в час. При
хорошем управлении машиной, быстром обмене вагонеток и над-
лежащей крупности взорванной породы можно достичь еще бо-
лее высокой производительности.
Организация проведения выработок. Под организацией прове-
дения выработок понимают подбор штата рабочих по количе-
ству и квалификации, строгую последовательность рабочих про-
цессов, а также обеспечение всеми необходимыми средствами
производства.
Количество смен, необходимое для осуществления одного'
цикла работ, зависит от размеров сечения выработки, геологи-
ческих условий, к которым в первую очередь относятся крепость
пород, температура и влажность воздуха, и от степени механиза-
ции работы.
Потребный штат рабочих определяется по количеству циклов,
которые должны быть выполнены за сутки. Работы по проведе-
нию выработки можно вести в одну или в несколько смен. Коли-
чество рабочих в смене при сечении выработки в проходке
12—16 м2 и ручном способе проведения составляет 3—7 чел., а
при частично или полностью механизированных работах 7—
10 чел. Работа в одну или в две смены производится только при
ручном способе проведения. Однако и в этом случае работы
ведут часто в три или четыре смены, так как только тогда можно'
выполнять один, а при благоприятных условиях и два цикла.
При частичной или полной механизации обязательно следует
вести работы в три пли четыре смены, так как только в таком
случае будет целесообразно применение дорогостоящих машин.
Преимуществом работы в четыре смены является наибольшее
использование времени на работе в забое; при работе в три
смены забой простаивает во время спуска и подъема рабочих.
При работе в четыре смены рабочие сменяются на месте, т. е.
в забое. Недостатком такой организации являются перерывы
в подъеме угля по стволу из-за частых подъемов и спусков рабо-
1 Hugo, С. Die Entwicklung des Schiefiens hlnter SchieBdammen. Gliick-
auf, 1953, S. 57.
2 Fritzsche, H. Neueste Erfahrungen mlt Ladeniaschinen auf Grube-
Maubacher Blelberg. Erzmetali, 1956, S. 168.
56
чих в разное время, а иногда и чрезмерно большое количество
рабочих, занятых одновременно. Поэтому от этой организации
работ часто отказываются.
Если в течение суток должен быть выполнен один цикл при
трех или четырех сменах работы, то такие процессы, как буре-
ние, взрывание, погрузка породы и крепление, включая вспомо-
гательные работы, ведутся последовательно. При двух циклах
в сутки организация работ существенно изменяется, так как не-
сколько рабочих процессов должны выполняться одновременно.
Например, можно производить бурение одновременно с крепле-
нием и вспомогательными работами в первой смене и в конце
ее — взрывание шпуров, а во второй смене — погрузку породы
и частично крепление. Для выполнения в смену одного цикла не-
обходимо еще большее совмещение рабочих процессов.
Основным вопросом, особенно при частичной или полной ме-
ханизации, является выбор цикличной или нецикличной работы 1
в забое. Так как обе формы организации работы дают возмож-
ность обеспечить высокую производительноегь. то следует учи-
тывать преимущества и недостатки каждой из них в отдельных
случаях.
График организации цикличной работы рассчитывается на
наиболее тяжелые условия работы, так как иначе цикличность не
может быть обеспечена. Но при этом благоприятные геологиче-
ские условия или особенно хорошая слаженность в работе в ка-
кой-либо смене не могут быть использованы, так как продол-
жительность всей операции определена графиком цикличности
и скорость подвигания забоя остается примерно постоянной.
При нецикличиой работе, наоборот, имеется возможность
использовать благоприятные условия для достижения особо вы-
сокой производительности, что, однако, возможно только при
условии, когда каждый член проходческой бригады умеет выпол-
нять все виды работ. Для этого необходимы большой опыт и
навыки. Кроме того, сменные бригады должны быть одинако-
выми для обеспечения полной занятости бригады в каждой смене.
Наконец, недостатком работ нс по графику цикличности яв-
ляется зависимость их от откатки и от других работ в шахте,
так как необходимо в разное время доставлять порожняк и ма-
териалы и вывозить породу.
Кроме основных механизированных процессов, заслуживают
внимания также процессы, не поддающиеся механизации. В. Мюл-
лер1 2 показал, что путем простых мероприятий можно суще-
ственно ускорить такие работы. Сюда относится, например, воз-
1 В подлиннике применены термины «ритмичная работа» и «неритмичная
работа». (Прим. отв. ред.)
2 Miiller W., Gestelnstreckenvortriebe mlt hohen Auffahrleistungen.
Gluckauf, 1954, S. 1140.
57.
ведение крепи с использованием погрузочной машины или буро-
вой тележки в качестве подмостков для работы, применение
лестниц и полков из легкого металла, быстрое удаление из забоя
газов после взрывания шпуров и породной пыли путем приме-
нения вентиляторов и вентиляционных труб, работающих на вса-
сывание, и др. Все ручные инструменты должны быть удобными
Процесс
Передби.'пенис л месту работы
Подготовка к б^пенин/
бурение
Зорями наб и взрывание
время ожидания, перерыв
Оддорпа забоя вспомогательные
работы
временное *ргплеч:.‘ _ перерыв
Погрузл и >с, --еды
Уборна Оурибо.-'и uriCHip./MfHfuii
fl.ui /павно менпериалов Вепомо
еи/аелоные рабиннр
Крепление
Рриведение водоотливной на-
навки, перерыв
Выезд рабочих но поверх
ниг/пь
/ смена
Il слюни
/И Смена
Йемена
300
2/0
50
300
60
10 1? /4 16 16 20 2? 2С 2
60
Рис. 45. Примерный график четырехсменной организации работ по прове-
дению полевого штрека ремеханизированным способом
и всегда находиться в установленном месте. Производительность
машин должна соответствовать величине подвигания забоя за
цикл. Не должно быть также взаимных помех в работе погру-
зочной машины и буровой тележки. Установку этих машин
в рабочее положение и отвод их из забоя следует производить
с минимальной затратой времени.
Примеры немеханизированного проведения
полевых выработок
В настоящее время пемеханизироваииые способы проведения
полевых выработок еще находят довольно широкое применение.
В будущем немеханизированные способы будут применяться, на-
пример, для проведения коротких выработок или выработок
с очень малым сечением, а также когда по местным условиям
58
временно невозможно работать с погрузочной машиной — при
сильном притоке воды, проведении закруглений и т. п.
На рис. 45 в качестве примера показан график организации
работ по проведению полевого штрека сечением 14 м2 в про-
ходке по песчанистому сланцу; крепление производится арочной
металлической крепыо. По графику предусматривается выполне-
ние одного цикла с подвиганием на 1,8 м при четырех сменах
работы по 4 чел. в каждой.
В первой смене производится бурение, взрывание шпуров и
обборка забоя после взрывания. При 2,2 шпурах на 1 м2 забоя
потребуется примерно 30 шпуров общей длиной в 54 м. При
скорости бурения 25 см/мин и производительности 15 см/мин
общего времени бурения необходимое время для бурения при
грех бурильных молотках составит 5400 см : 3 X 15 см/мин =
= 120 мин.
Во вторую смену после установки временной крепи произво-
дится погрузка породы. Производительность на 1 чел.-час может
быть принята равной 1,1 м2 разрыхленной породы. При коэф-
фициенте разрыхления 1,7 и числе запятых 4 чел. в смену полу-
чим необходимое время на погрузку породы на один цикл:
(14 л2Х 1.8 м X 1.7) : (4X1.1 лг3/час) --9,7 час. = 585 мин., из
которых во второй смене будут отработаны 300 мин.
В третьей смене должна быть закончена погрузка породы
в течение 285 мин.
Четвертая смена предназначена для крепления и вспомога-
тельных работ. При этом будут поставлены две рамы. Месячное
подвигание забоя составит 45 м и производительность 1,6 л3 по-
роды в целике на 1 чел.-смену.
На рис. 46 показа!! график организации работ по проведению
полевого штрека ручным способом при работе в три смены по
четыре человека в каждой. При сечении штрека вчерне, равном
14 .и2, по глинистому сланцу можно получить подвигание забоя
2,5, а по песчанистому — 2 м!сутки.
Примеры проведения полевых выработок с частичной и пол-
ной механизацией работ. При механизированном проведении пре-
дусматривают выполнение всех работ одного цикла за 12 или за
6 час. При выполнении цикла в течение 12 час. и работе в четыре
смены в сутки должно быть сделано два цикла. При выполнении
цикла за 6 час. за четыре смены можно выполнить четыре ци-
кла. При подвигании за цикл, равном 2 м, можно обеспечить
месячное подвигание 100—150 м н даже 200 м. Необходимо
иметь в виду, что при продолжительности цикла примерно
7,5 час. и трех циклах в сутки необходимо, чтобы отдельные
работы выполнялись специализированными бригадами. Если
подвигание за цикл значительно больше 2 м, что особенно ре-
комендуется при применении буровых тележек, то из-за боль-
шого объема работ по бурению и погрузке до сих пор редко
удавалось выполнять четыре цикла за сутки. Однако даже при
59
двух циклах за сутки и подвигании за цикл 3,5 м можно до-
стигнуть месячного подвигания забоя 175 м.
Если работу ведут из расчета выполнения цикла за две смены
по 5 час. каждая, то в первой смене производят бурение и взры-
вание шпуров и выполняют вспомогательные работы — наращи-
вание труб и др. Применение буровой тележки возможно, по в
этом нет необходимости, так как для бурения достаточно
3—4 час. при условии, если будут применяться поддержки для
бурильных молотков. Бурильные молотки — среднего веса. При
скорости бурения в песчанистом сланце 12 см/мин шпур длиной
2,4 м может быть пробурен за 20 мин., а 40 шпуров — за 800 мин.
Рис. 46. Примерный график организации работ ио проведению полевого
штрека немеханизированным способом при работе в три смены (число
рабочих 12 чел. — 3X4)
Таким образом, при четырех бурильных молотках продолжи-
тельность бурения составит 200 мин.
Вторая смена предназначается для уборки породы и крепле-
ния, причем на погрузку породы погрузочной машиной потре-
буется 3 часа. Крепление можно начать еще в период погрузки
породы. Кроме того, рекомендуется иметь в первую смену двух
рабочих для настилки рельсового пути и прочих вспомогатель-
ных работ.
На рис. 47 показан график организации работ при частичной
механизации проведения полевой выработки. Работа произво-
дится в четыре смены; на проходке занято 20 чел. (по 5 чел.
в смене); кроме того, 2 настильщика рельсового пути и 2 слесаря.
За сутки должны быть выполнены два цикла. Подвигание за
цикл в зависимости от крепости породы составляет 2-3 л«, за
сутки — 4—6 м.
60
Если необходимо выполнить один цикл за 6 час., то в пер-
вую очередь надо сократить время на бурение шпуров примерно
до 2 час. Это можно осуществить путем повышения давления воз-
духа в сети. При большом сечении выработки следует иметь
Рабочие но основных
работах 4*6 чел
Передвижение к месту рабо
ты и перерыв
6 7 в 9 Ю « 12 13 th 15 16 17 18 & 20 2! 22 23 2h / е 3 ч 5 6
Подготовки к бурению
бурение
Остановка сегментов кропи
и затяжка боков кровли
взрывные работы
Оформление к роб л и
Оформление сечения выра-
ботки , уборка бурового
и нструмента
выезд на поверх
нОС'По
Пеиестоновка временной яре
па и установка элементов
крепи у кровли
бурение шпуров для креп
лени* блока для кана
то
Погрузка пород о/
Рабочие но настилке рело
совиги пути f ? чел /
Передвимение к месту рибо
ты и перерыв
наращивание рельсового пу
та, труб сжатого воздуха t
вен/ПилЯцйОнны х /npy6t во •
доотливнои канавки
Чборко инструментов и
приспособлений
выезд на поверх •
Слесоои (? чел/
Подготовительные родимы
на поверхности, кузнечна-
слесарные работы
Передвижение * месту ра-
боты и перерыв
Осмотр скреперной уста-
новки
Осмотр и ремонт бурово-
го оборудования
Рис. 47. Примерный график организации работ при частично механизиро-
ванном проведении полевой выработки (работа в четыре смены)
в работе пять бурильных молотков или (особенно при подвигании
за цикл больше 2 лс) буровую тележку с тяжелыми бурильными
молотками или с вращательно-ударными бурильными маши-
нами. На шахтах «Виктория» (Саар) и «Фридрих Генрих» в те-
61
чение длительного периода пробуривали четырьмя тяжелыми,
бурильными молотками примерно за 2 часа 160—190 м шпуров,
что составляет на один бурильный молоток 20—24 м в час. По-
рода после взрывания в количестве 60 л£3 в разрыхленном состоя-
нии может быть убрана погрузочной машиной за 2—2,5 часа.
Чиетое Зремя
работы
Зремн а рсреЗ$и*<£ниР
1 33 к месшу рибошы и обратно
Рис. 48. Примерный график организации работ при полностью механизирован-
ном проведении полевой выработки
При большом подвигании забоя за цикл и значительном попе-
речном сечении выработки объем взорванной породы может быть
настолько большим, что потребуется иметь две погрузочные
машины или одну высокой производительности. Такие машины
грузили на шахте «Фридрих Генрих» по 60 л<3/час.
График организации работ при полной механизации прове-
дения полевой выработки на шахте «Фридрих Генрих» показан
на рис. 48.
62
49.
Стоимость проведения полевой
Рис.
выработки (в %) в зависимости от сте-
пени механизации, скорости подвигания
и производительности труда:
/—полная механизация; J-• частичная мехами
дация; 3 — немеха13Ы1роваи!1Ос проведение
Стоимость проведения полевых выработок. Стоимость прове-
дения 1 м выработки слагается из стоимости рабочей силы,
амортизационных отчислений, стоимости взрывчатых материа-
лов, материалов для крепления, рельсовых путей и др. Полная-
стоимость зависит от площади поперечного сечения выработки,
от материала крепи, а при металлической крепи — от расстоя-
ния между рамами крепи и от ее профиля. Ниже рассматри-
ваются только стоимость рабочей силы, амортизационные отчис-
ления, расходы на ремонт и энергию. При немеханизированном
проведении производительность труда составляет всего 1 —1,5 мг
в целике и стоимость рабо-
чей силы значительно выше,
чем при частичной или пол-
ной механизации работ,
обеспечивающих производи-
тельность труда от 2—2,5
до 4,5 в целике на
1 чел.-смену. Амортизаци-
онные отчисления и расхо-
ды на ремонт и энергию при
частично или полностью ме-
ханизированном проведении
выработок значительно вы-
ше, чем при немеханизи-
рованной работе. Однако
следует учитывать, что при
в 2—8 раз больших расходах на
сравнению с немеханизированным
ведения выработки увеличивается
выработки получаются примерно
увеличение подвигания выработки
энергию и амортизацию по
проведением скорость про-
в 2—8 раз, так что на 1 м
одинаковые расходы. Если
отстает от роста расходов,
то возрастут и расходы, связанные с применением машин, отне-
сенные к 1 м выработки. Этим подтверждается важное значе-
ние правильной организации работы и необходимость лучшего
использования парка машин. В целом в результате уменьшения
расходов по заработной плате проведение выработок с частич-
ной или полной механизацией работ обходится на 30—50% Де-
шевле, чем при немеханизированном проведении (рис. 49).
Общая стоимость проведения 1 м полевой выработки нахо-
дится в пределах 600 и 1800 марок.1м в зависимости от размеров
ее поперечного сечения, крепости боковых пород и рода крепи.
2. Проходка слепых стволов
Проходка слепых стволов может производиться сверху вниз
или снизу вверх. Снизу вверх проходят стволы, не доходящие до
верхнего (вентиляционного) горизонта. Слепые стволы проходят
сверху вниз, когда их устье расположено на верхнем горизонте
63.
и они не должны доходить до нижнего (откаточного). Слепые
стволы, которые должны соединить два главных или промежу-
точных горизонта, могут проходиться как тем, так и другим спо-
собом. Факторы, определяющие выбор способа проходки слепого
ствола, будут рассмотрены ниже.
С.чепые стволы различают по форме и размерам сечения. Наи-
более распространены стволы прямоугольного сечения, причем
небольшие стволы имеют сечение в свету до 8 .и2, а средние —
до 12 м2. Последние могут быть также круглой формы, которая
преобладает у стволов сечением 15 м2 и более. Встречаются сред-
ние и крупные слепые стволы эллиптического сечения. Такое
сечение выбирается в тех случаях, когда рассчитывают обеспе-
чить большую устойчивость ствола против горного давления или
лучшее использование площади сечения ствола. В процессе кон-
центрации производства и в связи с необходимостью повышения
производительности слепых стволов последние все чаще прохо-
дят среднего и большого сечений.
Проходка слепых стволов сверху вниз. Этот способ проходки
очень сходен с обычной проходкой главных шахтных стволов,
так как в обоих случаях применяются одинаковые технические
средства и аналогичные работы по бурению и взрыванию шпу-
ров, уборке породы, спуску-подъему рабочих, вентиляции, осве-
щению и водоотливу.
Однако имеется ряд особенностей, присущих проходке сле-
пых стволов. Они относятся к подготовке к проходке и в извест-
ной степени к подъемному оборудованию, паспортам буровзрыв-
ных работ, численному составу проходческой бригады, органи-
зации работ и производительности труда, а также к возможности
использования скважин большого диаметра в качестве вруба и
для спуска породы из забоя ствола на нижележащий горизонт.
Подготовка к проходке слепого ствола сверху вниз заклю-
чается в основном в разделке камеры, для чего кровля выра-
ботки, из которой проходится слепой ствол, подрывается на
высоту 14—20 м. Эта камера служит для размещения шкивов
для подъемных и направляющих канатов, захватов для направ-
ляющей рамки, а также опрокидного устройства для бадьи и
разгрузочного полка. Камера разделяется по высоте на не-
сколько ярусов:
1-й ярус — высотой 2,5—6 м от почвы камеры до уровня опро-
кидывания бадьи;
2-й ярус — высотой 5—6 м, соответствующей высоте бадьи
с коушем и направляющей рамки;
3-й ярус — высотой 3 м, равной свободному пространству ме-
жду верхним рабочим положением направляющей рамки и сле-
дующей балкой крепи;
4-й ярус — закрепленный огнестойкой крепью, для размеще-
ния шкивов подъемных канатов и лебедок или шкивов для на-
правляющих канатов.
64
Указанная высота камеры обычно достаточна и для разме-
щения оборудования постоянного подъема. В противном случае
после окончания проходки слепого ствола кровля камеры должна
быть дополнительно подорвана на необходимую высоту.
Сечение камеры в большинстве случаев соответствует сечению
проходимого слепого ствола. При проходке круглых стволов
большого сечения в тех случаях, когда слепой ствол оборудуется
винтовым спуском и камера необходима только над клетевым
отделением ствола, стремятся разделать небольшую камеру
квадратного сечения.
Для проходческого подъема предпочитают использовать ба-
рабанные, а не бобинные подъемные машины. Обычно приме-
няют бицилиндрические пневматические лебедки мощностью
90—120 л. с. Машина может быть установлена рядом со стволом
на верхнем штреке либо в специальной камере, либо (что встре-
чается реже) в верхней части камеры над слепым стволом.
Емкость проходческой бадьи колеблется в зависимости от се-
чения и глубины слепого ствола в пределах 300—1000 л. Рас-
стояние между забоем ствола и нижними концами проводников
не должно превышать 30 м. Направляющая рамка может дви-
гаться по деревянным или канатным проводникам. Деревянные
проводники целесообразно устанавливать лишь в том случае,
если впоследствии они будут использованы без перестановки для
постоянного подъема. Существует, однако, опасность, что на-
правляющая рамка может быть зажата деревянными проводни-
ками и затем с большой высоты может упасть на коуш. По-
этому горная инспекция требует соединения направляющей
рамки с коушем и разрешает применение деревянных проводни-
ков при проходке слепых стволов глубиной свыше 70 м лишь
в порядке исключения.
Опрокидывание бадьи должно производиться на специальном
разгрузочном полке. Этот способ более производителен и безопа-
сен, чем разгрузка в расположенную па лядах вагонетку.
На разделку камеры, установку проходческой подъемной ма-
шины и т. д. необходимо 2—3 месяца. Только после этого можно
приступить к собственно проходке слепого ствола.
На рис. 50—52 показаны паспорта буровзрывных работ, при-
меняемые при проходке слепых стволов сверху вниз. Паспорт,
показанный на рис. 50, рассчитан на применение детонаторов
короткозамедленного действия и на образование увеличенного
вруба. Этот паспорт оправдал себя при использовании для
уборки породы грейферного грузчика. Количество шпуров на
1 м2 забоя в слепых стволах прямоугольного сечения колеблется
в пределах 2—3, в стволах круглого сечения — 1,7—2,5. Таким
образом, этот показатель меньше в круглых стволах, что объяс-
няется благоприятной формой их сечения. В шахтах, опасных
по газу, слепые стволы, проходимые сверху вниз, приравниваются
к слепым стволам, проходимым снизу вверх с передовой
5 Горное дело
Степень замедления детонаторов -•
• Короткозамедленноги действия
с Замедленного действия
Рис. 51. Паспорт буровзрывных
работ для проходки слепого
ствола прямоугольного сечения
Рис. 50. Паспорт буровзрывных работ
для проходки слепого ствола квадрат-
ного сечения
Рис. 52. Паспорт буровзрывных
работ с боковым врубом для
проходки слепого ствола круг-
лого сечения
66
скважиной. Поэтому до тех пор, пока ствол не пересечет уголь-
ных пластов или пропластков угля, взрывные работы могут про-
изводиться в нем по 1-й или 2-й категориям ведения взрывных
работ.
Уборка породы вручную занимает около 50% времени про-
ходческого цикла. Производительность труда при погрузке со-
ставляет 0,7—1 я3 породы в разрыхленном состоянии на
1 чел.-час. При механизации уборки породы с помощью грейфер-
ных грузчиков можно погрузить 16 м3 породы в разрыхленном
Рис. 53. График организации работ по проходке слепого ствола с уборкой
породы грейферным грузчиком
состоянии за час, что при четырех рабочих, обслуживающих
1рузчик, соответствует производительности труда 4 м3 породы
в разрыхленном состоянии на 1 чел.-час. Производительность
труда проходчика на выход при ручной уборке породы колеб-
лется от 0,9 до 1,3 м3 породы в массиве; при механизированной
уборке этот показатель достигает 1,5 л<3 породы в массиве и
более.
Работу по графику цикличности следует предпочесть работе
без графика.
На рис. 53 показан график проходки слепого ствола квадрат-
ного сечения (14,5 м2 в проходке, 10 я2 в свету) сверху вниз.
Ствол крепят венцами на бабках с затяжкой дубовыми досками.
Расстояние между смежными венцами — 0,68 м. Работа ведется
в четыре смены; в каждой смене занято 4 чел. Уборка породы
производится грейферным грузчиком. Производительность труда
проходчика на выход составляет 1,45 м3 породы в массипе; сред-
ние темпы проходки — 40 м!мес.
5*
67
Проходка слепых стволов со спуском породы через скважину
большого диаметра '. Способ проходки стволов снизу вверх с пред,
варительным бурением скважин, обеспечивающим вентиляцион-
ную связь с верхним горизонтом, известен давно. Позднее уда-
лось усовершенствовать проходку сверху вниз с помощью сква-
жины большого диаметра (до 800 мм). К этому же времени для
уборки породы в слепых стволах начали применять грейферные
грузчики. Таким образом, имеются две новых схемы проходки
слепых стволов сверху вниз. Бурение передовой скважины дли-
ной около 100 м занимает 2—4 недели.
Буровое оборудование. Для проходки скважины диаметром
свыше 500 мм и длиной более 100 м мощность существовавшего
бурового оборудования оказалась недостаточной. Увеличился
износ оборудования, так что годовые расходы на ремонт дости-
гали 30—70% стоимости новой машины.
С 1954 г. появились более мощные буровые машины, обору-
дованные двигателями в 30 л. с. и обеспечивающие вращение
буровых штанг со скоростью 20—80 об!мин. Двигатели подачи
имеют мощность минимум 6 л. с. и создают усилия подачи до
20 т. Кроме того, в конструкцию машин внесены усовершенство-
вания, облегчающие и ускоряющие работу обслуживающего пер-
соналка. К ним относятся пневматические устройства для под-
хвата буровых штанг, приспособления для механизации замены
штанг и пульты управления.
Наконец, для того, чтобы машина занимала меньше места
в выработке и для облегчения ее транспортирования, в новых
конструкциях предусмотрены минимально возможные габарит-
ные размеры и вес. Так, буровая машина РЗО фирмы Турмаг
(Шпрокхевель) имеет, например, размеры 3,7x0,78x0,86 м и
весит 2,2 т.
Усовершенствованию подверглись также буровые коронки п
штанги. Значительный прогресс был обеспечен применением ша-
рошек, используемых при бурении нефтяных скважин.1 2 С увели-
чением усилия подачи возникла необходимость в более прочных
буровых штангах и в создании конструкции штанг диаметром
114,3 и 139,7 мм. Так как при проведении передовых скважин
для слепых стволов необходимо направленное бурение, весьма
важным является принудительное направление буровых коронок
и штанг. При первой фазе бурения, обеспечивающей в основном
1 Trosken, К. Der Stand des drehenden GrofJloclibohrens tin Ruhrberg-
bau unter Tage. Gliickauf, 1954, S. 1094; Kegel К. H. Abteufen eines Blind-
schachtes init einem GroBbohrloch als Rolloch. Gliickauf, 1956, S. 197;
Trosken K. Neueste Erfahrungen beim GroBlochbohren ini Ruhrbergbau
unter Tage. Gliickauf, 1956, S. 581; X leg! sell, O. Erfahrungen iiber das Abteu-
fen von Gesenken uiit eineni Vorbohrloch von 610 mm Durclimesser. Nobel-
hefte, 1957. S. 101.
2 Trosken K. Erfahrungen niit RollenineiBeln beim GroBlochbohren tin
Ruhrbergbau unter Tage. Gliickauf, 1955, S. 441.
68
заданное направление скважины, применяют шарошки диамет-
ром 143 мм, за которыми монтируют 2—6 ребристых буровых
штанг, входящих в пробуренную скважину плотно и без зазо-
ров. Эти штанги служат для предотвращения отклонения сква-
жины от заданного направления. При расширении скважин ока-
залось необходимым применять специальные направляющие
устройства (фонари), которые обеспечивают плавную работу бу-
рового инструмента и предотвращают его
зажим. Такие устройства монтируют вдоль
бурового става на расстоянии 20—30 м
др\т от друга. Все детали направляющих
устройств армированы износоустойчивыми
паял авками.
Подготовка к бурению. Для того чтобы
при любой глубине скважина не вышла за
пределы сечения слепого ствола, опреде-
ляют с помощью маркшейдерских измере-
ний точки забуривания и выхода скважины.
Обычно точку выхода скважины несколько
смешают с учеюм отклонения скважины,
вызываемого свойствами пересекаемых гор-
ных пород (рис. 54). Величина этого смеше-
ния значительно увеличивается при более
крутом залегании пород. После определе-
ния указанных точек устраивают фундамент
для буровой машины, представляющий со-
бой забетонированную стальную раму. При
наличии фундамента обеспечивается боль-
шая точность направленного бурения.
Буровые работы. Особое внимание сле-
дует уделять забуриванию, так как корон-
ка, особенно в крепких породах, не всегда
движется по заданному направлению. После забуривания гото-
вый отрезок скважины замеряют и гладкие штанги заменяют
ребристыми, предназначенными для направленного бурения.
Гак как обычно буровые машины устанавливают под точками
забуривания, то направленное бурение ведут снизу вверх. Для
того чтобы скважина пе отклонялась, следует ограничивать ско-
рость бурения. Это имеет тем большее значение, что с увели-
чением угла падения пород чаще перемежаются крепкие и мяг-
кие породы и возрастает неравномерность свойств породы в од-
ном и том же слое. При направленном бурении исходят из того,
что бурение скважины на длину одной штанги (1,5 .и) при ко-
ронке диаметром 143 мм будет продолжаться: по углю и слан-
цу—12 мин., по песчанистому сланцу—18 мин. и но песча-
нику— 20—30 мин. После выхода скважины на верхний горизонт
в месте заложения слепого ствола буровую коронку заменяют
и начинают сверху вниз расширение скважины до диаметра
G9
Рис. 54. Точки забу-
ривания (/) и выхо-
да (2) скважины
большого диаметра
при крутом залегании
270 мм. Затем в скважину снизу вверх подают штанги без ко-
ронки, наверху к ним прикрепляют коронку-расширитель (с диа-
метра 270 до 406 Л1лт) и расширение
bt62 м
~°7о 7о°
°5 ,
О '
Ю
9 о?
о
2 серия
взрыба
'° ва
2 серия
взрыву
о л о
О 7
2о °°
6 4 х /О 1 / I. Ю
О о о
Рис. 55. Паспорт буровзрывных работ
для проходки слепого ствола сверху вниз
со скважиной большого диаметра
жны быть обеспечены достаточные
скважины сверху вниз по-
вторяют. Таким образом,
скважину постепенно рас-
ширяют с диаметра 143 до
270 мм, 406 мм, 613 мм и,
наконец, 813 мм.
Проходка слепого ство-
ла. После демонтажа бу-
ровой машины и ее фун-
дамента можно начинать
работы по проходке сле-
пого ствола. Под скважи-
ной оборудуют погрузоч-
ное устройство для поро-
ды. При неблагоприятных
условиях транспорта дол-
емкостп для бункерования
породы. С этой целью в нижней выработке производят подрывку
кровли и образовавшуюся выемку оборудуют для бункерования.
Рис. 56. Положения забоя при взрывании двух
серий шпуров в слепом стволе с породоспускной
скважиной:
а перед взрыванием; б — ноглс в «рыкания; 1 — зачистка
вручную
Для этого можно использовать также передвижной бункер или
сбрасывать породу на почву нижней выработки и затем грузить
ее погрузочной машиной. До начала работ по проходке слепого
70
ствола необходимо пройти также камеры для лебедки и шкивов
подъемных канатов. Каналы для канатов от этих лебедок также
проходят буровой машиной.
При взрывных работах во время проходки передовая сква-
жина используется в качестве вруба. Если длина шпуров не
слишком большая, то закупорки скважины не будет. На рис. 55
показан паспорт буровзрывных работ, рассчитанный на взрыва-
ние двух серии шпуров с использованием дето-
наторов замедленного действия вместо корот-
козамедленного. При использовании детонато-
ров короткозамедленного действия шпуры
были бы взорваны за 0,4 сек., количество взор-
ванной породы превысило бы пропускную спо-
собность скважины, что привело бы к ее заку-
порке. На рис. 56 доказан забой ствола до и
после взрывания обеих серий шпуров. Только
около 25% взорванной породы должно зачи-
щаться вручную.
Благодаря наличию скважины обеспечи-
вается проветривание за счет обшешахтноп
струи, однако на время взрывания и уборки
породы предписывается обеспечивать частич-
ное проветривание. Безопасность рабочих, на-
ходящихся в забое слепого ствола, при наличии
скважины большого диаметра гарантируется
специальными мероприятиями. К ним относит-
ся устройство подвесной решетки (рис. 57),
предотвращающей возможность падения ра-
Рис. 57. Предохра-
нительная решетка
бочих в скважину. Решетка изготовляется из круглого и полосо-
вого железа; она подвешивается на канате и снабжена горизон-
тальной балкой, которая опирается на забой. Если скважина за-
бивается породой, то для ликвидации «пробки» в скважину спу-
скается в специальной корзине рабочий.
Сравнение проходки слепых стволов с помощью передовой
породоспускной скважины большого диаметра и с применением
грейферного грузчика. Проходка слепых стволов сверху вниз
с применением грейферного грузчика или с породоспускной сква-
жиной представляет собой значительный шаг вперед по сравне-
нию с проходкой с ручной уборкой породы. При этих способах
не только в большей степени механизируется уборка породы, но
и на 50—100% повышаются месячные темпы проходки. Сокра-
щение продолжительности проходки слепого ствола с использо-
ванием породоспускной скважины превышает возможное умень-
шение сроков проходки за счет применения грейферного груз-
чика, особенно тогда, когда различные операции по подготовке
и собственно проходке выполняются пе последовательно, а па-
раллельно, несколькими бригадами. Так, например, одновре-
менно с бурением скважины можно разделывать лебедочную
71
камеру, подрывать породу над стволом для размещения шки-
вов для подъемных канатов и т. д. Общие расходы при обоих
способах проходки примерно одинаковы, они даже несколько
меньше при применении породоспускной скважины. Стоимость
1 м скважины большого диаметра приведена па рис. 58. Однако
проходка слепых стволов этим способом возможна только при
Диаметр
Рис. 58. Зависимость стои-
мости проходки скважины
большого диаметра от ее
диаметра
условии предварительного проведения
па нижнем горизонте выработок под
эти стволы.
Кроме описанных различий обоих
способов проходки, необходимо отме-
тить еще и ряд других. Так, при при-
менении грейферного грузчика порода
выдается на верхний горизонт, а при
проходке с породоспускной скважи-
ной— на нижний. Какой способ с этой
точки зрения более целесообразен,
зависит от дальнейшего использования
породы и от возможности ее транспор-
тирования. Далее, следует учитывать,
что скважина большого диаметра ис-
пользуется не только для спуска поро-
ды и в качестве вруба, но и для венти-
ляции и водоотлива. С помощью грей-
ферного грузчика можно проходить
также зумпф слепого ствола. Эта ра-
бота при применении породоопускной
скважины должна выполняться вруч-
ную. Кроме того, при большой длине
ствола возможность отклонения сква-
жины от заданного направления уве-
личивается.
Проходка слепых стволов снизу вверх. Подготовка к проходке
по этой схеме заключается в устройстве небольшого зумпфа,
установке первых венцов крепи ствола и монтаже породного
бункера. Чтобы воспринять вес бункера, заделывают несколько
стальных балок в стенки ствола над первым венцом крепи и
в одном из отделений слепого ствола укладывают днище бун-
кера. От днища бункера к рельсовому пути для откатки породы
ведет обычный наклонный желоб. Если слепой ствол впослед-
ствии должен быть оборудован винтовым спуском, то на сталь-
ных балках монтируют первые звенья спуска, от которых до по-
грузочного пункта укладывают спускной желоб. Для доставки
материалов в выработке в нескольких метрах от ствола уста-
навливают лебедку с двигателем мощностью 12—15 л. с., канат
которой заводят вверх в слепой ствол и перепускают там через
шкив. В соответствии с подвиганием забоя ствола шкив должен
переставляться вверх.
При необходимости бурения передовой вентиляционной сква-
жины диаметром 300—360 мм подготовка требует значительно
большего расхода средств и времени. Последнее в зависимости
от глубины ствола увеличивается на 2—3 месяца. В Руре горная
инспекция предписывает для шахт с пылевым режимом обяза-
тельно бурить передовые вентиляционные скважины при про-
ходке слепых стволов снизу вверх К скважинам подключают
вентилятор всасывающего действия. Можно также использовать
такую скважину для спуска крепежных материалов. Кроме того,
опа используется в качестве вруба при буровзрывных работах.
По соображениям безопасности и производственной гигиены, при
проходке слепых стволов снизу вверх без передовой скважины
рекомендуется вести проветривание по всасывающей схеме. Для
омывания воздушной струей забоя ствола в большинстве случаев
используется короткий вентиляционный трубопровод, подклю-
чаемый к нагнетательному вентилятору.
Бурение шпуров ведется, как правило, легкими буровыми мо-
лотками на поддержках. Для облегчения доставки по стволу
рекомендуется применять составные буровые штанги. Предпочи-
тают производить сухое отсасывание буровой муки, так как при-
менение воды для подавления пыли в этих условиях затрудняет
работу бурильщиков и ведет к увлажнению рабочего полка н
повышению износа буровых молотков.
При наличии передовой скважины применяют клиновой или
же клиновой и треугольный врубы. Рекомендуется делать вруб
с опережением на величину одного ухода. При этом порода от
взрывания врубовых шпуров падает на породу, полученную от
взрывания предыдущей серии отбойных шпуров, что предохра-
няет полок и крепь.
Отбойные шпуры бурят диагонально по направлению к углам
ствола и вдоль его сторон.
Для взрывных работ решающее значение имеет категория
их ведения. Исследованиями.1 2 доказано, что при переходе от вто-
рой к пятой категории производительность труда снижается при-
мерно на 6О°/о- Это объясняется необходимостью при применении
детонаторов мгновенного действия вести взрывание в 5—7 серий,
что связано с многократными работами по бурению, заряжанию,
забойке, взрыванию, обборке забоя и увеличивающимися затра-
тами времени на проветривание. Поэтому следует стремиться
к велению взрывных работ по 2-й категории, а по возможности
и по первой.
Погрузка породы значительно облегчается благодаря исполь-
зованию ее силы тяжести. Этим и следует объяснить более
1 Bergpolizeiverordmmg fiir die Steinkolilenbergwerke ini Verwaltungs-
bezirk des Oberberganites llortniund vorn 1. 7 1953, § 100.
2 Ludwig. Die Besclileunigung der Selliellarbeit usw. Mecbanisches
Auffaliren von Strecken. Essen, Gliickauf, 1950, S. 59.
73
высокие темпы проходки и производительность труда проходчи-
ков, достигаемые при работе снизу вверх. Породу можно накапли-
вать в породном отделении ствола или в винтовом спуске. По-
родное отделение должно быт ьотшито прочными досками от
остальных отделений слепого ствола, В связи с этим создаются
Рис. 59. Продольный и поперечный
разрезы слепого ствола, проходи-
мого снизу вверх:
/ - передовая скважина о 300; 2 — вруб;
3 — полая буровая штанга; 4 — устройст-
во для отсасывания буровой муки; 5 —
бурильный молоток; 6 — шланг для от-
сасываемой буровой муки; 7 — поддерж-
ка для бурильного молотка; 8 — брусья
полка для взрывных работ; 9 — шкив
подъемною каната; 10 — патрубок для
подключения шланга; 11 — иылесборник;
12 — предохранительный полок; 13 — пе-
реговорная труба; 14 — трубопровод сжа-
того воздуха; 1о—став труб к вентиля-
тору всасывающего действия; 16 — водя-
ной став; 17 — лестница; 18 — породное
отделение; 19 — затяжка из лубовых до-
сок; 20 — венец из лубовых брусьев
160X160 лиг; 21 — бадья; 22- отшивка
породного отделения
значительные нагрузки, и тем большие, чем глубже ствол. Указан-
ный недостаток, а также связанные с ним повреждения венцов
шахтной крепи могут быть устранены посредством устройства сту-
пенчатого спуска породы. Для этого в породном отделении через
каждые три венца монтируют попеременно с разных сторон пол-
ки, перекрывающие половину его сечения. Таким образом, полу-
чаются ступени, по которым порода скатывается более или менее
плавно, так как на каждом полке образуется породная подушка,
амортизирующая удары падающих кусков. Породоспускные тру-
бы оказались нерациональными, так как их применение связано
74
г большими затратами времени. Следует отдавать предпочтение
винтовому спуску, по крайней мере в тех случаях, когда в по-
следующем предусмотрен его монтаж в слепом стволе.
На рис. 59 показана верхняя часть слепого ствола, проходи-
мого снизу вверх. Проходчики располагаются на рабочем полке,
который в данном случае используется также в качестве полка
для взрывных работ. Полок сделан из толстых брусьев, уложен-
ных на венец крепи ствола и перекрывающих отделения ствола.
На нижележащем венце монтируется предохранительный полок.
Рис. 60. График проходки слепого ствола снизу вверх
Если применяются два отдельных полка — рабочий и для взрыв-
ных работ, то последний во время взрывания укладывается на
венце, находящемся выше венца, на котором монтируется рабо-
чий полок. Имеется также и наклонный полок, служащий для
направления отбитой породы в породное отделение или в спи-
ральный спуск.
Па рис. 60 показан примерный график организации работ при
проходке снизу вверх слепого ствола сечением в проходке 14,5 м1 2
и в свету 10,1 л/2. Производительность труда проходчика на вы-
ход составляет 1,6 м3 породы в массиве, среднемесячные темпы
проходки — 44 .и. Слепой ствол крепят венцами на бабках с рас-
стоянием между венцами 0,66 я.
Производительность труда и стоимость работ при проходке
слепых стволов сверху вниз и снизу вверх ‘.На рис. 61 графически
представлена зависимость производительности труда проходчика
на выход (в кубометрах породы в массиве) при проходке слепых
стволов сверху вниз с ручной уборкой породы и снизу вверх для
1 Henrich F. Vergleicli der Leistungen,
Gesenken und Aufbriiclien. Gilickauf, 1954, S.
Kosten und Linfa 1 lliiiufigkeit in
964.
75
различных сечений стволов, в зависимости от размеров рабочей
площади, приходящейся па одного проходчика.
Кривые показывают, что производительность труда при про-
ходке. слепых стволов ниже, чем при проходке главных стволов.
Далее из графика следует, что этот показатель при проходке
слепых стволов снизу вверх выше, чем сверху вниз. Это объяс-
няется тем, что в пер-
вом случае значитель-
но облегчается уборка,
породы. Производи-
тельность труда дости-
гает наибольшей вели-
чины при рабочей пло-
щади забоя, приходя-
щейся на одного про-
ходчика, равной 6 я2.
Однако для обеспече-
ния высоких темпов
проходки обычно при
проходке слепых ство-
лов снизу вверх исходят
из нормы 4 .и2 площади
забоя на одного про-
ходчика, а при проход-
ке сверху вниз — 3 я2.
Производительность
труда проходчика, а
Рис. 61. Зависимость технико-экономических
показателей проходки слепых стволов раз-
личного сечения от площади забоя, прихо-
дящейся на одного .проходчика (и), и глу-
бины ствола (б):
/ — проходка главных стволов (но данным
2 — проходка слепою ствола сни$у вверх; 3— про-
ходка слепою ствола сверху вниз
гсм самым и месячные
темпы проходки зави-
сят при обоих спосо-
бах от глубины ство-
ла, причем эта зависи-
мость проявляется в
большей степени при
проходке стволов снизу вверх. С увеличением глубины ство-
лов, проходимых снизу вверх, повышаются потери времени на
подъем рабочих к забою по лестницам; кроме того, усложняется
доставка материалов. Как видно из рис. 61, уменьшение средних
темпов проходки начинается в слепых стволах, проходимых снизу-
вверх при глубине свыше 70 м, а в стволах, проходимых сверху
вниз, только при глубине более НО я. Кроме того, кривая для
стволов, проходимых сверху вниз, падает более полого. Однако и
при глубине ствола 180 м месячные темпы проходки стволов,
снизу вверх несколько выше, чем при проходке сверху вниз.
При глубине ствола 70 я темпы проходки слепого ствола
сверху вниз с ручной уборкой породы составляют 26 я, а при
проходке снизу вверх — 32 я в месяц. Если учитывать время на
бурение передовой скважины при проходке слепых стволов снизу
76
вверх, то указанные темны снизятся. Необходимое на бурение
скважины время колеблется в зависимости от диаметра и пере-
секаемых пород от двух недель до месяца на каждые 100 м глу-
бины ствола. Кроме того, если слепой ствол после проходки его
сверху вниз можно считать почти готовым, то после проходки
снизу вверх в нем следует еще демонтировать породное отделе-
ние. Необходимо также произвести навеску проводников, за-
чистку крепи и расстрелов от породы, причем па каждый метр
ствола затрачивается 1,5—2,5 чел.-смены. Если учитывать эти
дополнительные работы, то проходка слепого ствола снизу вверх
продолжается дольше, чем сверху вниз, и тем в большей степени,
чем глубже ствол.
Сравнение денежных затрат показывает, что проходка сле-
пого ствола снизу вверх без передовой скважины обходится де-
шевле, чем обычная проходка сверху вниз. Однако, если необ-
ходимо предварительно пробурить скважину, то затраты при
обоих способах проходки при глубине ствола в пределах 100—
180 м будут примерно одинаковы при оптимальном числе проход-
чиков. В 1956 г. стоимость проходки 1 м слепого ствола сечением
в проходке 12 м1 2 составляла 1200—1600 марок. При проходке
по глинистым сланцам она соответствует примерно нижнему
претелу, а по песчаникам — верхнему. Стоимость 1 м ствола
выше при глубине его до 40—60 м, чем при большей глубине.
Приведенный выше анализ действителен для тех случаев, когда
при проходке слепого ствола сверху вниз уборка породы произ-
водится вручную. При применении грейферного грузчика темпы
проходки слепого ствола существенно возрастают, примерно до
45 я в месяц. Однако стоимость проходки слепого ствола сверху
вниз с механизированой уборкой породы превышает стоимость
проходки слепого ствола снизу вверх, если его глубина меньше
80 я. При увеличении глубины соотношение меняется ’. При про-
ходке слепого ствола сверху вниз с породоспускной скважиной
можно достичь при несколько меньших расходах темпов 55—60 я
в месяц.
Приведенные выше технико-экономические показатели опре-
делены без учета времени, необходимого для подготовки про-
ходки ствола сверху вниз.
Травматизм при проходке слепых стволов снизу вверх выше,
чем при проходке сверху вниз; в особенности возрастает травма-
тизм, вызванный падением кусков породы. Поэтому горная ин-
спекция разрешает проходить слепые стволы снизу вверх только
в тех случаях, когда горногеологические условия не позволяют
проводить их сверху вниз.
1 Goos sens W. Die Mechanisierung des Abteufens von Blindscliacliten.
Gliickauf, 1954, S. 1035.
I лава II
ПОДГОТОВКА ШАХТНОГО ПОЛЯ
§ 5. ОСНОВНЫЕ ПОЛОЖЕНИЯ
Подготовка шахтного поля производится после того, как
вскрывающими выработками оно разделено на части, в которых
по полезному ископаемому должны быть проведены выработки,
позволяющие начать очистные работы. В задачу подготовки,
кроме того, входит создание путей для вентиляции, передвиже-
ния людей и транспортирования грузов между очистными за-
боями и вскрывающими выработками.
Объем подготовительных работ. Схема и объем подготовитель-
ных работ зависят от горногеологических условий месторождения
и от применяемой системы разработки.
В угольных пластах при прямом порядке отработки лав (т. е.
при работе к границам блока), расположенных ио линии падения
или диагонально к пей, подготовка заключается в проведении
разрезной печи по восстанию или по падению и первых участков
выемочных штреков. Печи, пройденные по восстанию или по па-
дению, служат, прежде всего, для подготовки лавы и, кроме того,
для вентиляционной связи между обоими выемочными штреками
этой лавы. Как только лава начнет подвигаться, разрезная печь
становится ненужной, и на месте, где она находилась, возводят
закладку или производят обрушение кровли. Выемочные штреки
должны по мере подвигания лавы проводиться дальше, и только
после того, как лава дойдет до границы, их можно погасить и
извлечь из них крепь.
При выемке от границ, т. е. при обратном порядке отработки,
необходимо до начала очистных работ пройти выемочные штреки
до границ участка, что соответствует размеру блока по прости-
ранию. В конце штреков должна быть пройдена разрезная печь,
от которой начинают очистные работы в обратном направлении.
Аналогичным образом проводят подготовительные выработки
при системе разработки лавами по восстанию, при столбовых
78
системах разработки с закладкой и без закладки, при разра-
ботке с подэтажным обрушением, при камерной системе разра-
ботки и др.
При вскрытии и разработке через один горизонт с располо-
жением выработок в пласте полезного ископаемого главные
штреки относят к вскрывающим выработкам. Штреки в пласте,
подготавливающие отдельные столбы, относят к подготовитель-
ным выработкам.
Обеспеченность вскрытыми и подготовленными запасами полез-
ного ископаемого. Работы по вскрытию шахтного поля должны
быть настолько развиты, чтобы обеспечить возможность свое-
временной подготовки и ввода в работу новых очистных забоев
вместо отработанных. При планировании работ по вскрытию не-
обходимо предусматривать, чтобы рабочие по проведению поле-
вых штреков и квершлагов все время были обеспечены работой.
Очистные забои заканчивают свое существование не только по
достижении границ, но и при встрече непредвиденных наруше-
ний, при выклинивании пласта, из-за возникновения подземного
пожара и по ряду других причин. Однако необходимо начинать
подготовительные работы не раньше, чем это требуется, чтобы
по окончании их приступить к очистным работам. В противном
случае, особенно при обратном порядке отработки, пришлось бы
считаться с дополнительными расходами на поддержание выра-
боток, нежелательным нарушением боковых пород и возмож-
ностью самовозгорания угля. В связи с этим необходимо преду-
сматривать резервные забои. Имеются в виду: либо полностью
подготовленные и оснащенные оборудованием забои, без посто-
янного штата рабочих, либо один или несколько оборудованных
очистных забоев, имеющих небольшой штат рабочих и малую
скорость подвигания. Как правило, первый способ более эко-
номичен.
Необходимость планирования работ на длительный период
времени имеет большое значение для западногерманских, а так-
же голландских, бельгийских и французских шахт, в которых
выполняются большие объемы работ по проведению полевых
выработок. Для английских и американских шахт, где вскрытие
и разработка производятся на одном горизонте, достаточно пла-
нирования на более короткий период времени.
На угольных шахтах увязка развития сети вскрывающих и
подготовительных выработок имеет особенно большое значение
вследствие взаимного влияния очистных выработок друг на
друга, а также на состояние других выработок, чего нет в руд-
ных шахтах. Обеспеченность шахты разведанными запасами по
сравнению с рудными шахтами, разрабатывающими жильные
месторождения, на угольных шахтах значительно больше. За-
траты на машины и устройства возрастают, что вызывает необхо-
димость улучшать условия их использования. При вскрытии
месторождения следует отличать частичное вскрытие посред-
79
ством сети горизонтальных выработок и полное вскрытие, вклю-
чающее также проведение вертикальных выработок, особенно
слепых стволов. Обеспеченность частично вскрытыми запасами
угля должна составлять 10 лет. Она должна быть тем больше,
чем менее разведано шахтное поле, чем более оно нарушено и
чем более необходимо предварительное охлаждение массива по-
Наименование проводи- мой выработки !-й год 2-й год
1 Январь 1 | Февраль | I шг/пр i 1 | Июль | | Август | 4 I I QdpKUJVQ 1 1 ядркон\ {Декабрь | | Январь 1 | Февраль | 1 | Л пр ель 1 | Май 1 1 9ШНЦ I i [ Август
блоковый квершлаг б гор
Вентиляционная сбоина ?гор
Слепой ствол 811 1
Слепой ст бол 812
Разрезная печь (проходка снизу дберх) для лабы А У'
Очистные работы б лабе А
‘<00т
вентиляционный штрек лабы в 1
tконвейерный штрек лабы 8 £
Разрезная печь (проходка 'снизу бдерх) для лабы В
Очистные работы б лабе В
1. . дОЗт
Розрезноя печь (проходка снизу дберх)для лабы С
Очистные работы в лабе С
| tf)Om
, .1, 1 j
Рис. 62. Примерный календарный план вскрытия, подготовки и очистных работ
род. Увеличение скорости проведения выработок позволяет
уменьшить сеть одновременно проводимых выработок. Полное
вскрытие должно обеспечивать запасы на три года работы
шахты.
В подготовленные запасы включают также запасы выемоч-
ных полей, в которых ведут очистные работы. Обеспеченность
подготовленными запасами большинства угольных шахт обычно
достаточна, если она составляет от одного до двух лет. Если не
принимать во внимание запасы уже разрабатываемых выемоч-
ных полей и учитывать только вновь подготовленные выемочные
поля, в которых пройдены разрезные печи, то обеспеченность
80
подготовленными запасами составит не более полугода работы
шахты.
Календарные планы горных работ. Чтобы установить правиль-
ное соотношение между вскрытием, подготовкой и очистными ра-
ботами, следует составлять календарные планы проведения ра-
бот. Сначала устанавливают план очистных работ, а затем
разрабатывают календарный план проведения вскрывающих и
подготовительных выработок. Этот план должен наглядно пока-
зывать положение выработок в каждый данный момент1.
Рис. 63. Схема выработок к графику на рис. 62
На рис. 62 приведен примерный календарный план вскрытия,
подготовки и очистных работ для пологого пласта между гори-
зонтами 7 и 8. Для простоты на плане не показаны количество
рабочих, длина проводимых выработок, скорость подвигания
и т. д. Как видно из рис. 63, в первую очередь следует провести
блоковый квершлаг 1а на горизонте 8. Одновременно на гори-
зонте 7 проводится вентиляционная выработка 1Ь. Затем с гори-
зонта 8 на месте запроектированных слепых стволов 811 и 812
проводят буровые скважины большого диаметра. После оконча-
ния проходки слепых стволов можно проводить разрезную печь.?
и затем начать выемку в лаве А прямым ходом. Так как суточ-
ная добыча из блока должна составлять 1200 т, необходимо
подготовить еще одну лаву. Для запроектированной обратной
выемки лавы В проводят выемочные штреки 4а и 4Ь. Лава В
имеет большее подвигание, чем лава А. Кроме того, лава В после
прохода над блоковым квершлагом отрабатывается прямым хо-
1 Meuss. Zeitplane fur die Aus- und Vorrichtung und den Abbau. Berg-
bau, 1929, S. 319; D о h m e n F. Aus- und Vorrichtungsplane, Gliickauf, 1934,
S. 1100; EinfluC des Zeitfaktors auf die Kostenbelastung der Forderung durch
Aus- und Vorrichtungsarbeiten. Gliickauf, 1941. S. 37.
6 Горное дело
81
I
Jl
100 м
Наименование про- водимой выработки f-й год 2-й год
о i 1 £ 1 1 '5! 1 $ 1 5 [Сентябре i 1 1 i 1; 6 h ‘53 £ 1 1 $ ч J 1 f t $
Штрек от слепого ствола 2 (2 горизонт) 1 1
Аебедачная камера
Слепой ствол 2 (углубка)
Штрек от слепого ствола 3 (3 горизонт) L г
Слепой ствол (армиров- ка) i
Конвейерный штрек в пласте L от слепого ство- ла 2 (опережение) 1 в
Конвейерный штрек (северный) I 1 i
Разрезная печь (проход' ка) и оборудование лавы ।
Вентиляционный штрек от слепого ствола 3 (опережение) i“ । с т 1 1 1
Вентиляционный штрек (северный) 1 1
Очистные работы в пласте X
Рис. 64. Примерный календарный план вскрытия и подготовки:
1 — квершлаг 2-го горизонта; 2 — квершлаг 3-го горизонта; 3 — слепой ствол 2; 4 — сле-
пой ствол 3; 5 — конвейерный штрек; 6 — вентиляционный штрек; 7 — разрезная печь в
пласте L
82
s
J.
Ct
сг
сз
Сч
сз
Се
С7
Св
сз
сю
2-й год I 3-й год
|цЫИИЫВВаЫ2И0ПЕПИЕЕаПЕ1ЕШ!1!]5ППИПа
ZpMfcqmu бОРг/арми
\"* ^200тЛупки Обратный код
MJ/xX,1! illJ । J U
г.Оп/сцтки 6и0г/си'ткй
гОЫжки бООтКцтиЛ
№> Обратим
Обратный ход
.||,||||Д^
г^лутто ЬЮ/сутпи
МООт/сутки
ZO^ymitulWrltyrn
rzoor/cyrrwj
гО'вути б/хматки
=схамап|аавсвсам^в
* МХМсупки------
2400т/сцтки
Рис. 65. Примерный календарный план очистных работ в блоке:
а — разрез по 1-му восточному блоковому квершлагу; б - горизонтальная проекция пласта Е; в — календарный план очистных работ;
1 — слепой ствол 814; 2 — слепой ствол 813; 3 — слепой ствол 812; 4 — слепой ст кол 711; 5 — вентиляционная печь; 6 — конвейерный
бремсберг; 7 — 7-й горизонт, 1-й восточный блоковый квершлаг; 8 — 8-й горизонт, 1-й восточный блоковый квершлаг; 9 — конвейерный
штрек; 10 — вентиляционный штрек; 11 — разрезная печь; 12 — конвейерный штрек для обратного хода; 13 — проектируемый вентиля-
ционный штрек; 14 — проектируемый конвейерный штрек
дом до западной границы блока. Разрезная печь для лавы С
вначале служит резервной лавой. Позднее лава С становится
действующей и заменяет лаву А.
Для того чтобы отразить особенности работ и в целях
большей наглядности разрабатывают также отдельные кален-
дарные планы вскрытия и подготовки и планы ведения очист-
ных работ. На рис. 64 приведен календарный план вскрытия
и подготовки части пласта L, находящейся западнее слепого
ствола 3.
Календарный план очистных работ, проводимых по оконча-
нии вскрытия и подготовки, приведен на рис. 65. Имеются в виду
очистные работы на пласте Е в блоке, который будет вырабаты-
ваться частично прямым и частично обратным ходом. Наме-
чается обеспечить большую добычу и соответственно хорошее
использование очистных забоев машин.
Как видно из разреза вкрест простирания и плана работ на
пласте Е, длина лав на пласте Е составляет 250 м, размер вы-
емочного поля по простиранию на западе 600 м и на востоке
500 м. Путем проведения бремсберга удалось отказаться от
проходки слепого ствола между стволами 812 и 813.
Согласно плану, в первую очередь должны отрабатываться
прямым ходом лавы Е} и лавы Е$. При суточном подвигании
2 м можно получить из каждой лавы добычу 600 т в сутки и из
всего блока 2400 т. Затем должны быть отработаны обратным
ходом лавы Е4 и Е3.
Для своевременной замены вырабатываемых лав Е\ и Е3 не-
обходимо, чтобы вентиляционные штреки лав Е5 и Ев проводи-
лись с известным опережением и разрезные печи для лав обрат-
ного хода Е3 и Е^ были готовы к тому моменту, когда лавы Ei
и Е2 подойдут к границе. При длине лавы 250 м и подвигании
забоя разрезной печи 10 м^утки опережение вентиляционных
штреков должно быть равно по меньшей мере 25-суточному под-
виганию лавы. Суточная добыча из каждой лавы при обратном
порядке отработки повышается вдвое в соответствии с увеличе-
нием подвигания ее до 4 м1сутки и составляет 1200 т. Такой
порядок ведения работ дает возможность использовать уже прой-
денные штреки для работы обратным ходом и погашать их вслед
за подвиганием лав. После отработки лав обратного хода Е3 и Et
работа продолжается в лавах Еа и Ею с тем же штатом рабочих,
которые затем будут работать в лавах обратного хода Eg
и Е7.
После трех с половиной лет работы, в течение которых
будет добыто 1,65 млн. т, работы в пласте Е подойдут
к концу.
Для поддержания добычи из блока па уровне 2400 тз сутки
разработка нижележащего пласта начнется со второй половины
второго года.
84
§ 6. ПРОВЕДЕНИЕ ПОДГОТОВИТЕЛЬНЫХ ВЫРАБОТОК
Выемочные штреки. Эти штреки служат для разделения поля
на выемочные участки, а также для транспорта, передвижения
людей и вентиляции. В некоторых случаях, особенно при разра-
ботке рудных месторождений, выемочные штреки используют
сначала для разведки условий залегания. Тогда они называются
разведочными штреками и только после начала очистных работ
превращаются в собственно выемочные штреки.
Выемочные штреки проводят, как правило, по полезному
ископаемому; в случае разработки пластовых месторождений
большей частью по простиранию. При разработке линз и других
месторождений большой протяженности выемочные штреки про-
водят и вкрест простирания.
Выемочные штреки в угольных шахтах, пройденные на отка-
точном горизонте, раньше называли основными штреками, а на-
звание выемочные штреки относили только к тем штрекам, кото-
рые проводились на промежуточных горизонтах и начинались
от слепых стволов, уклонов, печей и бремсбергов. В настоящее
время такого различия уже не делают. В угольной промышлен-
ности часто применяют термин «пластовые штреки», подразде-
ляемые в зависимости от их расположения относительно лавы
на верхние и нижние (последнее обычно для Саарской области).
В зависимости от находящихся в них средств транспорта или
от главного назначения выемочные штреки называют также кон-
вейерными, вентиляционными, откаточными или закладочными
(служащими для достав'ки закладочных материалов).
Протяженность сети выемочных штреков и ее удельный вес
в общей сети подземных выработок шахты зависят от вида по-
лезного ископаемого, условий месторождений и систем разра-
ботки. При разработке жильных рудных месторождений общая
протяженность выемочных штреков, как правило, больше, чем
других горизонтальных выработок, т. е. квершлагов и полевых
штреков. Напротив, в угольной промышленности западноевро-
пейских стран протяженность полевых выработок зачастую
больше протяженности выемочных штреков, хотя и здесь име-
ются значительные различия. Так, при крутом залегании, где
длина очистных забоев невелика, общая протяженность выемоч-
ных штреков при одинаковой производительности шахты больше,
чем при пологом залегании. На шахтах, разрабатывающих поло-
гие пласты, исходят из соотношения 5—15 м выемочных штре-
ков на 1000 т годовой добычи шахты, в то время, как на шах-
тах, разрабатывающих крутые пласты, обычным показателем
является 20—35 м. Таким образом, на шахте с годовой добычей
1 млн. т при разработке пологих пластов будет 5—15 км вы-
емочных штреков, а при разработке крутых пластов — 20—35 км.
Примерно половина выемочных штреков (по протяженности)
ежегодно погашается, что требует проведения штреков соответ-
85
ствующей длины каждый год. В Руре ежегодно проводится
около 1 млн. м выемочных штреков при трудоемкости проведе-
ния 48 чел.-смен на 1000 т добычи. Трудоемкость зависит в пер-
вую очередь от мощности пласта и от угла его падения. Чем
больше мощность пласта и чем меньше' угол его падения, тем
меньше трудоемкость проведения выемочных штреков1.
Проведение выемочных штреков при разработке угольных ме-
сторождений. На угольных шахтах аналогия между методами про-
ведения выемочных штреков и полевых выработок остается в силе
до тех пор, пока мощность пласта будет равна или больше высо-
ты выемочного штрека. Такое соотношение встречается на уголь-
ных шахтах Западной Германии очень редко. В этих случаях
выемочный штрек может проводиться полностью по углю.
Работы при проведении по мягкому углю ведут с помощью
отбойных молотков, по более крепкому углю (средней крепо-
сти) — буровзрывным способом, а по крепкому углю—с приме-
нением врубовых машин с горизонтальными и вертикальными
режущими барами. В отдельных случаях успешно используют
американские комбайны Джой (Континиус майнер) 1 2. На шахтах
Нижнерейнского акционерного горнопромышленного общества
комбайном проводились штреки по углю шириной 4,5 м и высо-
той 2 м. Суточные темпы проходки составляли 10—20 м.
Однако, как правило, мощности угольных пластов недоста-
точны, чтобы проводить выемочные штреки только по углю.
Кроме того, выемочные штреки, из соображений удобства транс-
порта и вентиляции, проводят часто сечением 8—10 м2. Поэтому
должна производиться подрывка боковых пород. Только в ред-
ких случаях для обеспечения высоких темпов проведения вы-
емка и транспорт угля и породы производились совместно. При
таком методе повышалась нагрузка на обогатительное оборудо-
вание. Исходя из этого необходима селективная выемка и от-
катка угля и породы. В результате проведение выемочного
штрека существенно усложняется по сравнению с проведением
полевой выработки.
Выемка угля в каждом цикле осуществляется до выемки по-
роды. Для выемки применяют отбойные молотки или ВВ. Под-
рывка боковых пород, как правило, ведется с помощью буро-
взрывных работ. Только при очень мягких породах следует при-
менять отбойные молотки.
Подрывка боковых пород. Решение вопроса о том, следует ли
проводить подрывку боковых пород в кровле и почве пласта или
только в кровле, либо в почве, зависит от назначения выемочного
штрека, а также от проявлений горного давления.
1 Buss Н, Moglichkeiten und Vorteile eines beschleunigten Vortrlebs
von Abbaustrecken. Schlagel u. Eisen, 1952, S. 91.
2 Merkel H. Betriebserf'ahrungen mit dem Continuous Miner. Gilickauf,
1956, S. 1.
86
Подрывка почвы необходима на пологих и крутых пластах
для перегрузки угля с доставочного средства очистного забоя на
транспортное средство выемочного штрека. При пологом залега-
нии, малой мощности пласта и применении в штреке ленточного
конвейера подрывка породы только в почве может привести
к увеличению высоты перегрузки и тем самым к увеличению из-
мельчения угля и пылеобразования.
Из вентиляционных штреков в очистные забои доставляют
закладочный материал. При крутом залегании пласта раз-
грузка закладочного материала осуществляется с помощью опро-
кидывателей, вагонеток с боковой разгрузкой или ленточных
конвейеров. Для использования этих средств необходима под-
рывка почвы пласта. При пологом залегании перегрузка закла-
дочного материала на забойное доставочное средство необхо-
дима только при малораспространенной ручной закладке, а так-
же при метательной закладке. Такая перегрузка осуществляется
тем легче, чем выше расположена почва штрека, т. е. чем на
меньшую высоту подорвана почва пласта и чем на большую
высоту подорвана его кровля.
С точки зрения управления кровлей и уменьшения расходов
на поддержание штреков доказана целесообразность оставле-
ния ненарушенными пород кровли и проведения выемочных
штреков с подрывкой только почвы. Особенно важно соблюдать
этот принцип при разработке крутых пластов, так как здесь
отмечается дополнительная опасность сползания пород кровли
из призабойного пространства в откаточный штрек. При разра-
ботке пологих пластов этого можно не опасаться, так что под-
рывка пород кровли не оказывает вредного влияния. Если,
однако, непосредственно над пластом залегают ложная кровля
или неустойчивые породы, то рекомендуется их подрывать. На-
конец, следует отметить также, что при пологом залегании часто
приходится подрывать как кровлю, так и почву пласта из-за
необходимости подавать к очистным забоям большое количество
воздуха.
Выемочные штреки, проводимые совместно с лавами с отста-
ванием породного забоя от очистного. При таком способе прове-
дения угольный забой штрека объединяется с очистным забоем
и работы в нем ведутся рабочими очистного забоя. Подрывка
породы производится с отставанием от угольного забоя на два
или три вруба. Работы в породном забое выполняются рабочими
проходческой бригады. Преимущества этого способа заклю-
чаются в более высокой производительности труда проходчиков,
снижении стоимости проведения, в особенности из-за отсутствия
частичного проветривания, применяемого при проходке выемоч-
ных штреков с опережением очистного забоя. Кроме того, сни-
жаются расходы на поддержание штрека, так как в нем проис-
ходит частичная осадка кровли еще до установки постоянной
87
крепи и, наконец, опорное горное давление не может оказать
на нее вредного воздействия. На крутом залегапии появляется
еще одно преимущество — порода от подрывки вентиляционного
штрека может быть размещена в выработанном пространстве
очистного забоя без дополнительных погрузочных работ. Недо-
статком этого способа проведения является невозможность осу-
ществления предварительной разведки условий залегания, а так-
же то, что рельсовый транспорт по штрекам осложняется или
вообще исключается вследствие отсутствия места для устройства
разминовок. Поэтому для осуществления этого способа необхо-
димо проведение специальных мероприятий, которые при крутом
и пологом залеганиях различны.
При пологом залегании выбор мероприятий зависит от того,
производится или нет подрывка почвы пласта *. Если подрывка
почвы не производится, что имеет место при разработке пластов
мощностью более 1,4 м и с углом падения 9°, то для предохране-
ния штрекового ленточного конвейера от повреждения при под-
рывке кровли достаточно установить стальной кожух. Кожух
смонтирован на салазках и может подтягиваться вслед за по-
двиганием забоя. Если же производится подрывка кровли и поч-
вы пласта, то необходимо не только предохранять натяжную
головку штрекового конвейера прочными стальными листами, но
и устанавливать между забойным и штрековым конвейерами ко-
роткий промежуточный конвейер. В качестве такого промежу-
точного звена в откаточном штреке можно применять ленточный
или скребковый конвейер. Иногда он монтируется на роликах и
передвигается по направляющим, которые подвешиваются
к крепи. В вентиляционном штреке, если транспорт закладочного
материала производится ленточным конвейером, также можно
применять промежуточный ленточный конвейер. В обоих слу-
чаях промежуточные конвейеры перед взрыванием шпуров уда-
ляют от забоя. В качестве промежуточного доставочного сред-
ства при транспорте закладочного материала в вагонетках мо-
гут успешно применяться качающиеся конвейеры длиной до
60 м. Перед подрывкой породы в почве несколько головных реш-
таков демонтируют.
При крутом залегании взрывание шпуров в породном забое
штрека можно проводить в закладочную смену. В этом случае
порода от подрывки попадает либо непосредственно в заклады-
ваемое выработанное пространство лавы, либо предварительно
накапливается под штреком в небольшом магазине. Ее можно
оставлять в магазине или хранить там до спуска в выработанное
пространство (рис. 66). При применении указанных магазинов
подрывку породы в штреке можно проводить в течение любой
'Hohenstein A. Anwendungsbereiche und Vortrlebsverfahren von
Abbaustrecken. Gliickauf, 1951, S. 481.
88
Рис. 66. Магазинирование
породы от подрывки при
проведении вентиляционного
штрека одновременно с
очистными работами на кру-
тых пластах:
/ — временно замагазинированная
порода; 2 — откос закладки
смены, кроме того, крепь предохраняется от повреждения круп-
ными кусками породы.
При пологом залегании проводят с отставанием породного
забоя от угольного главным образом вентиляционные штреки.
На крутых пластах такой способ проведения вентиляционных
штреков применяется в тех случаях, когда в закладочную смену
разгружается не более 60—80 вагонеток с закладочным мате-
риалом. При большем количестве вагонеток следует устанавли-
вать опрокидыватели, допускающие проход через них вагонеток,
что возможно только в том случае,
если штрек проводится с опережением
очистного забоя. При пологом залега-
нии откаточные штреки рекомендуется
проводить с отставанием породного за-
боя от очистного только при мощности
пласта более 1,5 м, а также при мень-
шей мощности пласта, когда из-за
сильного горного давления установка
постоянной крепи выгодна после осад-
ки, кровли. Наоборот, проведение вен-
тиляционных штреков таким способом
следует рекомендовать в основном при
управлении кровлей способами пол-
ного обрушения, при пневматической
закладке или частичной закладке из
бутовых штреков, т. е. в тех случаях,
когда закладочный материал не перегружается со штрековых
транспортных средств на забойный конвейер.
Выемочные штреки, проводимые с опережением лавы. Этот
способ применяется чаще всего для проведения откаточных
штреков при прямом порядке отработки, а также при проведении
вентиляционных штреков па крутых пластах. На горизонтальных
и пологих пластах откаточные штреки часто проводят с нижней
раскоской (рис. 67). Благодаря этому часть породы от подрывки,
размещается в раскоске и не загружает транспорт. Горное дав-
ление, действующее на нижнюю (по падению) стенку штрека,
передается в глубь угольного массива на 5—10 м и более. Недо-
статок проведения откаточного штрека с нижней раскоской за-
ключается в том, что при отработке следующей по падению лавы
необходимо проходить в раскоске сбойки через каждые 5 м или
проводить заново вентиляционный штрек. Это часто имеет место,
когда старый откаточный штрек находится в неудовлетворитель-
ном состоянии.
Дальнейшим развитием описанного выше способа является
проведение штреков широким забоем. При этом порода от под-
рывки размещается в раскоске ниже по падению пласта уже не
частично, а полностью. Кроме того, уголь из забоев штрека и
89
раскоски вынимается одновременно, так что получается корот-
кая лава (рис. 68). Преимуществом проведения штрека широким
забоем является возможность одновременного осуществления
отдельных операций цикла благодаря их рассредоточению в про-
странстве; кроме того, отпадает необходимость откатки породы.
Таким образом, при проведении штрека широким забоем нет
необходимости учитывать работы, мешающие откатке породы во
время добычной смены. Основным недостатком этого способа
Рис. 67. Выемочный штрек с раскос-
кой, проводимый с опережением
лавы:
Рис. 68. Проведение выемочного
штрека широким забоем
/ — забой штрека; 2—раскоска; 3 — косо-
вичник; 4 — выемочный штрек; 5 - скребко-
вый конвейер; 6 — конвейер очистного забоя;
7 — закладка
проведения является необходи-
мость применения перегрузоч-
ного конвейера для доставки
угля от забоя раскоски до погрузочного пункта лавы. На схеме,
представленной на рис. 68, этот конвейер установлен на почве
пласта у верхней (по восстанию) стенки штрека. Если такой спо-
соб установки конвейера невозможен вследствие небольшой
мощности пласта и при углах падения, превышающих 9°, то под-
рывка почвы усложняется, так как работы в породном забое
можно начинать только после уборки перегрузочного конвейера,
расположенного по оси штрека. При разработке тонких пластов
ширина раскоски увеличивается. Поэтому способ проведения
штреков широким забоем ограничивается пластами мощностью
более 1 м; впрочем, и тогда этот способ применяется редко, если
скорость проведения должна составлять 2—4 м в сутки. Если
лава проходит вдоль нарушения или старого выработанного про-
странства, то раскоску, изменяя ее ширину, используют для пря-
молинейного проведения выемочного штрека.
Величина опережения лав выемочными штреками. При прове-
дении штреков широким забоем величина опережения зависит от
90
длины перегрузочного конвейера. Обычно при проведении штре-
ков с раскоской или без нее опережение составляет 50 м и более.
Для установки натяжной головки ленточного конвейера в отка-
точном штреке на пологом пласте, а также для перегрузки угля
с конвейера очистного забоя достаточно иметь, как правило,
опережение 5 м. На крутых пластах эта величина принимается
большей для обеспечения обмена вагонеток на погрузочном
пункте.
Если лава нарезана на неразведанном участке, то штреки
следует проводить с таким опережением, чтобы после пересече-
ния нарушения оставалось достаточно времени для проведения
новой разрезной печи и продолжения отработки, лавы сразу же
за нарушением. Необходимое расстояние между забоем штрека
и лавой зависит, таким образом, от скорости подвигания лавы,
длины разрезной печи и времени, необходимого для ее проведе-
ния. Если, например, суточное подвигание лавы составляет 1,5 м,
длина разрезной печи 240 м, то при темпах проведения печи
6 м/сутки (печь может быть пройдена за 40 суток) откаточный
штрек должен опережать лаву минимум на 60 м.
Предварительное проведение обоих выемочных штреков на
всю длину выемочного поля по простиранию необходимо при
отработке лав обратным ходом, а при комбинированной отра-
ботке (прямым и обратным ходом) штреки следует предвари-
тельно проходить примерно на половину длины выемочного поля
по простиранию.
Стоимость проведения штреков с опережением и без опере-
жения лавы. Иногда необходимо проводить штреки со значитель-
ным опережением лав, но нет никаких сомнений в том, что при
этом способе стоимость проведения выше, чем при небольшом
опережении или проведении штреков одновременно с очистным
забоем '. Разница в стоимости проведения колеблется в значи-
тельных пределах и может достигать 50% и даже более. Увели-
чение стоимости объясняется главным образом необходимостью
применять частичное проветривание, а также дополнительные
транспортные средства для проведения штрека. Кроме того, при
неблагоприятных условиях опорное давление внутри лавы мо-
жет вызывать дополнительные расходы на поддержание штреков.
Однако этот фактор часто переоценивают.
Стоимость проведения выемочных штреков для отработки
выемочного поля обратным ходом в большинстве случаев меньше
расходов на проведение откаточного штрека с опережением лавы,
так как отпадает необходимость увязывать проходческие опера-
ции с работой лавы. В этом случае штрек полностью исполь-
зуется для проходческих операций.
1 Rothfuchs W. Vergleich der Auffahrkosten von Flozstrecken usw.
Gliickauf, 1953. S. 201.
91
Операции проходческого цикла. Выемка угля производится,
как правило, отбойными молотками, однако достигаемая при
этом производительность низка. Применение врубовых машин
с горизонтальными и вертикальными барами требует дополни-
тельного места в забое и относительно много времени на подго-
товку их к работе и вывод из забоя. Кроме того, эти машины
мешают работе погрузочных машин. Применение врубовых ма-
шин можно признать оправданным только при проведении штре-
ков по весьма крепкому углю. При недостаточной производи-
тельности отбойных молотков следует переходить по возмож-
ности на буровзрывные работы. Однако в шахтах, опасных по
газу и пыли, можно применять только детонаторы мгновенного
действия, вследствие чего приходится вести взрывание шпуров
в несколько приемов, на что затрачивается слишком много вре-
мени. Большей частью уборку угля осуществляют после каж-
дого взрывания, чтобы обеспечить доступ к следующей группе
шпуров. Поэтому при выемке угля буровзрывным способом для
производства вруба часто используют отбойные молотки.
Для сокращения времени, затрачиваемого на бурение шпуров
по породе, важно обеспечить достаточное давление сжатого воз-
духа и иметь необходимое количество исправного и подготовлен-
ного к работе бурового оборудования. Одной из распространенных
причин простоев при бурении является зажим буровых штанг
в шпурах, вызываемый осадкой мягких или трещиноватых пород
после выемки угля. Поэтому целесообразно производить обури-
вание породного забоя перед выемкой угля и вставлять в про-
буренные шпуры деревянные пробки.
Использование удлиненных патронов ВВ и проведение других
мероприятий, для сокращения времени на взрывные работы при
проведении полевых выработок, в меньшей степени оправды-
вают себя при проведении выемочных штреков. Лучшие резуль-
таты дает наличие в составе бригады двух рабочих, имеющих
право ведения взрывных работ. При выборе паспорта буровзрыв-
ных работ необходимо обращать внимание на то, чтобы было
удобно грузить отбитый уголь и породу.
Решающее влияние на увеличение темпов проведения имеет
механизация уборки породы. В выемочных штреках получены не-
плохие результаты при погрузке с помощью ковшовых погру-
зочных машин и погрузчиков «утиный нос» *.
Особое внимание следует обращать на то, чтобы почва выра-
ботки была ровной; в противном случае рабочий орган погру-
зочной машины будет «задираться». При откатке породы в ваго-
нетках необходимо своевременно обеспечивать погрузочную
машину достаточным количеством порожняка. Для этого реко-
1 Blank К. Auffahren von Fldzstrecken mitWurfschaufelladern. Gliickauf,
1954, S. 1501; Meier C. Erfahrungen mit Wurfschaufelladern beim Abbaust-
reckenvortrieb. Gliickauf, 1954. S. 1134,
92
мендуется использовать период от начала смены до начала
\ борки породы.
При проведении штреков на пологих пластах, где для транс-
портирования используются преимущественно конвейеры, имеет
значение своевременная подача порожняка к погрузочному
пункту на квершлаге. Кроме того, нередко отпадает необходи-
мость в транспортировании значительной части породы, которая
размещается в раскоске или в выработанном пространстве
лавы.
Следует стремиться устанавливать крепь хотя бы частично
в период погрузки. Погрузчики типа «утиный нос», например,
допускают это. Как показал опыт, большие преимущества дает
создание трехдневного запаса крепежных материалов вблизи
забоя.
Организация работ и состав проходческой бригады. Организа-
ция работ при проведении выемочных штреков строится на тех
же принципах, что и при проведении полевых выработок. Сле-
дует исходить из четырехсменного графика со сдачей смены не-
посредственно в забое. Сменные бригады должны состоять из
двух, трех или четырех рабочих. Численность рабочих в бригаде
зависит от сечения выработки, типа применяемой погрузочной
машины, а также степени совмещения отдельных операций ци-
кла. При применении ковшовых погрузочных машин наибольшая
производительность труда достигается при минимальном числе
рабочих. При применении погрузчиков типа «утиный нос» в штре-
ках наклонных и крутых пластов следует предпочесть бригаду
из 3—4 чел., для того чтобы погрузчик не простаивал из-за не-
своевременной смены вагонеток. Если необходимо иметь допол-
нительное количество людей только в течение нескольких часов
смены, можно начинать работу следующей смены до окончания
предыдущей.
Наконец, следует учитывать сработанность рабочих в брига-
дах. Нельзя также привлекать проходчиков для усиления
бригад очистных забоев, что еще часто практикуется.
Примеры проведения выемочных штреков. Часто проведение
выемочных штреков ведется только в течение двух смен в сутки,
причем сменная бригада состоит лишь из 2—3 чел. Достигаемые
в этом случае темпы проведения не превышают 1 —1,5 м)сутки.
В противовес этому, на рис. 69 представлен график организа-
ции работ по скоростному проведению с помощью погрузочной
машины выемочного штрека сечением 11 лг2 в проходке и 8,6 Л!2
в свету на крутом пласте. Расстояние между рамами крепи 1,1 ль
Мощность пласта 0,75 м. Одна проходческая бригада состоит из
4 чел. и две по 3 чел. Среднесуточные темпы проведения состав-
ляют 3 м. Число циклов в сутки 1. Производительность труда
проходчика 50 см на выход, или 2,4 лР породы и 0,9 м3 угля
в массиве.
93
Особенно высоких темпов проведения можно добиться при
осуществлении графика, показанного на рис. 70 и предусматри-
вающего работу в четыре смены в сутки при численности смен-
кой бригады 4 чел. Сечение выработки в проходке составляет
11,5 м2, в свету 8,6 м2, мощность пласта 0,8 м. Расстояние между
Процесс Часы
/ 2 3 4 5 6 7 8
/ смена Выемка угля
бурение и взрывание
Вспомогательные работы
Передвижение к месту работы, перерыв
11 смена Погрузка породы
Крепление —
Вспомогательные работы —-
Передвижение н месту работы, перерыо S
111 смена Крепление
Выемка угля
Передвижение к месту работы, перерыв й =
Рис. 69. График организации работ по про-
ведению выемочного штрека с помощью
погрузочной машины
рамами крепи 1,2 м, средний уход за цикл 2,5 и 1,3 м, число цик-
лов в сутки 3. Производительность труда на выход 37,5 см, или
3 м3 породы и 1,31 л«3 угля в массиве. Этот график с некоторыми
изменениями может быть осуществлен и при большей мощности
пласта. Для погрузки применяется скрепер.
Схема и организация проведения выемочного штрека широ-
ким забоем с нижней раскоской по пласту мощностью 1,25 м по-
казаны на рис. 71. Длина раскоски определяется количеством
подрываемой породы. Средние темпы подвигания лавы, забоя
94
штрека, а также раскоски достигают 2 м/сутки. Для доставки
угля из забоя штрека служит легкий скребковый конвейер фир-
мы Байен, а для доставки породы — четыре вибрационных кон-
вейера (по одному рештаку в каждом) фирмы Ристер *. Их уста-
навливают под углом к раскоске во время закладочной смены
после перебивки отдельных стоек и постепенно по мере работы
переставляют.
Процесс
Передвижение к месту рабо-
ты, перерыв
дурение и взрывание по
углю
Бурение и взрывание по
пироде
Обборка забоя и установка
передовой крепи
Затяжка кровли (на участ-
ке одного или двух комплек-
сов крепи )
Ьурение шпуров под анкеры
Погрузка породы скреперам
доставка крепежных мате
риалов к забою
вспомогательные работы
Крепление и затяжка боков
оырабо/пки
I смена
Ч д Ю П /4
Рис. 70. График организации работ по проведению выемочного штрека с при-
менением скрепера
Общие сведения о печах и бремсбергах. Печи, называемые
при разработке рудных месторождений «восстающими», пред-
ставляют собой выработки, проводимые по пласту снизу вверх
или сверху вниз. Печи служат для связи между двумя или не-
сколькими выемочными штреками, причем обычно они перпенди-
кулярны к ним. Часто приходится проводить вдоль сбросов
диагональные печи,. При сплошной системе разработки печи
в основном используют для нарезки новых лав, т. е. в качестве
разрезных. В этом случае после начала очистных работ они
больше не поддерживаются и подлежат закладке.
Имеются наклонные выработки, поддерживаемые в течение
длительного времени и используемые для вентиляции, доставки
или передвижения людей. Их часто называют пластовыми брем-
сбергами, или, в зависимости от назначения или установленного
в них транспортного средства, — вентиляционными, рельсовыми
1 Weddige A. Die Zitterrutsche. Sclilagel u. Eisen, 1956, S. 227.
95
1 — .лава; 2 — деревянные костры, заполненные породой; 3 — штрековый конвейер;
4 —легкий конвейер; <5 — рештаки вибрационного конвейера; 6 — косовичник;
7 —(путь доставки породы; 3 — вентилятор; 9 — выемка угля в забое штрека и
раскоски (5 чел.); 10 — установка костров, бурение и взрывание шпуров в кровле,
। крепление (3 чел.); // — демонтаж конвейера для транспортирования угля в раско-
! ске и переноска его к забою, установка конвейера для транспортирования породы
(2 чел.); /2—уборка породы от подрывки кровли в раскоску (3 чел.); 13 — буре-
ние и взрывание шпуров в почве, уборка породы от подрывки почвы в раскоску,
демонтаж конвейера для транспортирования породы, установка конвейера для
транспортирования угля {4 чел.*.
i
96
или конвейерными бремсбергами и т. д. Бремсберги проводят
на пологих пластах широким забоем. Ширина забоя опреде-
ляется количеством породы, получаемой при подрывке кровли
бремсберга; порода закладывается в раскоски по обе стороны
бремсберга.
Восстающие выработки на крутых пластах часто исполь-
зуют для бункерования угля и породы. На угольных шахтах
Рура на 1000 т годовой добычи проходится в среднем 2,7 м ука-
занных выработок. На английских шахтах, разрабатывающих
в основном пологие пласты, нарезка лав часто производится вы-
работками, проходимыми широким забоем.
Проведение печей. При проведении печей необходимо разли-
чать основные операции: выемку угля (при некоторых условиях
также подрывку боковых пород), транспорт угля и материалов
и крепление. Выемка угля ведется с помощью отбойных
молотков, а при крепком угле буровзрывным способом; на
пологих пластах часто применяют врубовые машины с горизон-
тальными и вертикальными барами. До угла падения 4—5° нет
существенных различий в том, проводится ли выработка по вос-
станию или по падению пласта. С увеличением угла падения
различие возрастает, причем в выработках, проводимых по паде-
нию, возрастают трудности при погрузке и прежде всего при
транспорте отбитой горной массы. Поэтому в большинстве слу-
чаев предпочитают вести проходку снизу вверх, а не сверху вниз.
С другой стороны, в выработках, проводимых по падению, легче
осуществляется доставка к забою крепежных и прочих материа-
лов. Кроме того, здесь не следует опасаться возможности скоп-
ления у забоя рудничного газа, так как он поднимается вверх.
Наоборот, в печах, проводимых снизу вверх, при появлении руд-
ничного газа следует обеспечивать надлежащее проветривание
:.абоя, которое в особо сложных случаях осуществляется уста-
новкой двух ставов вентиляционных труб с вентиляторами вса-
сывающего и нагнетательного действия или бурением передовой
скважины до верхнего штрека.
В некоторых случаях выработка может проводиться только
сверху вниз: например, когда транспортирование угля, добытого
зри проведении выработки, по нижележащему выемочному
штреку сопряжено со значительными трудностями или вообще
невозможно. Это имеет место, в частности, при работе сдвоен-
ными лавами с транспортированием угля из обеих лав на сред-
ний (сборный) откаточный штрек; при этом невозможно уста-
навливать транспортные средства в других выемочных штреках.
В таком случае, особенно при отработке обратным ходом, необ-
ходимо нарезку лав проводить со среднего штрека, причем верх-
няя лава нарезается печью, проходимой снизу вверх, а нижняя —
зечыо, проходимой сверху вниз.
Иногда предпочитают вести проходку сверху вниз также
из-за соображений экономии времени. В то время как на нижнем
7 Горное дело 97
горизонте еще только проводится квершлаг до данного пласта,,
с верхнего горизонта уже проводится печь сверху вниз. Таким,
образом, ко времени окончания проведения квершлага будет
готова соединительная выработка между обоими горизонтами и
можно начинать очистные работы.
Сечение печей и бремсбергов. Выработки, проводимые по
восстанию и по падению в пластах мощностью до 1,7 м, имеют
в большинстве случаев ширину 3—4 м. Этим обеспечивается
возможность устраивать в печи три отделения, из которых одно
служит для передвижения людей, второе — грузовое и третье —
для размещения вентиляционных труб. Ширина отделений ко-
леблется от 1 до 1,5 м и увеличивается с уменьшением мощно-
сти пласта. Если мощность пласта незначительна или в нем
имеются породные прослойки большой мощности, то ширину
печи следует увеличивать до 4—5 м для того, чтобы устроить чет-
вертое отделение для размещения в нем всей породы (от под-
рывки кровли или из прослойка). При мощности пласта свыше
1,7 м часто достаточно устраивать печи только из двух отделе-
ний, ширина печи при этом уменьшается до 2—3 м. В этом слу-
чае вентиляционные трубы навешиваются в грузовом отделении.
При применении врубовых машин, располагаемых по оси про-
водимой выработки и производящих дуговой вруб, ширина выра-
ботки равна удвоенной длине режущего бара врубовой машины.
Расположение грузового отделения определяется условиями1
погрузки и транспорта. Если при проведении печи используется
тот же конвейер, который позднее будет работать в очистном
забое, то грузовое отделение располагается у той стенки печи,
которая будет грудью забоя лавы. Этим исключается переноска
конвейера перед началом очистных работ. При применении в пе-
риод проведения печи временного транспортного средства по-
следнее следует располагать на стороне, противоположной буду-
щей груди забоя лавы с тем, чтобы иметь возможность беспре-
пятственно смонтировать там забойный конвейер.
Ходовое отделение располагается всегда в середине печи,,
чтобы можно было легче осуществлять из него работы в других
отделениях. На крутых пластах в ходовом отделении навеши-
вают лестницы. Обычно вентиляционное отделение печи можно'
делать несколько уже остальных отделений. Это обстоятельство
используется вегда при скреперном транспорте, требующем
большей ширины грузового отделения.
Наклонные выработки, например пластовые бремсберги, про-
водимые широким забоем, применяют при пологом залегании
и отработке прямым ходом; от этих выработок нарезают лавы,,
а сами они поддерживаются для вентиляции и транспорта.
Крепление печей. Разрезные печи обычно крепят деревом.
Если нарезаемая лава будет крепиться металлом, то может
оказаться целесообразным уже при проведении печи крепить ее-
98
металлическими стойками с металлическими или деревянными
верхняками; это будет оправдано, если лава начнет работать
сразу же после окончания проведения разрезной печи и если
имеется достаточное количество металлической крепи в период
проведения печи. Особенно следует отметить целесообразность
применения металлической крепи в разрезных печах, проводи-
мых для подготовки струговых лав. В этом случае крепь в печи
устанавливается по обычному паспорту, принятому в струговых
лавах (рис. 72). Если за-
пас металлической крепи
недостаточен, то печь вре-
менно крепят деревом,
а затем с началом очист-
ных работ перекрепляют
на металл (при этом ис-
пользуются стойки, из-
влекаемые из отработан-
ной лавы).
При деревянной крепи
в печах на маломощных
пластах для экономии
крепежного леса и обес-
печения большего свобод-
ного пространства часто
применяют длинные верх-
няки (2,2—3,5 м) и рас-
Рис. 72. Крепление разрезной печи металли-
ческими стойками и верхняками:
/ — вентиляционные трубы; 2— трубопровод сжа-
того воздуха; 3 — направление подвигания забоя на-
резаемой лавы
полагают их по простира-
нию. В зависимости, от
числа отделений печи под
верхняки подбивают 3—
5 стоек. Зачастую под
верхняк сначала подбивают только две крайние стойки, а проме-
жуточные устанавливают только на расстоянии 4—5 м от забоя
печи.
При мощности пласта менее 1,6 м достаточно устанавливать
деревянные стойки диаметром 12 см. На пластах большей мощ-
ности применяют стойки диаметром 14 и 16 см. Расстояние
между рамами крепи принимается в большинстве случаев в пре-
делах 1 —1,3 м. Однако в неблагоприятных условиях оно может
быть уменьшено до 0,5 м. При угле падения пласта, превышаю-
щем 27°, необходимо обеспечивать тщательный распор между
смежными рамами крепи. В этих условиях верхняки часто рас-
полагают по падению. Подобное расположение верхняков выби-
рается также и на маломощных пластах для увеличения высоты
(в свету) грузовых отделений печей при применении скреперной
доставки или канатной доставки на отрезках резиновой ленты.
Если ширина выработки превышает 3,5 м, то эта дополни-
тельная обнаженная площадь кровли поддерживается, как пра-
7*
99
почвы и кровли, производить также
вило, не верхняками, а бутовой полосой. Некоторые примеры
паспортов крепления печей на пологих пластах приведены па
рис. 73. При крутом залегании часто приходится устанавливать
полные рамы, чтобы предотвратить сползание крепи. Кроме того,
при значительном отжиме угля необходимо, кроме затяжки
затяжку боков печи и ее
забоя (рис. 74). Часто за-
бою печи придают свод-
чатую форму в .направле-
нии проходки. Для предо-
хранения от завала доски
на рабочем полке укла-
дывают с промежутками,
через которые может про-
сыпаться внезапно обру-
шившийся уголь. С этой
целью на крутых пластах
проводят ступенчатые пе-
чи. Такие печи облегчают
нарезку диагональных
лав. Как правило, печи
проводят по линии паде-
ния пласта, так как это
позволяет уменьшить их
длину.
Транспорт при прове-
дении печей. Для транс-
портирования угля при
проведении печей на по-
логом пласте служат ка-
чающиеся, ленточные и
двухцепные скребковые
конвейеры, наращиваемые
по мере подвигания забоя
выработки, и скреперы.
При наклонном залегании применяют неподвижные рештаки,
а на крутых пластах уголь скатывается непосредственно по почве
выработки в отшитом грузовом отделении.
Рис. 73. Паспорта крепления печей на
пологих пластах:
а — доставка с помощью отрезка резиновой лен-
ты и канатов; б — доставка двухцепным скреб-
ковым конвейером; « — доставка скрепером; / —
вентиляционные трубы; 2 — трубопровод сжатого
воздуха; 3 — отрезок ленты; 4 — скрепер
Транспорт в выработках, проводимых сверху вниз на крутом
падении, осуществляется сложнее. Для этого применяют спе-
циальные салазки или небольшие вагонетки, перемещаемые с по-
мощью лебедок. Такие вагонетки, колеса которых имеют двой-
ные реборды, перемещаются по настланным по почве продольным
брусьям. Аналогично осуществляется транспорт материалов
в выработках, проводимых на крутом падении снизу вверх.
Так как производительность ленточных и двухцепных скреб-
ковых конвейеров значительно превышает количество угля, полу-
100
чаемого при проведении наклонных выработок, то эти механизмы
используются далеко не полностью. Кроме того, большой вес
деталей и узлов конвейеров за-
трудняет частое их наращива-
ние. Значительными преимуще-
ствами обладает при маломощ-
ных пластах скреперная до-
ставка, которая применяется до
угла падения 36° и на которую
почти не влияет изменение
углов падения пласта. Скрепер
с двухбарабанной лебедкой мо-
жет обеспечивать доставку
угля на расстояние 250—280 м.
В выработках большей длины
можно оборудовать несколько
скреперных установок. Для
увеличения расстояния достав-
ки требуется только перевеска
шкива, так что на собственно
проходческие операции остает-
ся больше времени. Капиталь-
Рис. 74. Схема крепления печи на
крутом пласте:
! — угольный забой; 2 — нагнетательный вен-
тиляционный став. 3 — рабочий полок; 4 —
полок для угля; 5 — переговорная труба;
6 — шкнв; 7 — трубопровод сжатого воздуха;
8 — всасывающий вентиляционный став; 9—
салазки для доставки материалов, перемеща-
ющиеся по деревянным рельсам
пластах мощностью 0,6—0,7 м
ные затраты и эксплуатацион-
ные расходы при скреперной
установке меньше, чем при
конвейере. Однако производи-
тельность скреперов при уве-
личении длины транспортиро-
вания уменьшается, что огра-
ничивает темпы проведения
длинных выработок. Скреперы
нельзя применять при мягких
и ломких породах почвы. В вы-
работках, проводимых сверху
вниз, целесообразно применять
скреперы емкостью 0,6—1,0 м3
с днищами на лыжах или ко-
лесах, а также укладывать
легкие рельсы. После оконча-
ния проведения выработки
скреперная установка может
быть использована для монта-
жа забойного конвейера. Де-
монтаж скреперной установки
производится весьма просто. В
для облегчения погрузки угля вместо скрепера можно применять
отрезок резиновой ленты длиной около 4 м, охваченный метал-
лическими полосами.
101
Если при проведении печи необходимо применить забойный
конвейер будущей лавы, то может быть оправдано даже исполь-
зование тяжелых двухцепных скребковых конвейеров, так как
при этом отпадают трудоемкие работы по замене конвейера
в лаве перед началом очистной выемки. Однако при применении
двухцепных скребковых конвейеров в печах длиной свыше 100.и
необходимо устанавливать второй привод, что затрудняет нара-
щивание конвейерного става в выработках, проходимых снизу
вверх. Поэтому может оказаться целесообразным устанавливать
у забоя промежуточный ленточный или качающийся конвейер,
передающий уголь на двухцепной скребковый конвейер. На мон-
таж скребкового конвейера длиной 200 м требуется (без учета
транспортирования до лавы) около 80 чел.-смен, на демонтаж
качающегося конвейера такой же длины — около 30 чел.-смен.
Таким образом, в этом случае на замену конвейера придется за-
тратить ПО чел.-смен, что соответствует расходам на заработную
плату примерно 4000 марок.
Существенное значение имеет также возможность использо-
вания транспортных средств для доставки материалов. При
скребковых конвейерах для этой цели необходима дополнитель-
ная лебедка. В печах небольшой длины достаточно установить
скреперную лебедку, которую передвигают по мере подвигания
забоя печи. Материалы могут доставляться к забою по ходовому
отделению непосредственно по почве или на тележке. В печах
большей длины, при более крутом падении пласта и доставке
тяжелых материалов, следует предпочесть установку двухбара-
банной лебедки у сопряжения печи с нижним штреком.
При реверсивных ленточных и двухцепных скребковых кон-
вейерах, а также при скреперах доставка материалов обеспечи-
вается без применения дополнительных устройств. Это позволяет
уменьшить ширину проводимой выработки.
Скважина, предварительно пробуренная на всю длину выра-
ботки, позволяет не только улучшить ее проветривание, но и
облегчить транспорт при более крутом падении, так как можно
спускать по скважине отбитый уголь вниз (при проходке сверху
вниз) или доставлять по ней материалы (при проходке снизу
вверх). Кроме того, наличие передовой скважины позволяет
обойтись без вруба, что значительно экономит время. Этот спо-
соб проведения выработок успешно применяется на рудных
шахтах'.
Организация работ и производительность труда при проведе-
нии печей. Высокие темпы проведения печей имеют большое зна-
чение. Это значение увеличивается с повышением уровня
механизации проведения и ростом длины выработок в связи с уве-
личением расстояния между главными или промежуточными го-
'Wild К. Erfahrnngen mH GrofJlochbohren auf Grttbe Meggen der
.Sachtleben1 AG. Erznieiall, 1956, S. 311.
102
Рис. 75. Нарезка диагональных лав от
скважин большого диаметра:
/ — выемочный штрек; 2 — вентиляционная сква-
жина бои мм; 3 — скважина для доставки кре-
пежных и закладочных материалов 0 600 мм
производительности труда и эко-
ризоитами. При повышении темпов проведения достигается эко-
номия в отчислениях на амортизацию машин, в особенности вен-
тиляторов местного проветривания. Организационные мероприя-
тия, позволяющие добиться этой цели, описаны выше в разделах,
посвященных проведению выемочных штреков и полевых вы-
работок. Здесь рассматривается только вопрос о численности
проходческих бригад.
Работа по проведению печей строится по графику: 3—4 смены
в сутки. Численность сменных бригад колеблется от 2 до 4 чел.,
в зависимости от длины за-
боя и угла падения пласта.
Кроме того, на доставке ма-
териалов задалживаются
1—2, а при более длинных
печах 3—4 рабочих на по-
временной оплате. Эти же
рабочие заняты транспортом
угля и выполнением вспо-
могательных операций: на-
ращиванием трубопроводов
итранспортных средств. При
благоприятных условиях ре-
комендуется, чтобы эти ра-
боты выполнялись частично
или полностью членами про-
ходческой бригады. Вклю-
чение этих операций в об-
щин график проходческих
работ приводит к повышению
номии рабочей силы.
Темпы проведения печей зависят, наряду с организацией
груда, от крепости угля и принятого способа его выемки. Произ-
водительность труда обычно составляет 50—120 см на выход.
При трехсменной работе и численности сменной бригады 3 чел.
можно рассчитывать на проведение от 4,5 до 11 м выработки
в сутки в зависимости от условий. В особо благоприятных усло-
виях при четырехсменном графике работ достигают темпов
15 м)сутки.
Использование скважин большого диаметра в качестве печей.
При разработке крутых пластов предпринимались многочислен-
ные попытки использовать в качестве печей скважины большого
диаметра. Проводился также опыт разработки пласта двумя
потолкоуступными забоями, подвигаемыми в противоположные
стороны от двух параллельных скважин, пройденных по пласту
от штрека (рис. 75). Одна из скважин использовалась в каче-
стве вентиляционной, а по второй производилась доставка кре-
пежных и закладочных материалов. При ненарушенном залега-
103
нии и равномерном угле падения применение скважин боль-
шого диаметра в качестве печей позволяет добиться значитель-
ной экономии средств и времени также в рудных шахтах, в осо-
бенности в тех случаях, когда необходимо проводить выработки
небольшого сечения.
Пластовые бремсберги. Иногда печи используют не только
в качестве подготовительных выработок, но также и вместо сле-
пых стволов для транспорта добытого в верхней лаве угля на
главный откаточный горизонт. В подобных случаях в них уста-
навливают ленточные конвейеры и они носят название пластовых
или конвейерных бремсбергов. Так как бремсберги имеют значи-
тельный срок службы, то для разгрузки их крепи от давления
с боков возводят породные полосы (породу получают от под-
рывки бремсберга). Поэтому конвейерные бремсберги часто про-
водят широким забоем. Схема и организация работ в них такие
же, как и при проведении выемочных штреков широким забоем.
Ширина бутовых полос зависит от количества подрываемой по-
роды; ширину выработки можно увеличить, используя вместо
породы деревянные костры. Между породными полосами и мас-
сивом угля оставляют косовичники, используемые для вентиля-
ции и транспорта. Позднее из них могут быть начаты очистные
работы.
Глава HI
СИСТЕМЫ РАЗРАБОТКИ
§ 7. НАПРАВЛЕНИЕ ПОДВИГАНИЯ ОЧИСТНОГО ЗАБОЯ
И НАПРАВЛЕНИЕ ВЫЕМКИ В НЕМ
При каждой системе разработки имеется общее направление,
в котором ведутся очистные работы в шахтном поле пли в части
его. Это направление следует отличать от направления, по ко-
торому производится выемка полезного ископаемого в очистном
вабое. Первое следует назвать направлением подвигания очист-
ного забоя, а второе — направлением выемки в очистном забое.
Подвигание очистного забоя и выемка в нем могут произво-
диться в четырех направлениях: по простиранию, по восстанию,
по падению и по диагонали. Подвигание очистного забоя по па-
дению и в диагональном направлении почти не встречается, по-
этому в основном имеются два направления подвигания забоя
и четыре направления выемки в нем, которые могут находиться
в любом сочетании друг с другом.
В угольных шахтах преобладает подвигание очистных забоев
по простиранию, в то время как выемка в них производится по
простиранию, по восстанию, по падению и в диагональном напра-
влении, а именно: на пологих и наклонных пластах большей
частью по простиранию, на крутых пластах—по простиранию,
диагонально к простиранию и по падению (рис. 76).
При разработке рудных жил наиболее распространено подви-
гание очистных забоев по восстанию, как, например, при системе
разработки полосами по восстанию. Применяется также разра-
ботка с подвиганием очистных забоев по простиранию, напри-
мер при потолкоуступной выемке. Выемка в забое при разра-
ботке по восстанию производится, как правило, по простиранию,
при диагональных забоях — по падению или в диагональном на-
правлении — сверху вниз. В соляных шахтах, наоборот, при кру-
том залегании очистные забои большей частью подвигаются по
восстанию, а выемка в них производится по простиранию; при
105
пологом залегании подвигание очистных забоев и выемка в них
направлены по восстанию.
Выемка полезного ископаемого в очистном забое может про-
изводиться перпендикулярно, параллельно или под некоторым
углом к фронту очистного забоя. Ниши, например, проводят пер-
пендикулярно, а дальнейшая выемка из них производится парал-
лельно фронту забоя.
Выемка заходками, а также почвоуступная производятся
параллельно фронту забоя. В пределах одного уступа сначала
Рис. 76. Направление подвигания очистных работ и направление выемки:
•а — подвигание по простиранию, выемка по простиранию; б — подвигание по простиранию,
выемка по восстанию; в — подвигание по простиранию, выемка по падению; г — подвигание
по простиранию, выемка по диагонали; д — подвигание по восстанию, выемка по восстанию;
е — подвигание по восстанию, выемка по простиранию
производится выемка «кутка» перпендикулярно фронту уступа,
а затем остальной части уступа параллельно фронту забоя.
Подвигание забоя и выемки в нем за определенный проме-
жуток времени являются показателями работы забоя. Обе эти
величины большей частью устанавливаются и замеряются еже-
дневно или ежемесячно. Например, при системе разработки ла-
вами по простиранию с выемкой в них полосами по падению,
длине лавы 30 м, ширине полосы 1,5 м и подвигании выемки
в ней 10 м/сутки получим суточное подвигание лавы 0,5 м. При
системе разработки лавами по простиранию с выемкой по про-
стиранию и с ежедневной выемкой полосы шириной 2 м вдоль
всего забоя подвигание забоя и выемки будет равно ширине вы-
нимаемой полосы.
§ 8. КЛАССИФИКАЦИЯ СИСТЕМ РАЗРАБОТКИ
1. Общие сведения
В основу классификации явлений или методов принимают
признаки наиболее важные и менее важные. Разумеется, о сте-
пени важности тех или иных признаков могут быть различные
мнения.
106
Имеются разновидности систем разработки, принадлежность
которых к определенной системе установить сложно. Однако по
возможности четкая и ясная классификация разновидностей си-
стем разработки имеет большое значение. Она облегчает пони-
мание и позволяет избегать появления новых местных названий.
В связи с тем, что при применении любой системы разработки
особое внимание уделяется горному давлению и управлению
боковыми породами, раньше в качестве основы для классифика-
ции систем разработки принимался способ управления кровлей.
Системы разделялись следующим образом:
1) с закладкой;
2) с обрушением кровли;
3) с удержанием кровли на целиках.
Эти различия в управлении кровлей имеют большое значение
и должны быть учтены при разработке классификации систем
разработки. Однако результат будет неудовлетворительным,
если этот признак положить в основу.
Более целесообразно исходить из конструктивных особенно-
стей систем разработки и из того, каким способом производится
разработка пласта, жилы или залежи полезного ископаемого
в пределах выемочного поля или участка, а именно: одновремен-
но или по частям, забоями какой формы и длины, должна ли
оставаться выработанной или нет часть полезного ископаемого.
2. Метод выемки в пределах выемочного поля 1
Рассмотрим сначала пластообразные залежи с любым углом
падения — пласт мощностью от 0,5 примерно до 4 м. В этих
условиях можно разрабатывать участок забоями, длиной 50—
100 или несколько сот метров. Разработку пласта можно произ-
водить с закладкой или с обрушением кровли, применяя прямой
или обратный порядок отработки. В этом случае имеет место
выемка лавами (длинными забоями), при которой рабочее про-
странство лавы непрерывно перемещается. Выемка лавами ши-
роко распространена на угольных шахтах.
Можно разделить участок на узкие полосы шириной 2—4 м и
вырабатывать их друг за другом последовательно. При этом
применяется, как правило, закладка. Такая схема называется
выемкой полосами.
Третья схема выемки характеризуется тем, что участок сна-
чала делят выработками на части, называемые столбами.
Обычно столбы имеют прямоугольную форму, но могут быть и
квадратными.
1 Автор пользуется термином «Bauweise» (буквально — архитектурный
прием), которому нет соответствующего термина в нашей литературе.
(Прим, перев.)
107
Затем столбы вырабатываются в основном обратным ходом.
Как правило, работы производятся с обрушением. Эта схема на-
зывается выемкой столбами.
Если при выемке лавами, полосами и столбами стремятся
к полному извлечению полезного ископаемого, то при камерной
системе разработки полная его выемка, как правило, не произ-
водится. Камеры проводятся либо одновременно, либо последо-
вательно друг за другом до границы выемочного участка (поля),
а остающиеся между ними целики полезного ископаемого слу-
жат для поддержания кровли.
В камерах в отличие от лав, рабочее пространство не меняет
своего положения, но по мере выемки увеличивается. Одновре-
менно, также в отличие от работы лавами, изменяется и длина
транспортных средств. Поперечное сечение рабочего простран-
ства камер изменяется в пределах от 20 до 1000 м2 и больше.
Блоками называют вырабатываемые части мощного место-
рождения, имеющие значительные размеры по трем направле-
ниям. При выемке блоками с обрушением, в отличие от разра-
ботки камерами, рабочее пространство отсутствует и целики по-
лезного ископаемого для поддержания кровли не оставляются.
3. Признаки, характеризующие систему разработки
Пять описанных выше схем выемки положены в основу клас-
сификации систем разработки.
В соответствии с этим имеется пять групп систем разработки:
лавами (длинными забоями), полосами, столбами, камерами и
блоками.
Сама по себе схема выемки еще не является системой раз-
работки, но она является важнейшим признаком системы. При-
знаками системы являются также способ управления кровлей,
направление подвигания очистных забоев и выемки в этих за-
боях.
Кровлю можно опускать на закладку, обрушать или поддер-
живать целиками. В связи с этим различают системы разработки
с закладкой, с обрушением кровли и с оставлением целиков.
Большое разнообразие имеется в направлении подвигания
очистных забоев и выемки. Направление выемки характеризует
способ подвигания фронта забоя. В длинных забоях, например,
выемка может производиться с применением ниш или лентами
по всему фронту забоя, при системах разработки с диагональ-
ным забоем — потолкоуступным или пилообразным забоем.
4. Факторы, влияющие на выбор системы разработки
Выбор системы разработки имеет решающее значение для
шахты. Здесь играют роль не только себестоимость непосред-
ственно по забою, но также и общешахтные расходы, связанные
108
со вскрытием и подготовкой, механизацией выемки и транспор-
том и другими расходами, на которые влияет система разра-
ботки.
Задача заключается в том, чтобы выбрать такую систему
разработки, которая должна дать наилучший экономический
результат и одновременно обеспечить наибольшую безопасность
работ. Какая система может удовлетворить этим требованиям,
зависит от природных условий, а также от уровня и типа меха-
низации рабочих процессов в забоях, ценности полезного иско-
паемого, условий транспортирования и уровня заработной
платы.
Из природных факторов наибольшее значение имеют мощ-
ность залежи ископаемого, угол падения, глубина залегания и
крепость полезного ископаемого и боковых пород, а также
величина запасов месторождения, степень вредного влия-
ния горных работ на устойчивость сооружений на земной поверх-
ности, и для шахт, добывающих каменную и калийную соль,—
возможность проникновения воды в шахту. Здесь, как правило,
можно применять только такие системы разработки, которые
позволяют при помощи целиков сохранять кровлю в ненарушен-
ном состоянии. Так же можно поступать при разработке под дном
моря или под сооружениями на земной поверхности, когда не
может быть допущено ее оседание.
Системы разработки, при которых необходимо сохранять не-
обрушенными камеры больших размеров, могут быть применены
только при крепком полезном ископаемом и крепких боковых
породах. Далее при выборе систем разработки следует опреде-
лить потери полезного ископаемого, которые могут быть допу-
щены (например, при камерных системах).
5. Система разработки и порядок разработки
Необходимо различать понятия «система разработки» и «по-
рядок разработки». Вопрос о том, следует ли делить мощную
залежь полезного ископаемого на части меньшей мощности, по-
зволяющие применить определенную систему разработки, яв-
ляется вопросом выбора не системы разработки, а порядка раз-
работки. К таким вопросам относится разделение мощной
залежи на слои !.
Залежь полезного ископаемого делят на слои плоскостями,
параллельными кровле и почве. Такими плоскостями часто яв-
ляются плоскости напластования.
Иногда слои располагают под некоторым углом к кровле и
почве залежи или пласта. Толщина слоя, как правило, состав-
1 Автор применяет два термина: пачки, т. е. части пласта, ограниченные
плоскостями, параллельными кровле и почве, и слои — части пласта, ограни-
ченные плоскостями, не параллельными кровле и почве. (Прим, перед.)
109
ляет примерно 2 л, в отдельных случаях — 4—6 м, но иногда бы-
вает и меньше 2 м.
Не все системы разработки, но многие из них могут быть
применены при разделении залежи на слои.
Разработка разделенной таким способом залежи полезного
ископаемого может производиться в нисходящем или в восходя-
щем порядке.
К вопросам о порядке разработки относится также примене-
ние двукрылых и однокрылых работ, а также ведение этих работ
в крыльях одновременно или последовательно. Так, например,
можно при разработке лавами вести однокрылые работы от квер-
шлага до следующего квершлага или же начинать от каждого
квершлага одновременно двукрылые работы примерно до сере-
дины между соседними квершлагами. Точно так же можно при-
менять однокрылые или двукрылые работы при столбовых и
камерных системах разработки.
Сюда же относится решение вопроса о разработке прямым и
обратным ходом или о комбинировании прямого и обратного
хода. Различие между прямым и обратным ходом имеет значе-
ние для систем разработки длинными лавами. При столбовых
системах разработки выбор порядка отработки ограничен и в
этом случае основным является обратный ход. При камерных
системах возможны как прямой ход, так и комбинация прямого
и обратного хода. То же следует сказать и в отношении разра-
ботки полосами.
Наконец, такие вопросы, как разделение шахтного поля на
участки, блоки, последовательность отработки участков, залежей
и пластов полезного ископаемого, также относятся к вопросам
о порядке разработки.
Как правило, отдают предпочтение выемке в нисходящем
порядке. Однако существуют и исключения. Вопрос о разде-
лении пластов на пачки или слои должен рассматриваться сов-
местно с системой разработки.
§ 9. СИСТЕМЫ РАЗРАБОТКИ ЛАВАМИ (ДЛИННЫМИ ЗАБОЯМИ) 1
1. Общие сведения
Системы разработки лавами применяют на пластовых место-
рождениях значительных размеров. Применение таких систем
особенно целесообразно для угольных пластов. При сравнительно
небольшом объеме подготовительных работ они позволяют хо-
рошо использовать фронт забоев, т. е. получить большую добычу.
11ри этих системах разработка производится длинными забоями
1 Сплошная система и длинные столбы по простиранию по классифика-
ции, принятой в Советском Союзе. (Прим, перед.}
НО
с закладкой или с обрушением кровли. Сюда относятся и систе-
мы разработки с диагональным забоем, при которых, как пра-
вило, применяется закладка, а также устаревшая система с по-
толкоуступным забоем.
Системы разработки лавами наиболее распространены иа
угольных пластах мощностью до 3—4 я с углом падения при-
мерно до 36°. Эти системы применяются также для разработки
пластовых рудных и калийных залежей.
При этих системах часть месторождения, обычно прямоуголь-
ной формы, вырабатывается лавами, подвигающимися по напра-
влению к границе участка. В призабойном пространстве, под-
держиваемом крепью, выполняются такие рабочие про-
цессы, как выемка, транспортирование, возведение закладки
или извлечение крепи при управлении кровлей обруше-
нием.
Длина призабойного пространства равна длине лавы, в соот-
ветствии с которой определяется также длина транспортной
установки. В зависимости от принятой организации работы ши-
рина призабойного пространства составляет от 1,5 до 4,5—6 м.
Характерным для этих систем разработки является перемещение
призабойного пространства по мере подвигания забоя лавы. В те-
чение одной или двух добычных смен ширина рабочего про-
странства увеличивается; затем в подготовительную смену или
одновременно с выдачей угля производят закладку (большей
частью пневматическую) или обрушают кровлю. Ряды крепи
делят призабойное пространство на полосы (ленты, дороги) ши-
риной по 0,8—2 м каждая.
Для ввода лавы в работу обычно проводят разрезную печь
по восстанию и реже по падению. При системе разработки
лавами по восстанию проводится горизонтальная разрезная вы-
работка (штрек, просек).
При разработке лавами по простиранию забой обычно пере-
мещается по направлению к границе участка; однако можно,
также производить выемку и обратным ходом, т. е. начинать ее
от границы участка; при этом не происходит никаких существен-
ных изменений в разработке. Более важным является направле-
ние подвигания забоя — по простиранию или по восстанию.
Дальнейшие разновидности устанавливают в зависимости от на-
правления выемки в лаве. При лавах по простиранию выемка
может производиться по простиранию, по восстанию и по паде-
нию. При лавах по восстанию выемка производится только по
восстанию. В зависимости от способа возведения закладки раз-
личают системы разработки лавами с ручной закладкой,
пневматической, метательной или с закладкой из бутовых
штреков.
При управлении кровлей обрушением систему называют си-
стемой разработки лавами с обрушением.
111
2. Система разработки лавами по простиранию
Система разработки лавами по простиранию имеет преобла-
дающее распространение на пластах мощностью до 3 м, реже
до 4 м, при угле падения примерно до 36°. Она характеризуется
тем, что в каждой добычной смене работы по выемке угля про-
изводят на всю длину лавы или, как исключение, на половину
Рис. 77. Система разработки лавами:
1 ~ околостпольный целик; 2 — штрек главного направле-
ния; 3 — 2-й восточный блоковый квершлаг
ее. Выемка угля производится отбойными молотками, врубо-
выми машинами, взрывными работами, угольными стругами или
комбайнами. В этом случае имеет место система разработки ла-
вами по простиранию с выемкой по простиранию.
Такая система разработки показана в плане на рис. 77 (юж-
нее слепого ствола 421). Подготовительные работы при отра-
ботке прямым ходом заключаются в проведении выемочных
штреков на небольшую длину и в соединении их разрезной
печыо. При отработке обратным ходом выемочные штреки дол-
жны быть проведены па полную длину до границы участка и за-
тем соединены разрезной печыо.
Большое значение имеют длина лавы и скорость ее подви-
гания.
Длину лавы, как правило, принимают в пределах 150—300ти;
в отдельных случаях ее доводят до 400 м и более.
При определении длины лавы учитывается целый ряд факто-
ров. Сюда относятся транспортные средства, способ выемки, вид
закладки, наличие геологических нарушений, способ управления
кровлей, мощность пласта, содержание метана в воздухе, темпе-
ратура воздуха, величина вентиляционного участка, т. е. наи-
112
большее допустимое количество рабочих в смену, стоимость про-
ведения штреков, а также скорость подвигания лавы.
Из транспортных средств наибольшее влияние на длину лазы
имеют скребковые конвейеры, так как прочность их цепей на
разрыв допускает меньшую длину лавы, чем при других транс-
тортных средствах. Так, при двухцепных скребковых конвейерах
и пологом волнистом залегании длина лав не выходит за пре-
делы 200 м, в то время как при падении более 18° можно иметь
лаву до 300 м, так как собственный вес транспортируемого груза
облегчает его перемещение и цепи испытывают меньшее натя-
жение. Тормозные конвейеры позволяют иметь длину лавы до
200 м, резиновые ленточные конвейеры — до 300 м.
О влиянии на длину лавы способа выемки (если этот фактор
рассматривать изолированно) следует сказать, что выемка отбой
ными молотками и взрывными работами не оказывает влияния
на длину лавы, в то время как при применении угольного струга
длина лавы зависит от допустимой длины двухцепного скребко-
вого конвейера. Такое же ограничение имеется и при выемке
с помощью врубовых машин и комбайнов, так как в этих
случаях также применяются двухцепные скребковые кон-
вейеры.
При использовании этих машин необходимо также учиты-
вать, что они должны произвести работы на всей длине лавы
или части ее в заданное время. Поэтому следует принимать
длину машинной лавы кратной длине, на которую машина мо-
жет произвести зарубку пласта. Обычно ограничиваются тем, что
за смену подрубают половину забоя. Применение двух машин
в одной лаве позволяет увеличить ее длину. Это возможно, если
транспортирование угля из верхней части лавы не вызывает за-
труднений. Такие затруднения возникают, например, в том случае,
когда необходимо производить транспортирование угля из верх-
ней части лавы, а в нижней ее части в это время машина дол-
жна производить зарубку, передвигаясь по конвейеру.
Ручная закладка вследствие ее малой производительности
сильно ограничивает длину лавы. Работа с закладкой из бутовых
штреков и с управлением кровлей обрушением не оказывает
влияния на длину лавы. При пневматической закладке можно
обеспечить необходимую скорость возведения закладки путем
подбора машины соответствующей производительности и работы
по возведению закладки в течение нескольких смен.
Тектонические нарушения в большей или меньшей степени
ограничивают длину лавы. Для перехода зоны нарушения, рас-
положенной по простиранию, требуются дополнительные работы;
длина транспортных средств ограничивается. Нарушения по
простиранию с амплитудой сброса, при которой их уже невоз-
можно переходить, являются естественными границами лавы по
падению. При нарушении, расположенном по линии падения пла-
8 Горное дело 113
ста, необходимо для безостановочного ведения очистных работ
заранее проводить новую разрезную печь на другой стороне
нарушения. Чем длиннее лава и чем медленнее подвигание забоя
разрезной печи, тем раньше надо начинать эту работу. Для
этого выемочные штреки должны опережать лаву иа соответ-
ствующую длину.
С увеличением мощности пласта уменьшают длину лавы и
наоборот, так как при одном и том же подвигании пропускная
способность транспортных или закладочных средств будет
использована в более мощном пласте раньше, чем в менее мощ-
ном. При очень малой мощности пласта и длине лавы больше
200 м требуется проведение запасных штреков и защита их за-
кладкой с тем, чтобы облегчить выход из лавы в аварийных слу-
чаях.
При небольшом выделении метана возможно применение
длинных лав; значительное выделение его ограничивает их
длину.
Температура воздуха в выемочных штреках и особенно в лаве
быстро повышается, так как здесь воздух омывает свежие обна-
женные поверхности. В глубоких шахтах температура воздуха
в длинных лавах достигает установленного Правилами безопас-
ности предела раньше, чем в более коротких лавах. Поэтому
высокая температура ограничивает длину лавы.
Количество рабочих на одном вентиляционном участке, считая
по наиболее многочисленной смене, в шахтах, опасных по пыли,
должно быть не более 100 чел., в других шахтах —не более
130 чел. Влияние этого требования на длину лавы уменьшается
по мере расширения механизации рабочих процессов.
Высокая стоимость проведения и поддержания выемочных
штреков вызывает необходимость удлинения лав. Чем длиннее
лава при одном и том же подвигании, тем меньше будут расходы
на 1 т угля.
Подвигание лавы. При одинаковой мощности пласта одина-
ковое количество угля будет получено из лавы вдвое меньшей
длины и при вдвое большей скорости подвигания и из лавы с по-
двиганием вдвое меньшим, но с удвоенной длиной.
В 1957 г. подвигание лав в западногерманских угольных шах-
тах составляло от 0,6 до 4,5 м. В лавах с бесстоечным простран-
ством между конвейером и забоем средняя скорость подвигания
составила 2 м и наибольшая — 4,5 м, в то время как в осталь-
ных лавах соответствующие скорости подвигания— 1,5 и 2,2 л.
Скорость подвигания лав в более мощных пластах меньше, чем
в более тонких.
Подвигание лав в будущем должно значительно увеличиться,
что явится важной мерой повышения производительности труда
и снижения себестоимости; преимущества заключаются в лучшем
состоянии кровли и облегчении работы по креплению.
114
Увеличение добычи способствует лучшему использованию
оборудования в лавах и примыкающих к ним откаточных выра-
ботках, что приводит к снижению себестоимости 1 т полезного
ископаемого.
Современное развитие горной техники идет по пути все боль-
шего укрупнения производства за счет повышения подвигания
лав, а не за счет увеличения их длины. При большем подвига-
нии есть возможность перейти к коротким лавам без уменьшения
добычи. Более короткие лавы имеют ряд преимуществ: они
меньше подвержены влиянию гео-
логических нарушений, для их
оборудования требуется меньше
капитальных затрат, но ним
легче передвигаться; кроме того,
в коротких лавах проше борьба
с пылью, уменьшается опасность
взрыва, повышение температуры
меньше. С уменьшением длины
лав связано увеличение количе-
ства выемочных штреков; однако
увеличение стоимости подготови-
тельных работ должно быть ком-
пенсировано упомянутыми выше
преимуществами.
Недостатком большой ско-
рости подвигания лавы может Рис. 78. Выемка нишами
быть уменьшение отжима угля.
Для решения этого вопроса необходимо провести более точные
исследования. При полной механизации выемки отжим угля
имеет меньшее значение, чем при выемке отбойными молотками.
Ниши. Выемку отбойными молотками в лавах производят либо
из ниш, либо лентами по всему фронту лавы.
При работе с нишами забой лавы должен делиться на части.
выемка угля в которых производится перпендикулярно груди
забоя на ширину одного или двух рядов крепи (рис. 78). Ши-
рина полосы зависит от строения и давления непосредственной
кровли и составляет от 1,25 до 2 м; в среднем она примерно
равна 1,5 м. После крепления ниш выемка угля производится
в направлении, параллельном груди забоя лавы.
Количество ниш соответствует числу забойщиков, а количе-
ство забойщиков должно обеспечить принятое суточное подвига-
ние лавы. Если подвигание лавы должно быть 1,5 ж за сутки, что
соответствует подвиганию за один цикл, то ежедневно необхо
димо проходить ниши и производить выемку угля между ними
Если же подвигание должно быть только 0,75 м, то достаточно
в течение первых суток проходить ниши, а в последующие сутки
производить выемку угля из полос между нишами. Если же одно-
временно производить выемку угля и закладку выработанного
8:
115
пространства, как, например, при пневматической закладке, то
можно в утренней смене проходить ниши, а в дневной — произво-
дить выемку угля между ними.
Преимущество работы с нишами заключается в том, что вслед
за выемкой производится установка постоянной крепи. Исполь-
зование кливажа и трещин, вызванных горным давлением, при
проходке ниш значительно ниже, чем при выемке угля между
нишами. Вследствие этого производительность забойщиков в ни-
шах ниже, чем при выемке лент.
Выемка по всему фронту лавы. При этом способе выемки от-
бойными молотками, который применяется реже, работа произ-
водится на отдельных участках лавы без образования ниш.
Для крепления можно применять верхняки под одну стойку,
располагаемые по простиранию. Если крепление производится
рамами, то их располагают по линии падения, а не по простира-
нию, как при выемке с нишами.
К выемке лентами по всему фронту относится выемка стру-
гом, при которой сначала вынимают нижнюю часть пласта на
высоту около 60 см и при толщине стружки примерно 5—15 см,
а верхняя часть самопроизвольно обрушается.
При применении выемочных машин выемка производится
большей частью по восстанию лентами шириной 60—120 см при
выполнении одного или двух циклов за сутки.
3. Система разработки лавами по восстанию
При разработке лавами по восстанию общий фронт забоев
подвигается по восстанию, т. е. снизу вверх.
Вследствие возрастания возможности вывалов угля из забоя
и затруднений с переноской конвейеров с увеличением угла па-
дения пласта применение этой системы разработки ограничи-
вается пологими пластами относительно небольшой мощности.
Несмотря на преимущества указанной системы, которые за-
ключаются в первую очередь в наличии стационарного погрузоч-
ного пункта и стационарного опрокидывателя для закладки,
в хорошем использовании транспортных средств, а также в воз-
можности выработать участок в кратчайший срок, разработка
лавами по восстанию применяется в западногерманских шахтах
реже, чем в английских, так как при этой системе необходимо
иметь большое количество конвейерных установок.
Варианты системы разработки. Подготовка участка произ-
водится путем проведения выемочных штреков и соединяющих
их печей, служащих для вентиляции и транспортирования за-
кладки (рис. 79). Разработку лавами по восстанию целесообраз-
но вести сдвоенными лавами с расположенной между ними
печью для вентиляции и транспортирования закладочного мате-
риала. Выемка начинается от нижнего выемочного штрека двумя
116
конвейеров, расположенных вдоль
Рис. 79. Система разработки сдвоенными
лавами по восстанию (полная закладка):
1 — выемочный штрек; 2 опрокидыватель для
закладочного материала; 3 — печь; 4 — конвейер-
ная печь; 5 — погрузочный пункт
может применяться также и для
лавами длиной по 100 или 200 м, так что общая длина забоев
составляет 200—400 м. Оба забоя располагаются либо по одной
линии, параллельной выемочному штреку, либо с наклоном, об-
разуя друг с другом тупой угол. Последнее расположение пред-
почитается, так как облегчается транспортирование вдоль забоя.
В остальном здесь так же, как и при разработке по простира-
нию, решающим является направление кливажа — чем ближе
направление кливажа к линии простирания, тем более предпоч-
тительна эта система. Уголь с
забоя, поступает на конвей-
еры, установленные в борто-
вых восстающих выработках,
удлиняемых по мере подви-
гания забоя. При неболь-
шой мощности пласта в
этих выработках произво-
дится подрывка боковых по-
род. Средняя печь, пройден-
ная в массиве угля и служа-
щая для транспортирования
закладки, все время укора-
чивается.
Система разработки ла-
вами по восстанию может
применяться как с управле-
нием кровлей обрушением,
так и с любым видом за-
кладки. В противополож-
ность системе разработки
лавами по простиранию, она
работы с гидравлической закладкой.
При работе лавами по восстанию не требуется возводить пе-
регородки параллельно угольному забою для отгораживания
закладываемой полосы и здесь достаточно производить наращи-
вание перегородок вдоль восстающих выработок (если падение
пласта не очень пологое). На рис. 80 показана выемка по вос-
станию в слое мощного пласта.
Вместо одной печи, служащей для вентиляционной струи,
исходящей из обеих лав, а также для транспортирования закла-
дочного материала, и двух погрузочных пунктов для угля можно
проводить две печи (рис. 81). Уголь из обоих забоев поступает
в среднюю сборную печь, которая удлиняется снизу вверх пс-
мере подвигания забоев лав. При этом требуется только один
погрузочный пункт. Если оба забоя располагаются по прямой
линии, то они образуют со сборной печью букву «Т», и тогда го-
ворят о «Т-системе»; если же забои располагаются под тупым
углом, то говорят от «Y-системе».
117
Расположение забоев с наклоном вниз в сторону вентиля-
ционных печей привело бы к тому, что воздух вдоль забоя напра-
влялся бы вниз, что допустимо только при очень пологом зале-
гании или в негазоносном пласте.
Можно также производить однокрылую работу по восста-
нию. При этом, однако, транспортные печи не будут так же хо-
Рис. 80. Система разработки ла-
вами по восстанию с гидравличе-
ской закладкой в слое мощного
пласта
рошо использоваться, как при
двукрылой работе.
Рис. 81. Система разработки сдво-
енными лавами по восстанию
с обрушением:
7 выемочный штрек: 2 — печь; 3 - по-
грузочный пункт
4. Система разработки лавами с обрушением
Система разработки лавами с обрушением 1 в принципе не
отличается от системы разработки лавами с закладкой как в от-
ношении схем подготовки, так и в отношении способов механи-
зации выемки и транспортирования.
С применением систем разработки лавами с обрушением до
бывают 38% всего угля в Рурском бассейне, а на пластах с угла-
ми падения 0—27°— примерно 50%.
Решающее значение для применения системы разработки ла-
вами с обрушением и использования ее преимуществ имеет
планомерное обрушение кровли. Обрушение должно проводиться
1 Schmid F. Neue Erkentnisse fiber den Strebbruchbau. Gliickauf, 1949,
S. 37; Ritter H. U. Moglichkeiten und Grenzen der Anwendung von Bruch-
bau. Gliickauf, 1950. S. 950; S p r u t h F. Volversatz oder Bergehaldc, Gliickauf.
1950, S. 237; F e 11 w e i s G. 1st ausgeglichene Bergevvirtschaft immer die
wirtschaftliciiste I.osung? Gliickauf, 1У51, S. 209.
118
регулярно и быстро; было бы целесообразно, если бы шаг обру-
шения был равен расстоянию между рядами крепи. Необходимо
также, чтобы обрушение распространялось достаточно высоко
и необрушенные породы над выработанным пространством не
могли создавать дополнительной нагрузки на непосредственную
кровлю и на крепь призабойного пространства. Обрушение дол-
жно происходить на такую высоту, чтобы обрушенные породы
заполнили все пространство до основной кровли и образовали
для нее опору, на которую она может плавно опускаться.
В противном случае в основной кровле повысятся напряже-
ния и может произойти внезапное обрушение, что в свою
очередь вызовет необычно большое увеличение давления на
угольный забой и на крепь в лаве. Давление основной кровли
в таком случае проявляется при системе разработки лавами
с обрушением, так же как и при системе разработки лавами с за-
кладкой. Иногда непосредственная кровля не обрушается так
быстро, как это желательно для нормального хода работ. В та-
ком случае кровлю обрушают взрывными работами. Это меро-
приятие следует, однако, применять как исключение в начальный
период работы лавы. Если же обрушение кровли взрывными ра-
ботами необходимо производить систематически, то в этом слу-
чае целесообразнее работать с закладкой.
Свойства кровли и почвы. Чем меньше способность пород
кровли прогибаться и чем меньшей несущей способностью она
обладает, тем легче она обрушается. Оказывают влияние и на-
правление ее кливажа, а также дополнительное давление от
пригрузок, способствующих растрескиванию пород кровли и бла-
гоприятствующих их обрушению. Глинистые песчанистые
сланцы и слоистые песчаники более благоприятны для работы
с обрушением, чем монолитные песчаники, конгломераты или
кварциты. Последние обрушаются по прошествии довольно
большого промежутка времени.
Высота обрушения пород кровли зависит от мощности пласта
и коэффициента разрыхления пород кровли. При большой мощ-
ности пласта и малом коэффициенте разрыхления высота обру-
шения будет больше, чем при противоположных условиях. Как
правило, достаточно, если обрушение кровли происходит на вы-
соту, равную 2—3-кратной мощности пласта. Опыты последних
лет показали, что свойства кровли редко являются причиной, не
позволяющей производить работу с обрушением.
Свойства почвы имеют большое значение, так как на нее
передается давление крепи и через нее давление кровли. По-
этому желательно, чтобы почва была возможно более прочной.
Мягкая почва снижает жесткость крепи; стойки и костры вдав-
ливаются в почву, что затрудняет переноску крепи и часто также
управление кровлей обрушением.
Однако для овладения управлением кровли необходимо учи-
тывать не только свойства кровли или почвы, но также совмест-
на
ное действие различных слоев в них. Вследствие разложения
«ил давления, расположенных вокруг призабойного простран-
ства лав, появляются сдвижения, направленные в сторону выра-
ботанного пространства и могущие вызвать нарушение крепи.
Это отражается на безопасности работы в лаве. Сдвижения осо-
бенно заметны, когда в кровле и почве пласта залегают разные
породы: например, в кровле песчаник, а в почве сланец, или на-
оборот. В таких условиях более мягкие породы смещаются
в сторону выработанного пространства и вызывают упомянутые
выше явления. В зависимости от величины смещения прихо-
дится применять дополнительную крепь.
В заключение следует указать, что для облегчения выемки
угля при системе разработки лавами большое значение имеет
расположение забоя лавы по отношению к направлению кли-
важа кровли. Трещины в кровле, образующиеся при ее оседании
в призабойном пространстве и направленные параллельно забою
лавы могут вызвать завал, если будут совпадать с направле-
нием кливажных трещин в кровле. Трещины в кровле облег-
чают ее обрушение, но одновременно повышают опасность воз-
никновения завала, которая тем больше, чем ббльшими глыбами
обрушается кровля. Поэтому забой следует располагать под
некоторым углом к направлению кливажа. Для кровли, состоя-
щей из сланца, забой следует располагать под углом 9°, а для
труднообрушаемых песчаников — 18—23° к направлению кли-
важа.
Крепление ’. Очень важное значение для планомерного обру-
шения имеет тип крепи. Требование небольшой податливости
крепи и расположения ее по прямым линиям, параллельно забою
лавы, должно быть главным. Во многих случаях чем более
жесткой крепью будет закреплена кровля в призабойном про-
странстве и чем раньше она будет установлена, т. е. чем мень-
шее опускание кровли будет допущено, тем скорее после уда-
ления крепи произойдет обрушение. Менее жесткая крепь мо-
жет иметь преимущества прежде всего при кровле из легкообру-
шаемых пород и мягкой почве.
Для крепи в большинстве случаев применяют стальные
стойки. Деревянные стойки при системе разработки лавами
с обрушением применяют редко. При неблагоприятных боковых
породах и для предупреждения их сдвижений устанавливают
дополнительную крепь по линии обрушения кровли. Однако,
согласно современным исследованиям, работа лавами с обру-
шением без усиления крепи по линии обрушения кровли является
ваиболее целесообразной и простой и поэтому применяется все
чаще и чаще.
lSpruth Г. Strebausbau in Stahl und Leichtmetall, Essen. Gilickauf
1951.
120
Костры следует применять, если лава закреплена деревян-
ной крепью или если крепь стальная, а почва при этом очень
мягкая и стойки в нее вдавливаются. В обоих случаях костры
в связи с большой опорной поверхностью их принимают на
себя значительную нагрузку. При угле падения пласта более
27°, а также при сдвижениях кровли применяют костры в каче-
стве дополнительной крепи, для большей безопасности устанав-
ливая их по линии обрушения. Удачное расположение костров
Рис. 82. Переносные костры
ври разработке лавами с обру-
шением
Рис. 83. Усиление крепи по линчи
обрушения при разработке лавами
с обрушением
и - одинарный ряд стоек; б — двойной ряд
стоек; в — усиленная крепь
иля предупреждения сдвижения кровли показано на рис. 82.
Недостаток костровой крепи заключается в большом расходе
рабочей силы на переноску и в значительной ширине призабой-
ного пространства. Этот недостаток может быть сглажен при
использовании посадочных стоек, из которых следует упомянуть
так называемые тумбы Вимана и органные стенки. Еще больше
указанный недостаток может быть уменьшен при применении
органной крепи (рис. 83). Последняя может быть однорядной
или двухрядной. Двухрядная крепь по сравнению с однорядной
более устойчива.
Крепь, показанную на рис. 83, а, предпочитают в пластах
большей мощности, так как она лучше предохраняет призабой-
ное пространство от проникновения в него кусков обрушенных
пород из выработанного пространства. Дополнительные стойки,
устанавливаемые по линии обрушения, могут принять на себя
лишь небольшую нагрузку, так как их ставят тогда, когда дру-
121
гие стойки уже полностью нагружены, и еще в связи с тем, чтя
наибольшее давление находится не 2/з расстояния от забоя до
линии обрушения. Эффективность органной крепи невелика.
Кроме того, она увеличивает трудоемкость работ по креплению
на 20—30%. Поэтому применение ее ограничено.
Как правило, целесообразнее поддерживать кровлю равно-
мерно нагруженной крепью; в таком случае лучше будет выпол-
няться требование о том, чтобы допускать наименьшее опуска-
ние кровли. Поэтому предпочитают ио возможности увеличи-
вать плотность крепи, для чего уменьшают расстояние между
стойками.
Для успешной работы лавами с обрушением решающее зна-
чение имеет полная и регулярная переноска крепи. Выбойка
стоек и переноска костров производятся в большинстве случаев
по восстанию. Если выбойку стоек и переноску костров одновре-
менно производит несколько бригад, то все они подвигаются
в одном направлении. Целесообразно, чтобы одна бригада начи-
нала работу в середине лавы, так как обрушение здесь начи-
нается в первую очередь. При очень пологом падении выбойку
и переноску крепи следует начинать в середине лавы и одновре-
менно подвигаться по падению и по восстанию. Производитель-
ность при выбойке стоек в зависимости от мощности пласта,
угла падения и горного давления весьма различна (60-:-120
стоек на 1 чел.-смену).
При переноске костров производительность труда составляет
в зависимости от условий 5—15 шт. на 1 чел.-смену. Устрой-
ства для разгрузки костров позволяют получить значительную
экономию времени.
Организация работы в лавах с обрушением часто такая же,
как и в лавах с закладкой; смена по выбойке и переноске крепи
соответствует смене по закладке.
Бутовые полосы при разработке лавами с обрушением. Си-
стема разработки лавами с обрушением может применяться
без выкладки бутовых полос или с выкладкой их. Бутовые по-
лосы шириной, равной двойной или тройной мощности пласта,
возводят параллельно штрекам на расстоянии 10—50 м друг
от друга. Породу для возведения бутовых полос получают из
обрушенного пространства.
При переходе от системы разработки лавами с полной за-
кладкой к системе с обрушением после 1930 г. считали, в соот-
ветствии с английским опытом, что от бутовых полос нельзя
отказаться. Их назначение должно было заключаться в разде-
лении лавы по длине на отдельные участки с тем, чтобы облег-
чить обрушение. Однако оказалось, что бутовые полосы вообше
не нужны, а во многих случаях они мешали обрушению в длин-
ных лавах.
Часто бутовые полосы оказывали такое же отрицательное
влияние, как и оставление повыбитой крепи в выработанном про-
122
странстве, а именно: вызывали дополнительное давление и ухуд-
шали состояние кровли в призабойном пространстве.
Поэтому в настоящее время бутовые полосы почти не приме-
няют, за исключением особо тяжелых условий, например вблизи
нарушений.
Однако выемочные штреки с обеих сторон или, как минимум,
со стороны лавы должны быть защищены породными полосами
шириной 3—10 м, с частичным усилением их при помощи ко-
стров, заполненных породой.
Породу для возведения полос получают от проведения вые-
мочных штреков и иногда из бутового штрека или из породных
прослойков пласта. Породные полосы в сочетании с деревянной
или стальной крепью оказались достаточными для поддержа-
ния штреков в хорошем состоянии при отработке прямым ходом.
Область применения системы разработки. Выше показано
влияние характера кровли и почвы пласта на успешность приме-
нения системы разработки лавами с обрушением.
Мощность пласта и угол падения также оказывают влияние
на область применения этой системы, так как с увеличением
мощности и угла падения пласта управлять кровлей становится
труднее. При этом не только необходимо увеличивать плотность
крепи, но и затрудняется выбойка крепи и возрастает опасность
работы. Следует также отметить, что с увеличением угла паде-
ния часто обрушение кровли происходит менее удачно. Особенно
возрастают затруднения, когда большая мощность пласта соче-
тается со значительным углом его падения. Эти обстоятельства
заставили Главную горнотехническую инспекцию в Дортмунде
постановлением от 31/VH 1953 г. ввести ограничения, которые
разрешают вести работу с обрушением:
при угле падения 0—18° ... в пластах мощностью до 2,2 м
. ’ . . 18 — 27' .... .. . , 1.5 .
27-36°............. . , Ь> .
Однако и за пределами этих ограничений можно производить
работы с обрушением, получив предварительно разрешение Гор-
нотехнической инспекции.
Опасность самовозгорания угля также может быть причиной
запрещения системы разработки лавами с обрушением. Это мо-
жет иметь место в том случае, когда над разрабатываемым пла-
стом на небольшом расстоянии от неге;, не более примерно 2,5-
кратиой мощности пласта, находится самовозгорающийся про-
пласток угля или горючий углистый сланец, который при обру-
шении будет попадать в выработанное пространство. Наруше-
ния, пересекающие лаву, также опасны в отношении самовозго-
рания, так как в этих местах не удается полностью извлекать
уголь. Поэтому здесь следует вести работу с учетом противопо-
жарных требований.
Выделения метана не создают препятствий для работы с об-
рушением, тем более что в этом случае они могут быть меньше,
123
чем при работе с полной закладкой '. Выделения метана иногда
могут быть и больше, так как при работе с обрушением увели-
чивается скорость подвигания лавы, а это приводит к увеличе-
нию выделения метана. Однако можно производить отсасывание
газа через скважины или проводить другие мероприятия по от-
сасыванию газа.
Преимущества и недостатки системы разработки. Большое
преимущество системы разработки лавами с обрушением заклю-
чается в независимости работ в лаве от доставки закладочного
материала, что дает возможность увеличивать длину и подвига-
ние лав.
Система разработки лавами с обрушением позволяет путем
увеличения плотности крепи лучше управлять кровлей над при-
забойным пространством, отчего в лаве происходит меньше за-
валов и вывалов породы из кровли. К преимуществам следует
также отнести более простую организацию работ и облегчение
задачи механизации выемки угля.
Главным недостатком системы является оседание земной по-
верхности, а также подземных выработок, особенно на венти-
ляционном горизонте. В отношении участков земной поверх-
ности, на которых оседания причиняют повреждения, приходится
оценивать также дополнительные расходы из-за повреждений и
их влияние на себестоимость.
Вследствие увеличения плотности крепи на 20—30% тре-
буется соответственно увеличивать расход рабочей силы.
Производительность труда по выемке угля часто оказывается
более низкой, чем при полной закладке. Однако выход угольной
мелочи и пылеобразование меньше.
Существовавшее ранее мнение, что при системе разработки
лавами с обрушением требуются большие расходы на борьбу
с пылью и силикозом, оказалось неправильным. Работа с обру-
шением на пологих и наклонных пластах протекает в лучших
условиях (по общему количеству пыли и по количеству мелкой
пыли), чем с пневматической закладкой1 2.
В отношении безопасности работа с обрушением дает лучшие
результаты, чем с полной закладкой3.
5. Особые случаи применения систем разработки лавами
Разработка мощного пласта лавами с разделением на слои4.
При системах разработки лавами пласты мощностью больше
3—4 м не удается вынимать сразу на всю мощность. Для того
1 Winter К- Ausgasungsgefahren im Steinkohlenbergbau, ihre Ursachen
«nd ihre Oberwachung. Gliickauf. 1953, S. 617.
2 Breuer H. Ergebnisse des betrieblichen StaubmeBverfahrens im
Steinkohlenbergbau. Gliickauf. 1956, S. 1009.
3 Rauer G. Die Unfallhaufigkeit bei Bruchbau und Vollversatz. Gliickauf,
1953, S. 359.
4 См. примечание иа стр. 109.
124
чтобы можно было все же применить эту систему, мощный пласт
делят на слои.
Прослойки в пласте или плоскости напластования принимают
в качестве границ слоев мощностью по 1—2,5 м. Каждый слой
сам по себе представляет пласт, который разрабатывается ла-
вами. При этом необходимо определить:
1) вырабатывать ли нижний слой, а затем верхний, или же
нижний слой разрабатывать после верхнего;
2) разрабатывать ли оба слоя одновременно с небольшим
опережением по отношению друг к другу, т. е. практически вести
одновременную выемку слоев, или же выработать один слой
Рис. 84. Одновременная разработка слоев мощного пласта лавами
по восстанию:
1 — спиральный спуск; 2 — погрузочный пункт
в пределах одного участка, прежде чем будет начата выемка сле-
дующего слоя;
3) производить ли закладку или обрушение кровли.
Если уголь склонен к самовозгоранию или ожидаются текто-
нические нарушения, то выемку слоев следует производить
в нисходящем порядке. Такой порядок выемки позволяет также
производить работу с обрушением.
Выемку с закладкой можно производить в любом слое. Если
выемка производится в восходящем порядке, то работа с обру-
шением возможна только в верхнем слое.
Опережение во времени между отдельными слоями при
выемке в нисходящем порядке больше, чем при восходящем. Это
происходит большей частью из-за желания дождаться, когда
закладка или обрушенные породы слежатся и образуют доста-
точно хорошую кровлю в лаве нижнего слоя. Если слои отделены
друг от друга прочным прослойком пустой породы, то время
ожидания для слеживания пород играет второстепенную роль.
При выемке слоев в восходящем порядке рекомендуется нз-за
опасности самовозгорания угля не допускать большого разрыва
во времени между отработкой слоев. Следует стремиться выра-
батывать слои с опережением 20—40 это означает, что прак-
тически они будут вырабатываться одновременно (рис. 84).
При этом достигается наибольшая концентрация работ.. Если
разработка пласта производится двумя слоями, то рекомендуется
принимать нижний слой большей мощности с целью уменьше-
ния затруднений, возникающих при выемке верхнего слоя.
125
Для того чтобы трещины, образующиеся в кровле при выемке
нижнего слоя, не затрудняли работу в верхнем слое, рекомен-
дуется располагать забои в обоих слоях не параллельно друг
другу, а под некоторым углом.
Разработка лавами сближенных пластов. Для разработки
сближенных пластов при пологом залегании приходится при-
нимать во внимание те же соображения, что и для мощного
пласта при делении на слои. Это в особенности имеет место,
когда общая мощность, включая породы междупластия, не бо-
лее 4,5 м, так как в таком случае для обоих пластов можно про-
водить один общин выемочный штрек.
Можно разрабатывать оба пласта независимо друг от друга
одним из следующих способов:
1) прямым ходом в верхнем пласте с обрушением или с пол-
ной закладкой и последующей выемкой нижнего пласта обрат-
ным ходом, также с полной закладкой или с обрушением;
2) прямым ходом в нижнем пласте с полной закладкой и по-
следующей выемкой верхнего пласта обратным ходом с обруше-
нием или с полной закладкой.
Преимуществом раздельной выемки пластов является воз-
можность вести работу применительно к условиям каждого из
них, в особенности при различной мощности пластов и различной
крепости угля.
Следует иметь в виду, что нарушения в работе на одном
пласте, а также тектонические нарушения, не4 влияют на работу
в другом пласте.
Недостатками раздельной разработки являются: меньшая
добыча, худшее использование выемочных штреков и транспорт-
ных средств, большая продолжительность поддержания выемоч-
ных штреков.
Одновременная выемка пластов, т. е. с опережением на 20—
40 м, должна иметь преимущественное применение, если это не
вызывает больших затруднений.
Какой из сближенных пластов должен разрабатываться
в первую очередь, зависит от склонности угля к самовозгоранию,
а также от крепости угля. Если верхний пласт обладает боль-
шей склонностью к самовозгоранию, то он должен разрабаты-
ваться в первую очередь. Равным образом следует вырабатывать
в первую очередь более крепкий пласт с тем, чтобы использо-
вать для отжима угля горное давление.
Если в первую очередь должен быть выработан нижний
пласт, то необходимо применять закладку. Труднее ответить на
этот вопрос, если в первую очередь должен быть выработан
верхний пласт. При небольшой мощности этого пласта следует
отдать предпочтение обрушению. При большей мощности пласта
вопрос о возможности применения обрушения должен решаться
с учетом метода разработки нижнего пласта. Если нижний пласт
должен также разрабатываться с обрушением, то с увеличением
126
общей мощности пластов управление основной кровлей будет
затруднено.
Если расстояние между пластами настолько велико, что не-
целесообразно проводить для них общий выемочный штрек, то
изложенные выше соображения для ведения работы в обоих
Рис. 85. Сбойка между откаточным штреком ворл-
неи) пласта и выемочным штреком нижнего пласта
пластах сохраняют свою силу. В этом случае следует проводить
групповой штрек по нижнему пласту.
Откаточный штрек на верхнем пласте проводится меныпего
сечения и через соответствующие расстояния соединяется на-
клонными выработками со штреком нижнего пласта (рис. 85).
Периодически нижний штрек погашается.
Рис. 86. Сбойка между лавой верхнего пласта и
выемочным штреком нижнего пласта
При небольшой мощности междувластия можно отказаться
от проведения выемочного штрека по верхнему пласту и для
каждых трех циклов работы в лаве проводить наклонную сбойку
(рис. 86).
Разработка лавами наклонных и крутых пластов. Когда угол
падения пласта превышает примерно 27°, то при системе разра*
ботки лавами по простиранию можно заменить скребковые кон-
вейеры (резиновые ленточные конвейеры применимы лишь при
углах падения до 13°) неподвижными рештаками. Для закла-
дочного материала, имеющего более высокий коэффициент
127
трения скольжения, углы наклона должны быть больше, особенно
для пород, содержащих много глинистых частиц, или пород, по-
ступающих с обогатительных фабрик с мокрым обогащением.
Одновременно возникают затруднения с выемкой по прости-
ранию. Скатывание угля и пород по неподвижным рештакам,
а при углах падения больше 38° — непосредственно по почве
пласта, увеличивает опасность работы и повышает пылеобразо-
вание. Поэтому до появления тормозных конвейеров при углах
падения пласта больше 27° система разработки лавами по про-
стиранию с выемкой угля по простиранию почти не применялась.
При применении тормозных конвейеров на наклонном паде-
нии длина забоя может быть доведена до 200 я, а суточная до-
быча— до 100—300 т. Транспортирование закладочного мате-
риала производится по неподвижным рештакам или, что еще
эффективнее, по трубам.
Пневматическая закладка при таких углах падения также
получила широкое распространение.
Если угол падения превышает 36°, то, как правило, для
транспортирования используют силу тяжести. В таком случае
в целях повышения безопасности забой лавы располагают диаго-
нально. Система разработки лавами по простиранию с выемкой
угля в них лентами по падению хотя и возможна при крутом за-
легании, но применяется редко. Такая схема допускает одновре-
менную работу в лаве только небольшого количества рабочих
{2—4 чел.), поэтому и добыча из лав невелика. При этом проис-
ходит большое измельчение угля и пылеобразование.
6. Организация работ
Суточная добыча угля из одной лавы на пологом падении
в Рурском бассейне в течение ряда лет составляет в среднем
350 т. Часто добыча из лавы равняется 500 т в сутки и во
многих случаях она превышает 1000 т. Чем больше добыча из
лавы, тем большее внимание должно быть уделено организации
труда. Это означает, что должны быть обеспечены возможно
лучшее использование забоя, механизмов, установлен хороший
уход за ними, а также устранены простои в работе.
В лавах с обычной крепью из рам, в которых конвейер надо
переносить в разобранном виде, организация работы иная, чем
в лавах со свободным от стоек пространством между конвейером
и угольным забоем (с бесстоечным призабойным пространством).
В таких лавах применяют Т-образную крепь, состоящую из одной
стойки и верхняка, и двухцепные безразборные конвейеры.
Организация работ в лавах с переноской конвейера. В лавах
с ленточными или переносными (в разобранном виде) двухцеп-
ными скребковыми конвейерами и с рамной крепью, стоики ко-
торой расположены между конвейером и угольным забоем, цикл
работ слагается из следующих основных процессов: выемки угля,
128
закладки выработанного пространства или обрушения кровли,
извлечения крепи и переноски конвейера и труб для сжатого
воздуха. Эти рабочие процессы выполняются в разных сменах
или одновременно в одной смене. Так, например, можно произ-
водить одновременно выемку и пневматическую закладку, но
если закладка производится метательными машинами или вруч-
ную, то совмещать эти работы нельзя, так как для доставки
закладочного материала потребовался бы дополнительный кон-
вейер. Выемка, сопровождаемая креплением и навалкой угля,
естественно, не может производиться одновременно с переноской
конвейера.
Если в течение суток должен быть выполнен один цикл ра-
бот. включающий переноску конвейера, то говорят о работе
«цикл в сутки». Если же переноска конвейера производится
каждые вторые или каждые третьи сутки, то говорят о «цикле за
двое или за трое суток». Подвигание лавы в таком случае
составляет половину или одну треть по сравнению с подвиганием
при работе «цикл в сутки». При организации работ «цикл
в сутки» должна быть одна выданная смена, но могут быть и
две смены по выдаче, если одновременно производят выемку
угля и закладку выработанного пространства.
При выполнении цикла работ за двое суток для выемки по-
лосы по всей лаве требуются минимум две смены, а при выпол-
нении цикла за трое суток — три смены. Количество смен по воз-
ведению закладки обычно такое же, как и по выдаче угля, или
больше.
Имеет значение и вопрос о том, должны ли быть в начале
цикла одна или две дороги в призабойном пространстве.
На рис. 87 показана лава с одной дорогой в начале цикла.
Это возможно лишь при работе «цикл в сутки». Преимуществом
этой схемы является минимальная площадь поддерживаемом
кровли. При стальной крепи это имеет большое значение, так
как требуется меньшее количество стоек.
Недостатком является небольшое сечение для пропуска воз-
духа и в связи с этим значительная скорость вентиляционной
струи, что приводит к повышению пылеобразования и повыше-
нию депрессии. Также затрудняется передвижение людей по
лаве, что усложняет надзор за ведением работ в добычной смене.
Поэтому описанную схему и организацию работ применяют
только при большом расстоянии между рядами крепи или на
пластах средней мощности. Кроме того, при этой схеме невоз-
можны одновременная выемка угля и возведение закладки,
а также нет возможности убирать в выработанное пространство
породу из прослойков для возведения закладки.
На рис. 88 показано крепление лавы с большим сечением при-
забойного пространства, что дает возможность избежать ука-
занных выше недостатков. Эта схема наиболее распростра-
нена.
9 Горное дело
129
На рис. 89 представлена лава, работающая по простиранию.
Выемка угля и закладка из бутовых штреков (или пневмати-
ческая) производятся в две смены; в третьей смене переносится
конвейер.
Рис. 87. Положение забоя лавы
по сменам при работе «цикл
в сутки» и одной свободной до-
роге к началу угольной смены:
а — иа начало утренней смены; 6 — на
начало дневной смены; в — на начало
ночной смены; г-на начало утренней
смены
Рис. 88. Положение забоя лавы
по сменам при работе «цикл в
сутки» и двух свободных доро-
гах к началу добычной смены:
а — на начало утренней смены; б —
на начало дневной смены; в — на на-
чало ночной смены; г — на начало
утренней смены
Работа в каждой лаве производится в три смены. При этом
в обеих дневных сменах, как правило, занято наибольшее коли-
чество рабочих, в то время как в ночной смене для переноски
конвейера и возведения закладки требуется меньше рабочих.
одного пикла в сутки и выдаче угля в две смены:
а — I смена (выемка); б — II смена (выемка и закла дка);
в — И! смена (закладка и переноска конвейера)
Особо следует рассмотреть вопрос, производить ли выемку
угля в течение одной или двух смен. Если двухсменная работа
не обеспечивает большей добычи по сравнению с односменной,
то односменная выдача всегда целесообразнее, так как в таком
130
случае лучше нагружены не только забойные машины, но и
примыкающие к ним выемочные штреки, которые будут работать
также только одну смену.
Вместо трехсменной работы иногда предпочитают четырех-
сменную. В таком случае смена рабочих производится практи-
чески на месте и перерывы в работе лавы уменьшаются; выдача
угля производится в две смены. Особенностью такой организа-
ции является отсутствие времени для окончания незавершенных
работ в предыдущей смене, что затрудняет сохранение принятого
графика работы.
Организация работ в лавах со свободным от стоек про-
странством между конвейером и забоем. Особенностью организа-
ции работ в таких лавах является отсутствие специальной смены
для переноски конвейера.
При выемке угля стругом необходимо передвигать двухцер-
ной скребковый конвейер на небольшие расстояния в течение
добычной смены.
При выемке с применением врубовых машин, отбойных мо-
лотков нли взрывных работ рабочие добычной смены передви-
гают конвейер в течение короткого промежутка времени в конце
смены. В таких лавах всегда применяется крепь Т-образной
фермы с шарнирными или жесткими верхняками.
При полностью механизированной выемке с помощью стругов
или комбайнов большинство рабочих, находящихся в лаве, за-
няты только креплением или возведением закладки.
Организация работы в лаве, оборудованной конвейером, пере-
двигаемым без разборки, следующая: в одной смене произво-
дится выемка угля, в другой — извлечение крепи или возведение
закладки, третья смена отводится для осмотра и ремонта машин.
Необходимость наиболее полно использовать машины застав-
ляет во всех случаях стремиться к большей скорости подвигания
лавы. Это выполнимо лишь при условии, если производят выемку
угля в течение двух или даже трех смен и одновременно извле-
кают крепь и обрушают кровлю или возводят пневматическую
закладку.
Однако выемка угля в течение трех смен возможна лишь при
четырехсменной работе; в таком случае одна смена отводится
для ремонта машин и ухода за ними.
При выемке угля машинами, движущимися по двухцепному
скребковому конвейеру, следует стремиться к тому, чтобы под-
рубить забой не один раз, а два или три раза в каждую смену.
Это тем более необходимо, что глубина захвата этих машин
большей частью составляет 0,8—1,25 м и соответствует длине
верхняка. При одном таком врубе подвигание лавы было бы не-
достаточным.
Примеры организации работ и расстановки рабочих при си-
стемах разработки лавами. На рис. 90 показана организация
9*
131
работ в две смены в лаве при выемке отбойными молотками и
доставке качающимся конвейером.
Угольный пласт имеет мощность 1,25 м и угол падения 9°.
Крепь состоит из рам с двумя стойками и распилами длиной
по 2,2 м, расположенными по простиранию.
По линии обрушения кровли укладывают костры. За двое
суток в течение утренних смен должна быть произведена выемка
полосы угля шириной 2,2 м, так что суточное подвигание лавы
составляет 1,1 м.
Во второй смене первых суток переносят костры и извлекают
стойки. Качающийся конвейер должен быть перенесен в конце
выданной смены вторых суток.
Рис. 90. Организация работ в лаве при выемке угля отбойными молотками
и доставке качающимся конвейером (лавы с обрушением)
6я Утренняя смена Лнедная смена
[ Ла день I выемка (М чел)
Переноска костров, извлечение крепи (17 чел)
| 2-й день Добыча (Ь9 чел )
Переноска конвейера ( !? чел)
Увлажнение твоя 5 чел )
Можно также организовать работу в четыре смены за сутки
при двух выданных сменах. При длине лавы 180 м. суточная
добыча составит 310 т, производительность труда по выемке
6,3 и по лаве 4,7 т!чел.-смену.
На рис. 91 приведена организация работ в лаве на пласте
угля мощностью 0,9 м с углом падения 16°.
В утренней смене производится выемка угля; ширина выни-
маемой ленты 2 м и длина 200 м. Для выемки угля применяют
отбойные молотки. Забойщик вынимает уголь сначала на длину
верхняка, устанавливает верхняк и подбивает под него стойку.
После углубления ниши на ширину ленты он устанавливает вто-
рой верхняк и подбивает вторую стойку. Благодаря такой кон-
струкции крепи, называемой консольной, отпадает необходимость
делать глубокие ниши без крепления.
Во второй смене производится переноска двухцепного кон-
вейера. В ночную смену переносят металлическую посадочную
крепь.
Выемку угля в выемочно*м штреке и на участке лавы длиной
15 м, на котором возводится бутовая полоса для охраны штрека,
производят в утреннюю смену (см. рис. 91). Взрывные работы
132
S Утренняя смена /4 Дневная смена 22
Ночная смена в
выемка, крепление
( чй» чел)
Обслу/кидоние конвейер-
ной установки (2 чел )
Переноска конвейера
//4 чел )
Извлечение крепи, пе-
реноска посадочной
крепи /20 чел)
Уход за крепыо и кон-
вейером (2 чел.)
выемка угля
13 чел)
Подрывка кровли,креп-
ление I 3 чел )
возведение бутовой поло-
сы ! 3 чел )
Подрывка почвы, зак-
ладка (6 чел)
Выемка уеля, крепле-
5 ние 13 чел )
§ Переноска конвейера
(2 чел)
Подрывка кровли, креп
ление /3 чел)
Возведение бутовой по-
лосы t 6 чел)
Рис. 91. Организация работ в лаве при
выемке отбойными молотками и до-
ставке двухцепным скребковым конвейе-
ром (лавы с обрушением)
133
£
Рис. 92. Организация работ в лаве с выем-
кой угля отбойными молотками и достав-
кой двухцепным скребковым конвейером,
передвигаемым без разборки (лавы с обру-
шением)
* Утренняя смена 1У Дневная смена 22 Ночная смена i
Выемка и навалка угля,
подвеска берхнякоо,
передвижка конвейера,
крепление 139 чел)_____
Закладка породы про-
слойка в выработанное
пространство (Ючел)
Обслуживание конвейе -
ра (1чел.)
Извлечение крепи
(13чел)
Выемка и погрузка углЛ
юдвеска верхняков.пере- ]
движка конвейера, крепление (ЗОчеп.)
Закладка породы прослой
ка в выработанное про-
странство НОчел.)
Обслуживание конвейера
Пчел.)
Извлечение крепи
______(13чел.)____
Ремонт конвейера
(2чел.)
Конвейерный штрек Выемка и навалка угля (8 чел)
Подрывка кровли, крепле- ние (Учел.)
Возведение бутовой полосы (Учел.)
Подрыбка почбы, безбеден, бутобой полосы (Цчел)
вентиляцион- ный штрек Возведение бутовой полосы, крепление (Учел.)
Подрыбка кроЪли, бозбедение оутобои полосы (4 чел.)
по подрывке штрека и уборку взорванной породы в бутовую по-
лосу производят в остальные смены.
Преимущество объединения всех работ по выемке угля
в утренней смене заключается в хорошем использовании транс-
портных средств.
При суточном подвигании забоя в 2 м добыча из
лавы составляет 410 т[сутк.и, производительность труда —
3,2 т1чел.-смену по выемке угля, 4,8 т/чел.-омену по лаве.
На рис. 92 показана организация работ в лаве пологого уголь-
ного пласта мощностью 1,2 м. Выемка угля производится отбой-
ными молотками, конвейер передвигают без разборки.
Пласт имеет прослоек мощностью 0,2 м, породу из которого
перебрасывают через двухцепной конвейер и закладывают в вы-
работанное пространство.
В утренней смене забойщики вынимают ленту угля шириной
1,25 м, подвешивают верхняки, передвигают конвейер к уголь-
ному забою и устанавливают стойки позади конвейера. В 12 час.
прибывают 13 чел., которые извлекают крепь и переносят поса-
дочные стойки по линии обрушения.
Во второй смене выполняют те же работы, что и в утренней:
выемку угля, подвеску верхняков, передвижку конвейера и уста-
новку стоек. Извлечением крепи в ночной смене заканчивается
цикл работ в лаве длиной 220 м при подвигании 2,5 м за сутки.
При добыче за две смены 2 X 390 --= 780 т{сутки производитель-
ность труда на 1 чел.-смену составляет по выемке 8 т, по лаве —
6,1 т и по участку — 5 т.
На рис. 93 приведена организация работ при выемке угля
стругом в пологом пласте мощностью 0,75 м. Лава длиной 150 м
с суточным подвиганием 3,5 м при двух добычных сменах отра-
батывается прямым ходом с обрушением.
В утренней и дневной сменах работают по 11 чел. на выемке
угля в нишах (для струга); 13 чел. в утренней и дневной сменах
извлекают крепь, подвешивают верхняки и устанавливают
стойки позади конвейера.
В рядах стоек, расположенных по простиранию, расстояние
между стойками 1 м. По линии падения стойки расположены
в шахматном порядке, что дает возможность ставить их после
передвижки конвейера на расстояние 0,5 м. Применяются верх-
няки с шарнирными соединениями.
Во второй смене трое рабочих производят осмотр и необхо-
димый ремонт крепи. Ночью продолжается выемка ниш для
струга. В конце суток производится осмотр и ремонт машин
(занято 4 чел.).
Суточная добыча из лавы составляет 520 т, производитель-
ность труда по выемке 13 и по забою 8,7 т!чел.-смену.
На рис. 94 показано распределение работ по сменам в лаве
длиной 250 м, оборудованной струговой установкой.
За две добычные смены в сутки подвигание лавы в угольном
пласте мощностью 0,95 м составляет 2,5 м.
В утренней смене работают 15 чел. на выемке угля стругом и
на проведении ниш для струга. С 8 час. 11 рабочих перестав-
ляют крепь. Во второй смене выемка угля продолжается до
19 час. и начинается бурение шпуров в бутовых штреках.
В
Утренняя смена
Л Дневная смена
22
Ночная смена
а
Выемка угля стругом
/6 чел )
Выбойка и перестановка
стоек 1)3 чел /
Выемка угля в нишах
(5 чел.)
Выемка угля в нишах
15 чел.)
Выемка угля стругом
<6 чел.)
Выбойка и перестановка
стоек ИЗ чел.)
Ужав за крепью
!3 чел)
Выемка угля в нишах
!5 чел)
Уход за машинами
I с чел )
Рис. 93. Организация работ в лаве при выемке угля стругом (лавы
с обрушением)
В 22 час. 30 мин. 34 чел. приступают к возведению закладки из
породы, полученной от проведения бутовых штреков, 3 чел. про-
изводят подготовку погрузочного пункта и 5 чел. заняты на
ремонте крепи и машин.
При добыче за сутки 745 т производительность труда по за-
бою составляет 6,9 т/чел.-смену.
136
Утренняя смена А Дневная смена 22 Ночная смена в
Обслуживание ма-
шин /2 чел )
Выемка угля стругом
I 7 чел)
Выемка угля В нишах
(а чел )
Крепление /Пчел)
Обслуживание машин
12 чел )
выемка угля стругом
(7 чел)
выемка угля в нишах
(6 чел)
Крепление /Пчел)
Ухав за машинами
<2 чел.)
Пиление и взрывание
в бутовых штреках
(Ю чел I
Закладка породой из
бутовых штреков
_______/34 чел)
Подготовка погрузочного
пункта !3чел)
Уход зо стойками и
машинами (5чел)
Рис. 94. Организация работ в лаве при выемке угля стругом (закладка
из бутовых штреков)
Утренняя
О' смена 'ч
Ручная зак-
ладка /20 чел)
Ручная заклад
ко 120 чел)
ДнебнОя Ночная
смена 72 смена *
выемка угля
/54 чел)
Подрубка лады
/3 чел )
Погрузка за-
рубкой мело-
чи, выбойка
и перестанов-
ка крепи
(/4 чел.)
Рис. 95. Организация работ в лаве при выемке врубовой машиной (полная
ручная закладка)
137
На рис. 95 показана организация работы в лаве, оборудо-
ванной врубовой машиной и ленточным конвейером. В вырабо-
танном пространстве производится полная ручная закладка.
В ночной смене производится подрубка лавы на глубину 2 м..
Врубовая машина двигается по почве пласта. Вслед за машиной
14 рабочих грузят на конвейер зарубную мелочь, переносят
стойки у груди забоя и конвейер.
В утренней смене производят закладку, в дневной — выемку
подрубленного угля отбойными молотками и установку крепи.
4 6 Утренняя смена Л Дневная сиена 22 Ионная смена (
выемка угля, передвиж-
ка конвейера,крепле-
ние 120 чел)
| Подрубка /4 чел) |_____________________
выемка угля,переввизк
к а конвейера, крепле-
ние 120 чел )
Извлечение крепи,
постановка встаю
шился стоек
У код за машинами
13 чел )
Лневмотическая зак
лавка /в чел)
Укав за стойками
! 2 чел )
I | Подрубка 14 чел)
Рис. 96. Организация работ в лаве при выемке врубовой машиной и
доставке двухцепным скребковым конвейером, передвигаемым без раз-
борки (пневматическая закладка)
Длина лавы 180 м, подвигание 2 м в сутки, суточная добыча
730 м. Производительность труда по забою составляет
6,6 т1чел.-смену.
Организация работ при подрубке лавы врубовой машиной,
отбойке пневматическими молотками и транспортировании кон-
вейером, передвигаемым без разборки в угольном пласте мощ-
ностью 1,65 м, показана на рис. 96.
Ежедневно в лаве длиной 230 м делают два цикла с подви-
ганием на 1 д за цикл. Врубовая машина при подрубке пере-
двигается по двухцепному скребковому конвейеру, установлен-
ному вплотную к забою. В утренней смене работают 20 чел. на
отбойке угля, подрубленного на глубину 1,1 м, подвешивают
шарнирные верхняки длиной 1 м, передвигают в неразобранном
виде конвейер и устанавливают стойки позади конвейера. В сере-
дине первой смены 4 чел. из бригады врубовой машины произ-
водят спуск машины и начинают подрубку для второго цикла.
В дневной добычной смене повторяют работы утренней смены
в следующем цикле. В 19 час. 4 рабочих извлекают крепь, уста-
138
навливают временные стойки и подвешивают трубы для пневма-
тической закладки в закладываемой полосе.
В ночной смене 8 чел. производят пневматическую закладку
на полосе шириной 2 м. Одновременно 3 чел. работают по
осмотру и ремонту машин и 2 чел. заняты на креплении. Спус-
ком врубовой машины и подрубкой лавы заканчиваются подго-
товительные работы к добычной смене следующих суток.
При подвигании лавы на 2 м добывают 750 т угля ва сутки.
При этом производительность труда по лаве составляет
11,5 т]чел.-смену.
§ 10. СИСТЕМЫ РАЗРАБОТКИ ЛАВАМИ С ДИАГОНАЛЬНЫМ ЗАБОЕМ
Обычная система разработки лавами, расположенными по
падению пласта, не пригодна для получения высокой добычи из
крутых пластов, так как при этой системе нет возможности одно-
временно работать в лаве большому количеству рабочих. Причи-
ной этого является опасность падения кусков угля и материалов.
Кроме того, трудно удерживать закладку в лаве, расположен-
ной по падению пласта.
При системе разработки с диагональным забоем1 нашли
однако возможность разместить большое количество рабочих
вдоль фронта лавы на крутых пластах.
Величина угла, образуемого линией забоя с горизонтальной
плоскостью и с линией простирания. Под углом наклона у линии
диагонального забоя понимают угол, образованный линией за-
боя I и ее проекцией на горизонтальную плоскость (рис. 97).
Диагональный забой образует с линией простирания угол е.
Выбор угла у при системах разработки с диагональным забоем
имеет большое значение. Он должен быть не меньше определен-
ного минимального значения с тем, чтобы обеспечить скатывание
транспортируемого материала. Однако он не должен быть и
чрезмерно большим, чтобы скорость скатывания материала не
была слишком велика. При этом коэффициент трения между
транспортируемым материалом и поверхностью скольжения
, 1 Abhandlungen von В г a u n е Н., G 1 е b е Е.. Muller Н., W i n k-
haus G. Р. im Arch. f. bergb. Forschung. Heft 2, 1941 und 1942; R о 1 s-
hoven H. Forderung in steil galagerlen Flozen. Gliickauf, 1950, S. 149, und:
Moglichkeiten der Betriebszusammenfassung in steiler Lagerung. Gliickauf,
1951, S. 577; W u s s о w. Probleme der steilen Lagerung. Bergbau 2 (1951),
S, 34; W e d d i g e. Abbau steilgelagerter Flbze auf der Grube Merlenbach.
Gliickauf, 1953, S. 511; Hovels W. Betriebsgestaltung beim Abbau steil
gelagerter Flbze. Gliickauf, 1953, S. 870; M e s s e r s c h m i d t H. Unter-
suchungen iiber die Strebforderung in der steilen Lagerung des westdeutschen
Steinkohlenbergbaus und Vorschlag eines neuen Strebforderverfahrens durch
Verfestigung der Bergebdschung. Bergbauwiss, 1954, S. 8; S c h w a r z W.
Alafinahmen der Erhohung der Forderung aus den einzelnen Abbaubetrieben
auf einer Schachtanlage mit vorwiegend steiler Lagerung. Gliickauf, 1956,
S. 249; D ii r r e r F. Die Lage der Bergeboschung im Schragbau und ihre
Bedeutung fiir die Sicherheit. Gliickauf, 1956, S. 605; Eisenmenger
u. Koepp en. Gesichtspunkte fiir die Anwendung verschiedener Boschungs-
und Verhiebarten beim Schragbau. Gliickauf, 1957, S. 1.
139
той же вертикальной высоте h длина
Рис. 97. Пространственная схема для опре-
деления расположения диагонального забоя
играет важную роль. Если он небольшой, как это имеет место
при неподвижных рештаках, то угол наклона линии забоя будет
составлять примерно 33°. Если же для транспортирования угля
пользуются откосом закладочного массива, то угол у должен
быть 42—45°.
Величина угла наклона линии забоя имеет большое влияние
на длину забоя. При одном и том же угле падения и одной н
забоя должна быть тем
больше, чем меньше угол
наклона линии забоя.
При применении не-
подвижных рештаков дли-
на забоя больше, чем при
скатывании угля по от-
косу закладочного мас-
сива. Эта разница увели-
чивается с увеличением
угла падения. При очень
крутом падении предпочи-
тают пользоваться скаты-
ванием угля по откосу за-
кладочного массива, а
неподвижные рештаки
применяют лишь при уг-
лах падения не больше63°.
Для установления за-
боя в диагональное поло-
жение требуется такое же
время, как и при дора-
ботке участка у границы. Вместо разрезных печей можно прово-
дить при правильном залегании пласта скважины большого диа-
метра. Иногда проводят диагональные разрезные печи, распо-
лагая их параллельно линии нарушения.
Указанные выше зависимости между углом падения пласта а,
вертикальной высотой забоя А, углом наклона линии забоя у, уг-
лом между линией забоя и линией простирания е и длиной
фронта забоя I видны из рис. 97.
Длина диагонально поставленного забоя
/ = — .
sm 7
Наклонная длина по линии падения
J Sin а ’
. f sin If
sin e = 4- = ^L ;
I Sin а
а = у/12—f2.
140
На рис. 98 эти соотношения представлены в виде номограммы.
Здесь длины даны в процентах от вертикальной высоты, углы
в 100-градусной системе g нанесены на координатах, а в 90-гра-
дусной системе показаны лучом в III квадранте.
Поясним примером, данным на рис. 98, какое влияние ока-
зывает на длину забоя применение неподвижных рештаков
вместо скатывания угля по породе. Принимаем вертикальную
Иго» падения Линия па- Искомое расстоя-
пласта<£,грод дения J ние а
Угол между линией Угол откоса зак- Длина диаеонало-
откоса закладки Ладки с еоризон- ног о забоя I
и линией прости- тал иной плоское 1в % от f>)
ранил €,ерад. тою У, град
Рис. 98. Номограмма для определения расположения
диагонального забоя
высоту 100 м. Линия, параллельная ординате, на расстоянии,
которое соответствует принятому углу падения 63° = 7СИ (II ква-
дрант), пересекает вспомогательную линию на высоте, соответ-
ствующей длине разрезной печи f = 112 м. При помощи линии,
параллельной абсциссе на высоте, соответствующей углу на-
клона забоя а = 45c(50ff), в III квадранте находим угол, обра-
зуемый линией забоя с линией простирания е, а в IV ква-
дранте— длину забоя /= 141 м.
Если вместо скатывания угля по откосу закладочного мас-
сива будет производиться транспортирование его по неподвиж-
ным рештакам, то угол наклона линии а вместо 45°(50g) будет
равен 32° и лава вместо 141 м будет иметь длину 188 м\ увели-
чение длины составит 47 м, или 33%. Этому удлинению будет
соответствовать возможное увеличение добычи угля.
141
Угол, образуемый линией забоя с линией простирания, в рас-
смотренных случаях составляет соответственно 52°(58g) и
36°(4(Х).
В I квадранте при помощи линий I = 141 м или Ц = 188 м,
параллельных координатам, и пользуясь значением /=112 м,
находим необходимую величину, на которую нижняя часть лавы
должна опережать верхнюю. Эти размеры на откаточном штреке
будут соответственно 87 и 151 м. Это означает, что применение
более производительного забоя потребует увеличения времени
на подготовку и постановку забоя в диагональное положение
примерно на 75%.
Рис. 99. Диагональный забой с выемкой заходками. Положение
забоя на начало смены:
а — утренней; б — дневной; в — ночной; 1 — рештаки; 2 — полок; 3 — металли-
ческая сетка
Доставка угля в забое. Для доставки угля применяют непод-
вижные рештаки или используют для скатывания угля откос за-
кладочного массива.
При угле падения больше 54—63° предпочитают производить
доставку угля по откосу закладочного массива. При этом эко-
номятся средства на приобретение неподвижных рештаков и на
их переноску. Кроме того, с увеличением угла наклона линии
забоя уменьшается время на развитие и окончание работ в диа-
гональном забое.
Для уменьшения потерь угля при скатывании его по закладке
можно покрывать последнюю проволочной сеткой. При этом мел-
кий уголь заполняет отверстия в сетке и получается хорошая
поверхность для скатывания угля.
Стремление производить закладку в диагональных забоях
одновременно с выемкой угля заставило ограждать закладывае-
мую полосу путем устройства перегородки из досок или из сетки,
которая должна одновременно служить поверхностью для ска-
тывания угля. Указанный способ, однако, применяется редко,
так как переноска перегородки требует большого расхода рабо-
чей силы и, кроме того, между перегородкой и лежачим боком
142
пласта получается зазор, который трудно заделывать; через за-
зор просыпается уголь.
Использованию тормозного конвейера препятствуют высокие
расходы на его приобретение и обслуживание, а также невоз-
можность использования такого конвейера для доставки закла-
дочного материала.
Схемы выемки угля. Применяются четыре схемы выемки: за-
ходками, потолкоуступным забоем, пилообразным забоем и
выемкой с нишами. При выемке заходками сверху вниз и хоро-
ших боковых породах можно иметь до четырех одновременно ра-
ботающих заходок (рис. 99).
Рис. 100. Размеры длинных и коротких уступов при
разработке диагональными забоями
Эта схема известна уже давно и аналогична выемке по паде-
нию при системе разработки лавами по простиранию. Она харак-
теризуется высокой производительностью, так как не требует
трудоемкой работы по вырубке ниш.
Существенный недостаток выемки заходками состоит в том,
что в угольном забое одновременно может работать лишь не-
большое количество рабочих.
Путем совмещения работ по выемке и закладке во всех трех
сменах можно уменьшить этот недостаток и довести суточную
добычу до 100 т.
Для достижения высокой добычи (200—500 т и более) можно
применять одну из трех остальных схем выемки.
Основным преимуществом потолкоуступного забоя с выем-
кой по простиранию является возможность иметь большое коли-
чество рабочих мест и получать высокую суточную добычу. Эта
схема рекомендуется при углах падения больше 45° и применима
для пластов с переменным углом падения, а также при наруше-
ниях. Рамы крепи, располагаемые по линии падения, поддержи-
ваются закладкой и не могут сползать. Высота каждого уступа
должна быть не меньше 2,5 м и часто принимается 4,5 или 6 м.
Соответственно увеличивается и опережение между уступами
(рис. 100). Недостатком длинных уступов является невозмож-
ность разместить в забое большое количество забойщиков, что
обусловливает медленное подвигание забоя. Кроме того, вслед-
ствие большего опережения между длинными уступами крепь
должна простоять в призабойном пространстве в течение более
143-
значительного промежутка времени до того, как она окажется
в закладке.
Это обстоятельство неблагоприятно отражается на устойчи-
вости кровли пласта и кутков уступов. Наконец, в длинных усту-
пах (как видно из рис. 100) высота падения угля вдоль уступа
до откоса закладки больше, вследствие чего происходит более
значительное дробление угля и увеличивается образование пыли.
По указанным соображениям, предпочитают короткие уступы.
Они имеют также преимущество в отношении проветривания,
так как лучше омываются вентиляционной струей. Однако при
Рис. 101. Диагональный забой с выемкой усту-
пами: ширина крепи 1,1 лг, длина верхняка 2,5 Л1
(полезная длина 2,4 м); угол наклона рештаков
32°; верхняки расположены внахлестку
коротких уступах увеличивается количество кутков, что приво-
дит к небольшому понижению производительности забойщиков.
Почвоуступная выемка в диагональных забоях встречается
редко. Она сходна с часто применяемой выемкой забоем пило-
образной формы.
В пилообразном забое, как видно из сравнения рис. 101
и 102, можно разместить лишь примерно 2/3 рабочих по сравне-
нию с потолкоуступпым. Расстояние между угольным забоем и
откосом закладки при пилообразном забое может быть принято
меньшим, благодаря чему снизится измельчение угля и пылеоб-
разование и улучшится проветривание. Крепь располагают ря-
дами по падению или перпендикулярно к уступам забоя, или же
в направлении выемки. Оба первых способа (см. рис. 101) оди-
наковы и имеют ряд преимуществ при слабых боковых породах
и при изменениях в залегании пласта. Верхнякн располагаются
в направлении действия сил тяжести и не могут быть смещены.
Несколько проще и дешевле установка крепи в направлении
выемки (см. рис. 102). Однако такое расположение крепи воз-
можно лишь при устойчивых боковых породах.
144
При пилообразном забое направление рядов крепи образует
острый угол с направлением рештаков для доставки угля. Вслед-
ствие этого оказалось, что приходится выбивать много стоек для
того, чтобы обеспечить пропуск рештаков или освободить откос
закладочного массива для доставки угля.
Рис. 102. Разработка диагональным забоем пилообразной формы.
Положение забоя на начало смены:
а ~ утренней; б — дневной; с, — ночной. Рештаки овальной формы
Выемка с нишами (рис. 103) представляет собой непосред-
ственное перенесение приемов выемки по простиранию с поло-
гого падения на крутое при диагонально расположенном забое.
Рис. 103. Диагональный забой с нишами. Положение забоя на начало
сменыз
а — утренней; 6 — дневной
Областью ее применения являются пласты с углом падения
меньше 45—54°, так как при более крутом падении увеличи-
вается опасность обрушения угля в нишах и затрудняется
выемка ниш. Эта схема обеспечивает сравнительно хорошее
использование забоя и преимущество ее в том, что ряды крепи и
рештаки для доставки угля или откос закладки расположены
параллельно.
10 Горное дело
145
Расстояние между угольным забоем и закладкой при разра-
ботке диагональным забоем и разработке с нишами может быть
меньше, чем при остальных схемах выемки. Однако эта схема
требует, чтобы уголь был мягкий, хорошо расслоенный на пачки,
так как иначе выемка ниши потребует слишком много времени.
Поэтому производительность забойщика часто оставляет желать
лучшего.
Различные схемы выемки могут применяться в сочетании
с доставкой угля как по откосу закладки, так и по неподвижным
рештакам.
В западногерманских угольных шахтах свыше половины всех
забоев на пластах с углом падения более 45° работают с потол-
коуступным забоем; при углах падения больше 54е доставка угля
производится по откосу закладки. Разработку с нишами приме-
няют только при углах падения меньше 54°.
Участие забоев с неподвижными рештаками при угле падения
до 54° в добыче угля примерно такое же, как и забоев с достав-
кой по откосу закладки; при этом оно больше на пластах с мень-
шими углами падения.
В пилообразных забоях добывается примерно '/ю угля на
крутых пластах с одинаковым удельным участием доставки по
откосу закладки и по неподвижным рештакам.
Система разработки с диагональным забоем при слоевой
выемке мощных крутопадающих пластов. Сложность разработки
мощных пластов возрастает с увеличением угла падения: повы-
шается опасность обрушения угля и затрудняются доставка леса
и крепление.
Особое внимание необходимо уделять креплению кровли и
установке крепи рядами по линии падения.
Выемка угля производится уступами, подвигающимися ио
простиранию, которым отдается предпочтение перед забоем
пилообразной формы или перед забоем с нишами.
На пластах мощностью более 3—4 м система разработки
с диагональным забоем обычно неприменима. В этих случаях
можно применять систему разработки полосами или горизон-
тальными слоями, а на пластах, не склонных к самовозгоранию,
слоевую систему разработки с диагональным забоем и выемкой
заходками или уступами. Слои вырабатывают в восходящем по-
рядке, так как при нисходящей выемке опасность прорыва за-
кладки была бы слишком велика. Опережение между очистными
забоями в слоях во времени и пространстве может быть различ-
ным, однако предпочитается одновременная разработка слоев
с опережением в 30—40 м. Такой порядок ведения работ вызы-
вает много помех в доставке угля, закладочного материала и
крепежного леса.
Разработка сближенных пластов. Разработка сближенных
пластов сходна со слоевой разработкой мощного пласта в тех
случаях, когда общая мощность двух пластов и междупластия не
146
превышает 4 м и оба пласта можно разрабатывать через общие
штреки.
Одновременная разработка обоих пластов, т. е. с небольшим1
опережением между фронтами забоев, тем проще, чем меньше
расстояние между пластами и различие их по мощности.
При различной мощности пластов следует отработать раньше
более мощный пласт. Если одновременная разработка невоз-
можна, следует один
пласт выработать прямым
ходом, а другой — обрат-
ным. В этом случае
оба пласта разрабаты-
ваются независимо друг
от друга.
Если расстояние меж-
ду пластами слишком
велико (например, больше
3 л), то чтобы иметь для
обоих пластов общий
штрек, разработку следует
вести с самостоятельными
штреками в каждом
пласте. При небольшом
расстоянии между пласта-
ми можно:
1) иметь групповой
штрек для обоих пластов
в нижнем пласте и вы-
емочный штрек в верхнем
пласте. Через каждые
эО—100 м оба штрека сое-
Ркс. 104. Разработка двух сближенных пла-
стов диагональными забоями с общими
выемочными штреками
диняют промежуточными квершлагами и погашают часть выемоч-
ного штрека, находящуюся между старым и новым квершлагами;
2) проводить один штрек для двух пластов и соединять его
примерно через каждые 5 м скатами с соседним пластом, чтобы
уголь с верхнего пласта перепускать на нижний. При этом, как
показано на рис. 104, штрек на верхнем горизонте проводят по
верхнему пласту, а на нижнем горизонте — по нижнему пласту,
так как иначе наклонные квершлаги, которые должны иметь угол
наклона минимум 27°, будут чрезмерно длинными, особенно при
значительной мощности междупластья и крутом падении. Этот
способ может быть рекомендован при мощности междупластья
пе более 3 м. В верхнем пласте будут иметь место потери угля,
так как полоса угля, находящаяся между откаточным горизон-
том и местом сопряжения ската с верхним пластом, не выраба-
тывается.
Другой пример разработки сближенных пластов показан на
рис. 105.
10*
147
Система разработки с диагональным забоем в настоящее
время является единственной, позволяющей перенести с пологих
пластов на крутые опыт работы забоями с большой суточной до-
бычей. Эта система преобладает на пластах с углами падения
36—90°, однако характеризуется меныпей добычей из лавы, чем
при пологом падении.
Рис. 105. Разработка двух сближенных пластов диаго-
нальными забоями:
/ — пласт Вильгельм; 2— пласт Ротгерсбанк 2; 3 — квершлаг 6-го
горизонта; 4 — проектируемый квершлаг; 5 — забученный квершлаг
Систему разработки с диагональным забоем можно приме-
нять не во всех случаях, особенно на мощных пластах и на пла-
стах с мощными породными прослойками, так как оставление
породы из прослойков в выработанном пространстве связано
с большими затруднениями.
Недостатком системы является относительно низкая произво-
дительность труда. Особенно следует подчеркнуть, что система
разработки с диагональным забоем требует строгого соблюдения
148
установленной организации работ и предъявляет большие требо-
вания к надзору и к забойщикам.
Различают разработку короткими и длинными диагональ-
ными забоями. В коротких диагональных забоях выемка угля
производится заходками в диагональном направлении сверху
вниз.
Длинные диагональные забои имеют пилообразную или по-
толкоуступную форму или же выемка в них угля производится
с помощью ниш.
Рис. 106. Пример организации работ в диагональном забое
Важным вопросом при этом является длина забоя, которая
при групповой разработке определяется по мощному пласту.
При хороших условиях залегания рекомендуется длина по-
рядка 150 м, которая при угле падения 45° соответствует верти-
кальной высоте 75 м. При благоприятных условиях вертикаль-
ная высота может быть увеличена до 100 м, а в тяжелых усло-
виях залегания уменьшена до 50 м. Забой должен быть уком-
плектован рабочей силой для работы при двух выданных сменах
в сутки. Большое подвигание и значительная добыча из одной
лавы при системе разработки с диагональным забоем в преобла-
дающей степени зависят от возможности доставить в него в ко-
роткий промежуток времени большое количество закладочного
материала.
Организация работ. На рис. 106 показан график работ и рас-
становка рабочих в очистном забое крутого пла.та. Разрабаты-
вается пласт Дикебанк мощностью 1,3 м с. углом падения 67,5°.
149
Добытый уголь скатывается по откосу закладки под углом 42,3°,
так что при наклонной высоте поля 132 м длина забоя состав-
ляет 180 м.
В утренней и дневной сменах производится выемка угля
Между сменами—доставка крепежного леса в лаву.
В первой половине ночной смены двое рабочих очищают от
угля поверхность откоса закладочного массива. Эти рабочие за-
няты затем на вспомогательных работах. Во второй половине
ночной смены они устанавливают перегородки и возводят за-
кладку. Позже переносят трубы и производят увлажнение уголь-
ного забоя водой.
Выемка в две смены обеспечивает подвигание забоя за сутки
на 1,9 м и добычу 450 т. Производительность на 1 чел.-смену по
выемке 10,7 т, по лаве — 7,1 т.
§ 11. ПОРЯДОК РАЗРАБОТКИ
Определение суточной добычи из блока. Размер суточной
добычи, получаемой через один блоковый квершлаг, имеет боль-
шое влияние на себестоимость. Чем интенсивнее ведется добыча
в блоке и особенно чем полнее нагружены имеющиеся машины и
устройства, тем ниже себестоимость 1 т угля. Наоборот, при
малой нагрузке, т. е. при малой добыче, себестоимость воз-
растает.
Однако средняя нагрузка машин не может равняться их ма-
ксимальной производительности, так как в течение смены интен-
сивность неодинакова. Поэтому следует предусматривать резерв
мощности. Это в равной мере относится к транспортным меха-
низмам в лаве, в выемочном штреке и на промежуточном гори-
зонте.
Возможности увеличения добычи из блока ограничиваются
условиями залегания пластов и количеством воздуха для провет-
ривания. Из маломощных пластов труднее получить большую
добычу, чем из мощных, а из нарушенных месторождений слож-
нее, чем из месторождений со спокойным залеганием. Необхо-
димое количество воздуха для проветривания должно быть под-
ведено по блоковому квершлагу без превышения допустимой
скорости. Для шахт с высокой метанообильностью или с высо-
кой температурой окружающих пород требуется большее коли-
чество воздуха, чем для негазовых шахт и шахт с невысокой
температурой боковых пород.
Наконец, следует принимать во внимание проявления горного
давления в квершлаге и расходы па его поддержание в резуль-
тате ведения очистных работ. Степень этого влияния зависит,
кроме того, от удаленности лав друг от друга и от квершлага,
от мощности пластов, а также от прочности боковых пород.
150
Во всех случаях необходимо придерживаться следующего
правила: максимально возможная добыча из каждого забоя и
блока и по возможности меньшее количество работающих бло-
ков по шахте.
В Руре суточная добыча из каждого блока должна составлять
1000—2500 т на пологом падении и 500—1000 т на крутом па-
дении. Средняя добыча в настоящее время равна примерно по-
ловине этих величин.
Шахта производительностью 5000 т/сутки должна иметь
в работе три блока при разработке пологих пластов и 5—6 бло-
ков при крутых пластах.
Однокрылые и двукрылые работы. Размер добычи из блока
зависит от того, ведутся ли очистные работы по одну или по обе
стороны от блокового квершлага. .......
При двукрылых работах лавы обоих крыльев могут работать
одновременно с большим или меньшим разрывом во времени
начала работы в них. В таком случае лавы будут доходить до
середины расстояния между соседними квершлагами. Длина
крыла будет составлять половину расстояния между квершла-
гами и по сравнению с однокрылыми работами уменьшатся
длина выемочных штреков и время их поддержания.
Двукрылые работы обеспечивают возможность получения
большей добычи из блока, но имеют и ряд недостатков. Один из
них состоит в том, что в одном крыле лава должна подходить
к выработанному пространству соседнего блока, у границы кото-
рого приходится оставлять целик угля, отрицательно влияющий
на состояние кровли, начиная с расстояния 10—20 м от старых
работ. При двукрылых работах кливаж облегчает выемку только
в одном крыле, в другом же расположение кливажа будет небла-
гоприятно; это снижает производительность забойщика примерно
на 10%.
При однокрылой выемке указанной трудности можно избе-
жать, однако лава должна подвигаться от одного квершлага
к следующему, что часто заставляет уменьшать размеры блока
по простиранию. Чтобы не делать этого, можно применять ком-
бинированный порядок отработки прямым и обратным ходом,
заключающийся в следующем: со стороны соседнего блока про-
водят выемочные штреки навстречу движущейся лаве; когда
лава встречается со штреками, она превращается из лавы пря-
мого хода в лаву обратного хода для соседнего блока, а штреки
позади лавы погашают.
Однокрылые работы применяют редко, только в исключитель-
ных случаях, так как при однокрылой работе уменьшается коли-
чество одновременно работающих лав в блоке, что в свою оче-
редь приводит к увеличению количества одновременно разраба-
тываемых блоков.
Выемка обратным ходом. На западногерманских угольных
шахтах преобладает отработка лав прямым ходом, т. е. к гра-
151
нице блока. В последнее время в этом вопросе наметился сдвиг:
чаще начали применять отработку лав обратным ходом Уча-
стие лав обратного хода в добыче западногерманских шахт
в настоящее время составляет 7—8%.
I Разрезные e==t> Сработка прямым ладом
1 печи Отработка обратным ходом
Рис. 107. Порядок отработки в блоках:
а — отработка прямым ходом; б — отработка обратным ходом;
в — комбинированная отработка прямым и обратным ходом: 1 — 2-й
главный горизонт; 2 — 2-й промежуточный горизонт; 3 — 3-й глав-
ный горизонт; 4 — 3-й промежуточный горизонт; 5 — 1-й блок;
6 — 2-й блок; 7 — 3-й блок; 8 — штрек главного направления;
9 — сброс (граница работ}
Различные схемы отработки лав угольных шахт прямым хо-
дом, обратным ходом, а также комбинированным прямым и об-
ратным ходом показаны на рис. 107. Они отличаются между
собой в основном по объему подготовительных работ.
1 Rolshoven Н. Der Vereinigte Vor- und Riickbau und seine Mogllch-
kelten zur Verbesserung des Betriebsablaufs. Gilickauf, 1956, S. 853; Heide-
mann W. Moglichkeiten zur Rationalisierung im europaischen Steinkohlen-
bergbau durch Umstellung auf Riickbau, seine Vorbereitung und Durchfiih-
rung beim heutigen Stand der Technik. Gilickauf, Beiheft, 1955, S. 129;
Lehmann K- Der Riickbau. Gilickauf, 1938, S. 405; Fritzsche С. H. Die
Bergtechnik des Ruhrbergbaus, ein Riickblick und Ausblick. Gilickauf,
1940, S. 77.
152
При работе прямым ходом выемочные штреки проводятся по
мере подвигания лавы, а при обратном — заранее до границы
выемочного поля.
При отработке прямым ходом направление подвигания очист-
ных работ и направление транспортирования угля по выемочным
штрекам противоположны друг другу, в то время как при обрат-
ном ходе они совпадают.
Область применения выемки обратным ходом в первую оче-
редь определяется геологическими условиями залегания место-
рождения, а также принятым порядком обработки месторожде-
ния; угол падения пластов не оказывает никакого влияния на ре-
шение этого вопроса, но мощность пласта имеет значение,
особенно при пластах, мощность которых близка к минималь-
ной рабочей мощности. Вопрос о целесообразности применения
отработки обратным ходом для таких пластов должен быть
продуман особенно тщательно, так как во многих случаях по-
роду от подрывки выемочных штреков на тонких пластах де-
шевле оставлять на месте и использовать для закладки в лаве,
чем транспортировать из штрека.
Большая мощность пласта благоприятствует применению от-
работки обратным ходом, так как выемочные штреки в этом
случае будут проводиться по углю и стоимость их будет меньше,
чем в маломощных пластах.
Свойства боковых пород могут ограничить применение отра-
ботки обратным ходом. Песчаник и песчанистый сланец не пре-
пятствуют работе обратным ходом, но если в почве пласта
залегает глинистый сланец, склонный к пучению, затрудняю-
щему транспорт по штрекам, или же частая подрывка почвы
в штреке становится слишком дорогой, то применение обратного
хода нецелесообразно.
В Руре на многих пластах с газовым и длиннопламенным
углем работа обратным ходом едва ли применима ’.
Выделение метана также играет значительную роль. При
прямом ходе выработанное пространство проветривается за счет
утечек воздуха, при обратном ходе это невозможно.
В выработанных пространствах могут скапливаться большие
количества газа. При небольшом выделении газа это может не
представлять опасности при работе обратным ходом, однако
если выделение газа значительно, могут возникнуть затруднения.
Дегазация при помощи буровых скважин в этих условиях невоз-
можна, так как выемочные штреки позади лавы погашаются и
возможен только сложный способ дегазации, примененный на
шахте «Хиршбах».
Преимущество работы обратным ходом заключается в том,
что выемочное поле разведывается перед началом очистных ра-
бот. При прямом ходе это возможно только при условии созда-
1 Repetzki К. Betriebserfahrungen mit Riickbau. Bergfrelheit, 1952, S. 17.
153
ния очень большого опережения выемочных штреков по отноше-
нию к лаве. Кроме того, подвиганию очистного забоя не препят-
ствуют возможные задержки в проведении выемочного штрека.
При комбинировании отработки прямым и обратным ходом
нарушения земной поверхности уменьшаются, так как в резуль-
тате интенсивной выемки пласта на значительной длине по про-
стиранию образуется пологая мульда с большой площадью, по
краям которой будет меньше нарушений от растяжения и
сжатия.
Благодаря незначительной нагрузке на крепь в штреках и
большой скорости подвигания очистных работ при отработке
обратным ходом можно увеличить размеры выемочных полей по
простиранию, что дает экономию в затратах на проведение квер-
шлагов, слепых стволов и разрезных печей.
Отработка обратным ходом имеет также и другие техниче-
ские преимущества, в первую очередь большую скорость подви-
гания очистных забоев, достигающую 4—6 м]сутки. Следует
также указать на более полное использование машин и меха-
низмов, а также на лучшие условия управления кровлей, что
способствует внедрению механизации выемки.
В заключение следует указать на хорошее проветривание при-
забойного пространства и отсутствие утечек воздуха через выра-
ботанное пространство, что уменьшает опасность самовозгорания
оставшегося в нем угля. Если даже пожар возникает, то путем
соответствующего расположения перемычек можно выключить
из работы только небольшую часть блока.
Недостаток обратного хода заключается в дополнительных
расходах на амортизацию в связи с необходимостью предвари-
тельного проведения штреков. Эти расходы, однако, умень-
шаются с сокращением времени на подготовку и увеличением
темпов проведения выемочных штреков.
Часто указывают на то, что при отработке обратным ходом
крепь в выемочных штреках подвергается большой нагрузке.
Однако это опасение необоснованно. Действительно, опорное
давление впереди лавы, в особенности при слабых боковых по-
родах, вызывало необходимость в расходах на поддержание
ьыемочных штреков, которых нет при прямом ходе, и в проведе-
нии штреков вслед за лавой. Но, с другой стороны, при обрат-
ном ходе штреки позади лавы погашают и таким путем устра-
няют воздействие на них значительно большего давления и осе-
дания кровли.
Новые исследования показали ', что соотношение стоимости
поддержания штреков при отработке обратным и прямым ходом
составляет примерно от 1 : 2 до 1:4.
1 Rothfuclis W. Untersuchung der gebirgsdrucktechnischen Verhalt-
nisse in Strecken beim Feldwarts- nnd Riickbau. Bergbauwissenschaften,
И-51, S. 2.
154
Дальнейшая экономия получается за счет более легкого и
быстрого извлечения крепи из ежедневно погашаемых участков
штреков. При отработке прямым ходом крепь начинают извле-
кать по окончании очистных работ на участке и эта работа про-
должается часто свыше полугода.
Порядок отработки блока при пологом залегании пластов.
В основном придерживаются старого правила — вырабатывать
сначала верхний пласт. Особенно важно соблюдать это правило
при пологом залегании и при сближенных пластах. В против-
ном случае на верхнем пласте в результате предварительной
выемки нижележащего пласта ухудшается устойчивость боковых
пород и самого пласта. От
при предварительной вы-
емке нижележащего пла-
ста дренируется метан или
устраняется опасность
возникновения горных
ударов в верхнем пласте.
Предварительная выемка
нижнего пласта может
этого правила можно отступать, если
также иметь место при
необходимости добывать уголь определенного качества (для обо-
гащения или коксования).
Другое правило, которого придерживаются реже, заклю-
чается в том, чтобы вести отработку пластов в блоке в направ-
лении от границ. При таком порядке отработки ближайшая
к штреку главного направления часть квершлага, поддерживае-
мая наиболее длительное время, подвергается воздействию выра-
ботанного пространства только незадолго до погашения.
Недостатком такого порядка отработки является необходи-
мость проводить блоковый квершлаг на полную длину до на-
чала выемки пластов. При выемке к границам достаточно про-
вести квершлаг до первого или второго слепого ствола. По этим
причинам часто отступают от указанного выше правила.
Примеры порядка отработки блока. На рис. 108—113 пока-
заны различные варианты отработки блока.
Блок имеет размер вдоль квершлага 1000 м. Вскрытие блока
произведено квершлагом и пятью слепыми стволами с расстоя-
нием между ними 250 ле.
Пласты имеют угол падения примерно 4,5° и мощность 9,9—
1,2 м, так что при подвигании за сутки на 1,5 м из каждой лавы
добывается 330—440 т угля.
При длине крыла блока 600 м каждая лава, а при двукрылых
работах каждая пара лав будут иметь срок существования
600: 1,5 = 400 рабочих дней, или 17—18 месяце? при 270 рабо-
чих днях в году.
На рис. 108 показано, что разработка блока начинается с дву-
сторонних работ в верхнем пласте между слепыми стволами 1
155
и 2. В зависимости от пропускной способности слепых стволов
очистные работы можно вести либо одновременно в обоих
крыльях, либо выработать сначала одно крыло, а затем второе.
После этого производится выемка верхнего пласта между сле-
пыми стволами 2 и 3, 3 и 4, 4 и 5. В таком же порядке отрабаты-
вают средний и нижний пласты. В данном примере слепые
стволы проводятся последовательно на протяжении небольшого
периода времени. Одновременно в работе будут находиться
только два слепых ствола — один для транспортирования угля и
другой для исходящей вентиляционной струи, а при работе с за-
кладкой—и для транспортирования закладочного материала.
При однокрылой работе можно добывать в сутки 400 т и при
двукрылой 800 т угля.
Добыча угля в блоке
будет производиться
соответственно 420 и
210 месяцев.
Недостатков этого
порядка отработки
пластов можно избе-
жать несколькими спо-
собами.
Первый способ показан на рис. 109. Он характеризуется раз-
работкой сдвоенными лавами 1—Г, 2—2-, 3—3, сначала между
слепыми стволами 1 и 3, а затем между стволами 3 и 5.
Сдвоенными лавами можно работать одновременно как в од-
ном крыле, так и в обоих крыльях. В первом случае добыча со-
ставит 800 т, а при двукрылых работах 1600 т в сутки. Срок
существования блока при однокрылой работе будет равен
210 месяцам, а при двукрылой— 105 месяцам.
Стволы 2 и 4 служат только для транспортирования угля;
использование их будет наиболее полным при двукрылой работе
сдвоенными лавами.
Проветривание осуществляется сравнительно просто при угле
падения до 9°. Вентиляционная струя поступает по слепому
стволу 2 (позже по слепому стволу 4) и по лавам, расположен-
ным между стволами 2 и 3, а также между стволами 4 и 5 про-
ходит снизу вверх, а по лавам, расположенным между стволами
2 и /, а также 4 и 3 — сверху вниз.
При более значительных углах падения проветривание лав
нисходящей струей не разрешается. В таком случае свежая вен-
тиляционная струя подводится по слепому стволу /, а по сле-
пому стволу 2 подается дополнительная свежая струя. Омыв за-
бои, общая нисходящая струя уходит по слепому стволу 3. Такое
проветривание может быть допущено лишь в том случае, если
общее количество рабочих на вентиляционной струе не превы-
шает допустимого, а повышение температуры и содержание
метана в вентиляционной струе не выше установленных норм.
156
между слепыми стволами 3 и 5.
НО Порядок отработки блока
(3-й пример)
быть
значитель-
стволы 2
Другой порядок отработки блока сдвоенными лавами пока-
зан на рис. НО. В данном случае в первую очередь ведут одно-
крылые или двукрылые работы на верхнем пласте между слепыми
стволами 1 и 3, а затем
Срок отработки.бло-
ка такой же, как и в
приведенном выше при-
мере. Слепые стволы 4
и 5 должны быть
пройдены
но раньше;
и 4 будут находить-
ся в работе попере-
менно.
Проветривание производится так же, как и в предыдущем
примере.
Преимущество этого порядка отработки заключается в том,
что оседание земной поверхности происходит медленнее и на
большей площади.
На рис. 111 показа-
но, что пласты между
каждыми двумя сле-
пыми стволами выра-
батывают последова-
тельно друг за другом.
При небольшом угле
падения устройством
для транспортирования угля оборудуют только слепые стволы 2
и 4. Если же угол падения не позволяет производить транс-
портирования в лаве снизу вверх, то средствами транспортирова-
ния оборудуют четыре
Преимущество это-
го способа заключается
главным образом в
том, что слепые стволы
.можно проводить по-
следовательно друг за
другом через значи-
тельные промежутки
времени.
Слепые стволы хорошо используются в течение всего периода
после их ввода в действие и до погашения.
При порядке отработки блока, показанном на рис. 112, ра-
боты ведутся одновременно двумя одиночными лавами, в двух
участках на каждом пласте. При однокрылых работах одновре-
менно будут работать две лавы с суточной добычей 800 т.
Можно вести двукрылые работы, и тогда добыча из четырех
лав составит 1600 т!сутки.
из пяти слепых стволов.
г
tt
5
Г
1000м
Рис. 112. Порядок отработки блока
(о-й пример)
157
С точки зрения сохранения поверхностных сооружений от
вредного влияния подземных работ этот порядок отработки дает
худшие результаты, чем показанный на рис. НО. Недостатком
этого порядка отработки является также и то, что лава 4 должна
работать при наличии выработанных пространств по восстанию
и по па дению от нее, т. е. условия будут такими, как при пога-
шении ранее оставленного целика. Особенно сильным будет про-
—----------------Ю[)О Л,
Рис. 113. Порядок отработки блока
(6-й пример)
явление горного давления при подходе лавы прямого хода к вы-
работанному пространству соседнего блока.
Этот недостаток можно уменьшить, отрабатывая лаву обрат-
ным ходом с использованием штреков соседних отработанных лав.
Для того чтобы воспользоваться преимуществом одновремен-
ной и независимой выемки в двух участках блока и устранить
недостаток отработки,
описанный в предыду-
щем примере, работы
следует вести в поряд-
ке, показанном на
рис. 113. В каждом
пласте сначала вводят
лавы в середине блока.
При однокрылых рабо-
тах выемка производится в одной лаве, при двукрылых рабо-
тах — в двух.
В следующий период в работу вводят две лавы одновременно,
а при двукрылых работах — четыре лавы. После отработки лав 2
вводят в работу лавы 3 и т. д.
Порядок отработки крутых пластов в блоке. Основное правило,
применяемое при разработке пологих пластов, — проводить
блоковый квершлаг сразу на всю длину, а затем погашать его
постепенно в направлении к штреку главного направления — сле-
дует соблюдать при крутО1М залегании пластов только в том
случае, когда пласты падают в направлении от штрека к гра-
нице блока. В этих условиях наиболее удаленный пласт в то же
время будет и самым верхним пластом, вырабатываемым в пер-
вую очередь. Если же блоковый квершлаг сначала пересекает
верхний пласт, то последний будет вырабатываться в первую
очередь. Влияние очистных работ на квершлаг при крутом паде-
нии сказывается в меньшей степени, чем при пологом. Следует
учитывать также довольно часто встречающуюся складчатость
в залегании крутых пластов, при которой направление падения
одних и тех же пластов в блоке может быть противоположным.
Порядок отработки пластов в блоке при выемке одной лавой
между главными горизонтами. Если при спокойном залегании
месторождение содержит значительное количество пластов, то
можно принять расстояние между горизонтами примерно в 100 м
и вести разработку диагональными забоями от одного горизонта
к другому, т. е. сразу на всей наклонной высоте блока. В этом
158
случае возникает вопрос, следует ли в целях концентрации ра-
бот разрабатывать блок одной диагональной лавой или ввести
в работу несколько таких лав.
Если добыча из двух лав при двукрылой разработке одного
пласта недостаточна, то в работу вводят один или несколько
нижележащих пластов. Можно одновременно разрабатывать
несколько пластов при условии, что очистные работы в нижеле-
жащем пласте не будут сильно ухудшать состояние выемочных
штреков на вышележащем пласте. Очистные работы в нижеле-
жащем пласте можно будет начать по истечении нескольких
месяцев после начала очистных работ в вышележащем пласте.
В этот период в нижележащем пласте должен восстановиться
Рис. 114. Порядок ведения очистных работ при разработке свит наклонных
пластов.
/ — пласт 13 (Матильда 3); 2 — пласт 12 (Матильда 2); 3 — пласт 9 (Матиас 3); 4 — пласт
11 (Матильда); 5 — пласт 5 (Гретхен 2); 6 — пласт Цольферайн 3; 7 — пласт Цольфе-
райн 1; 8 — граница влияния работ на пласте Матильда 2; 9 — граница влияния работ на
пласте Гретхен 2; 10 — граница влияния работ на пласте Цольферайн 1
отжим угля. В противном случае рекомендуется поступить так,,
как показано на рис. 114 для наклонного падения: сначала вво-
дят в работу такой пласт, разработка которого не отразится па
вышележащих пластах.
Порядок отработки блока при наличии промежуточных гори-
зонтов. Разработка с разделением блока па промежуточные гори-
зонты неизбежна при мульдообразном или седлообразном зале-
гании пластов между главными горизонтами, при малом коли-
честве пластов и на сильно нарушенных месторождениях. Она
применяется также, если в пределах одного блока имеется кру-
тое и пологое залегание и при большом расстоянии между глав-
ными горизонтами — порядка 200 м, которое оказывает решаю-
щее влияние на порядок отработки. В этом случае приходится
решать вопрос о том, следует ли вырабатывать отдельные пласты
между главными горизонтами двумя или тремя диагональными
забоями, одновременно работающими друг над другом, или же,
например при наличии только одного промежуточного горизонта,
выработать сначала пласты между промежуточным и вентиля-
ционным горизонтами, а затем между откаточным и промежу-
точным горизонтами.
Преимуществом одновременной работы несколькими распо-
ложенными друг под другом диагональными забоями в одном
пласте является возможность использования выемочных штреков
промежуточных горизонтов для вышележащих и нижележащих
лав. В этом случае срок поддержания этих штреков будет
159-
меньше и, кроме того, имеющиеся в них средства транспорта
могут быть использованы для доставки угля из вышележащей
лавы и подачи закладочного материала для нижней лавы. Это
требует, конечно, хорошей организации работ, так как затрудне-
ния возрастают с увеличением грузопотоков.
Следует решить вопрос: работать ли с опережением вышеле-
жащих или нижележащих диагональных лав '?
Недостаток в работе с опережением верхних лав заключается
в том, что в верхней части лавы ниже выемочного штрека про-
межуточного горизонта массив угля в форме треугольника
Рис. 115. Разработка с опережением
нижних диагональных лав:
1 — вентиляционный горизонт; 2— откаточный
горизонт; 3 — квершлаг; 4 — выемочные штреки
с вершиной, расположенной
у выработанного простран-
ства, испытывает большое
давление. Кроме того, вы-
емочные штреки вышележа-
щих и наиболее удаленных
лав окружены на всей длине
выработанным . простран-
ством и откатка из вышеле-
жащей лавы производится
над открытым выработан-
ным пространством нижеле-
жащей лавы. Наконец, такой
порядок отработки неблаго-
приятен и для проветрива-
ния. Поэтому предпочитают вести работу с опережением
нижележащих лав на К)—25 м, как показано на рис. 115.
Такой порядок отработки обеспечивает и лучший отжим угля.
Рассмотрим теперь порядок разработки, состоящий в том, что
сначала одновременно вырабатывают несколько сближенных
пластов между вентиляционным и промежуточным горизонтами,
а затем между промежуточным и основным горизонтами. Такой
порядок часто называют групповой разработкой пластов. Она
не применяется, как правило, в сочетании с выемкой лав в вос-
ходящем порядке, при котором угольный массив вышележащих
лав частично подрабатывается нижележащими лавами, и, кроме
того, при наличии песчаников в кровле создаются условия для
проявления горных ударов. Следует отметить также, что при
восходящей выемке исходящие вентиляционные струи из ниже-
лежащих лав обогащаются метаном за счет усиленного выделе-
ния его из вышележащего массива угля.
Поэтому рекомендуется нисходящий порядок разработки лав
между главными горизонтами. Особенно важно соблюдать его
на мощных пластах.
1 Lange F. Vor- und Nachteile des Vorbaus der unteren und oberen
Streben in der steilen Lagerung. Gliickauf, 1942, S. 453.
160
Воздух для верхних лав предпочтительнее подводить по пе-
чам, а не по слепому стволу. Также может оказаться более
целесообразным отрабатывать нижние лавы обратным ходом.
Для этого необходимо одновременно с очистными работами
в вышележащей лаве проводить только откаточный штрек для
нижележащей лавы. Для транспортирования закладочного ма-
териала к нижележащей лаве чаще всего используют откаточ-
ный штрек вышележащей лавы, особенно если он закреплен
податливой стальной крепью.
Резервные забои. На каждой шахте должно быть обеспечено
выполнение установленной суточной добычи, необходимое для
правильного использования оборудования и производственной
мощности.
Для этого в работе должно находиться определенное коли-
чество очистных забоев, которое в целях концентрации произ-
водства должно быть возможно меньшим. Может случиться, что
один, а иногда и два забоя внезапно выйдут из строя вследствие
встречи неизвестного ранее нарушения, из-за завала в забое
или по другим причинам. Конечно, следует стремиться к тому,
чтобы таких нарушений в работе не было, но вероятность их
все же необходимо учитывать.
Для предотвращения потери добычи каждая шахта должна
быть обеспечена резервными забоями. Количество их должно
быть минимальным, по в то же время достаточным.
Шахта в Руре с суточной добычей 4000 т обычно имеет при
пологом падении 1—2 и при крутом 3—4 резервных забоя.
Резервный забой должен быть полностью оборудован, но не
должен находиться в работе. Часто применяют другой способ
обеспечения резерва, заключающийся в том, что два или даже
четыре забоя имеют только половинный штат рабочих. В этом
случае при выходе из строя забоя, полностью обеспеченного
рабочей силой (т. е. действующего), рабочих размещают в двух
резервных забоях. После этого резервные забои начинают рабо-
тать с полной нагрузкой. Такой способ обеспечения резерва
более дорогой, так как средства механизации, а также такие
горные выработки, как выемочные штреки, слепые стволы и квер-
шлаги, используются не полностью.
Во избежание этих недостатков применяют организацию
работ, при которой все очистные забои имеют несколько зани-
женное плановое подвигание, что позволяет перекрывать по-
терю добычи от кратковременной остановки части этих за-
боев.
Вообще же экономически целесообразнее иметь небольшое
количество забоев с большой добычей и большим подвиганием и
хорошо организовать их работу. Несмотря на возможность крат-
ковременного падения добычи, это в конечном счете выгоднее,
чем иметь удвоенное количество наполовину нагруженных
забоев.
11 Горное дело 161
Обеспечение устойчивости полевых выработок. Очистные ра-
боты вызывают оседание и сжатие полевых выработок на венти-
ляционном горизонте. Но и штреки откаточного горизонта под-
вергаются действию дополнительного давления при ведении
над ними очистных работ.
Влияние очистных работ на указанные выработки необходимо
по возможности устранять. Наряду с применением соответствую-
Рис. 116. Разработка
пласта над запроектиро-
ванным квершлагом:
1 — промежуточный горизонт;
2— слепой ствол; 3 — вентиля-
ционный ходок; 4 — проекти-
руемый квершлаг 6-го гори-
зонта; 5 — квершлаг 5-го t о-
рнзонта; 6 — конвейерный
бремсберг
щей крепи следует предусматривать
определенный порядок ведения горных
работ. Это тем важнее, чем меньше вер-
тикальное расстояние между очистными
работами и выработками, подвергаю-
щимися их влиянию. С этой точки
зрения лучше вести выемку пластов от
квершлага, чем к квершлагу; это осо-
бенно относится к выработкам вентиля-
ционного горизонта при двукрылых ра-
ботах. Подработка оказывает более
вредное влияние на квершлаг, чем его
надработка.
Для того чтобы квершлаг не подвер-
гался влиянию сразу всего фронта очист-
ного забоя, рекомендуется располагать
лаву не параллельно оси квершлага,
а под острым углом к ней.
Хорошие результаты при пологом за-
легании пластов дает возведение заклад-
ки из бутовых штреков или установка
костров заполненных породой; указанные
операции необходимо начинать при под-
ходе к квершлагу на расстояние 30—40 ле.
Иногда оставляют также предохрани-
тельный целик угля по 30 м с каждой
стороны квершлага. Однако такие цели-
ки могут иногда вместо уменьшения
давления вызвать его увеличение вслед-
ствие зависания на нем пород. Проявле-
ние дополнительного давления имеет
место каждый раз, когда оставляют целики недостаточных раз-
меров.
При пологом падении имеется возможность создать благо-
приятные условия для поддержания квершлага. Для этого перед
проведением квершлага вырабатывают расположенные над ним.
участки пластов. Это можно сделать путем проведения разрез-
ных печей широким забоем или, еще лучше, выработкой над про-
ектируемым квершлагом лавы по восстанию или по падению,
(рис. 116).
162
§ 12. ВЫЕМКА ОКОЛОСТВОЛЬНЫХ ПРЕДОХРАНИТЕЛЬНЫХ ЦЕЛИКОВ
Выемка околоствольных предохранительных целиков при-
обретает в угольной промышленности тем большее значение, чем
глубже становятся шахты. С увеличением глубины возрастают
запасы угля в целиках и тем самым потери угля. Кроме того,
увеличивается протяженность полевых выработок в пределах
целиков. На новых шахтах, разрабатывающих угольные пласты
на большой глубине, выемка околоствольных целиков позволяет
скорее приступить к добыче угля, чтобы использовать получен-
ную за счет продажи угля прибыль для финансирования продол-
жения строительства шахты.
При выемке околоствольных целиков следует придерживаться
определенных правил. Одни из них направлены на то, чтобы
влияние выемки угля на ствол, проявляющееся в неравномер-
ных нагрузках, было сведено к минимуму. Другие правила
касаются крепи шахтного ствола. Крепь должна быть рассчи-
тана на нагрузки, возникающие в результате отработки целика,
или на сопротивление им без серьезных деформаций. В породах
каменноугольного возраста ремонтные работы проводятся срав-
нительно легко, так как здесь не следует опасаться прорывов
воды или плывуна. При этом необходимо выбрать такую крепь,
которая требовала бы минимального объема ремонтных ра-
бот.
Ведение очистных работ в околоствольном предохранитель-
ном целике. Предложения, направленные на выбор схемы выемки
околоствольных предохранительных целиков, исходят из того,
чтобы свести к допустимой величине или полностью исключить
вредные нагрузки на шахтный ствол, проявляющиеся в горизон-
тальных сжимающих или в вертикальных растягивающих
усилиях1. На рис. 117 показана примерная схема выемки около-
ствольного целика лавами, расположенными в шахматном по-
рядке, при котором происходит наложение усилий растяжений
и сжатия друг на друга (разрез по линии 2—2). При таком рас-
положении лав (см. рис. 117) оседание в каждой точке шахтного
ствола составляет 25% величины полного оседания (разрез по
линии 1—/). Благодаря этому удается полностью избежать
воздействия усилий растяжения и сжатия на крепь ствола
(за исключением участков пересечения стволом угольных пла-
стов).
Другие схемы рассчитаны на выемку околоствольного целика
только двумя лавами, нарезаемыми по оси ствола и подвигае-
мыми к границе целика (рис. 118), или двумя лавами, одна из
которых нарезается по оси ствола, а вторая параллельно ей от
одной из границ целика; обе лавы подвигаются в одном направ-
1 Lehmann К. PlanmaBige Abbauftihrung. GlOekauf, 1938, S. 32; Der
Deutsche Steinkohlenbergbau, Bd 2, S. 815, Essen. Gliickauf, 1956.
11*
163
Запад
График оседаний
/ 25%(е)
Восток
Рис. 117. Схема выемки околоствольного предохранительного
целика при компенсации возникающих усилий (напряжений)
Рис. 118. Схема выемки околоствольного целика на пологом падении ла-
вами от оси ствола к границам целика. На графике справа показано осе-
дание на различных глубинах за период I—V кварталов после начала
отработки
164
лении (рис. 119) Выемка пласта на всей площади околостволь-
ного целика должна быть завершена за год. Из приведенных
в правой части рис. 118 и 119 расчетных кривых оседания сле-
дует, что величина оседания пород по истечении первого квар-
тала на различных горизонтах различна. В результате отдельные
участки ствола испытывают различные по величине усилия рас-
тяжения и сжатия. Так, например, при выемке целика по схеме,
показанной на рис. 118, к концу первого квартала (кривая /)
Оседание д % от пилноео оседания
Рис. 119. Схема выемки околостволыюго целика иа пологом падении
лавами от границы и оси целика. На графике справа показано оседание
на различных глубинах за период 1—VIII кварталов после начала отра-
бстки
пласт
оседание на горизонте 4 будет составлять 50% величины пол-
ного оседания, в то время как породы, непосредственно покры-
вающие отрабатываемый пласт, осядут на 70% этой величины.
При продолжении очистных работ усилия растяжения на этом
участке ствола через квартал сменяются усилиями сжатия, так
как вышележащие слои пород осели на большую величину.
После выемки пласта на всей площади целика оседание дости-
гает полной величины. Если же работы ведутся по схеме, пока-
занной на рис. 119, то в течение первых двух кварталов на шахт-
ный ствол действуют усилия растяжения (кривые 1 и II), за ко-
торыми следуют (начиная с конца III квартала и до конца
очистных работ) постепенно затухающие усилия сжатия. По
сравнению с выемкой по первой схеме (см. рис. 118) различия
в величинах оседания на смежных горизонтах меньше. Поэтому
такая схема выемки обусловливает меньшие повреждения
ствола, но требует большего объема работ по вскрытию и под-
готовке участка. Кроме того, работы в лавах, нарезанных вдоль
1 Bals R. Abbau von Schachtsiclierheitspfeilern. Gilickauf, 1939, S. 253.
u. 281; Milt. Markscheidew., 1943, S. 54; Der Deutsche Steinkohlenbergbau, Bd
2, S. 709. Essen. Gilickauf, 1956; N 1 e in c z у k O. Bergschadenkunde, Essen.
Gilickauf. 1949.
165
всего околоствольного целика, осложняются тем, что размеры
целика быстро возрастают с увеличением глубины.
Там, где при наличии благоприятных горногеологических
условий допустимы некоторые повреждения шахтного ствола,
может оказаться более целесообразной, по производственным
соображениям, выемка целика по первой схеме (см. рис. 118).
Так, например, на шахте «Вестфалей» по этой схеме велась
выемка шести пластов общей мощностью 9 м на горизонте 900—
1000 м в пределах цилиндрического околоствольного целика
ствола № 3. Эти работы показали, что полная выемка пластов
при мощных, но устойчивых и слабообводненных покрывающих
породах может быть успешно проведена без больших затрудне-
ний
Наибольшие повреждения ствола, закрепленного кирпичом,
возникли при выемке первых пластов, но в течение всего периода
работ они оставались в допустимых пределах. Далее оказалось,
что нагрузка на ствол на участке от горизонта ведения очист-
ных работ до поверхности была значительно меньше, чем это
следовало ожидать на основании расчетов.
Пример искривления шахтного ствола. Величину горизонталь-
ного смещения шахтного ствола можно видеть из примера, по-
казанного на рис. 120. В 1930—1955 гг. отрабатывался около-
ствольный целик главного ствола одной из шахт в районе Ахена.
За это время было добыто около 4,6 млн. т угля из семи пластов
различной мощности с сильно меняющимся углом падения. Ра-
боты производились с полной и частичной закладкой выработан-
ного пространства, а также с обрушением кровли. До 1938 г. вы-
емка велась почти исключительно на северо-запад от ствола на
средней глубине 630 м. В результате этих работ шахтный ствол
отклонился от своего первоначального положения, причем вели-
чина отклонения возрастала по мере приближения к поверхности.
Максимального значения отклонение достигло на верхней прием-
ной площадке, где оно составило 56 см. Развернувшиеся затем
интенсивные очистные работы в юго-восточной части целика на
средней глубине 730 м привели в 1949 г. к возвращению ствола
на 28 см к первоначальному положению (по замерам, проведен-
ным в той же точке). Это смещение приостановилось в последую-
щий период (вплоть до 1953 г.), когда отрабатывалась юго-
восточная часть целика на средней глубине 780 м. При этом
верхние п средние участки ствола сместились примерно на рав-
ную величину. С 1953 г. вновь началось искривление шахтного
ствола, когда центр тяжести очистных работ переместился в се-
веро-западную и западную части целика, так что к 1955 г. сред-
ний участок ствола занял примерно такое же положение, кото-
рое он имел к началу отработки целика в 1930 г. Показанное
1 Baron Н. Scliachtbeanspruchungen belm Abban eines Schaclitsiclier-
heitspfuilers unter machtigem Deckgebirge. Diss. Aachen, 1951.
166
также на рис. 120 пунктиром смещение отдельных точек ствола
в горизонтальной плоскости в течение определенных периодов
подтверждает, что ствол совершал движение по кривой, напоми-
нающей спираль. Так, например, на горизонте 433 м ствол
Рис. 120. Искривление шахтного ствола в период вы-
емки околоствольного целика
к 1938 г. в связи с перемещением центра тяжести очистных ра-
бот сместился на 13 см к северо-западу. К 1953 г. на том же
горизонте он сместился обратно на 35 см на юго-восток, а затем
на 25 см на запад.
Предохранение крепи шахтного ствола от влияния очистных
работ. Для принятия мер по предохранению крепи ствола на слу-
чай будущей выемки околоствольного целика имеет значение
не столько абсолютная величина оседания ствола, сколько раз-
личия в величинах оседания смежных участков ствола. Именно
16
эти различия вызывают усилия растяжения или сжатия, воздей-
ствующие на крепь ствола. При обычной для угольных шахт кир-
пичной крепи шахтных стволов рекомендуется еще в период про-
ходки ствола устанавливать деревянные прокладки на особо
опасных участках (при пересечении стволом угольных пластов).
Именно на этих участках и следует ожидать возникновения
опасных усилий сжатия. В качестве прокладок могут быть при-
менены отесанные кругляки или брусья толщиной 12—15 см.
Отдельные ряды деревянных прокладок обхватываются досками
толщиной 20—50 мм и располагаются в шахматном порядке.
Обычно они перекрывают друг друга на */з толщины прокладок.
При возникновении усилий сжатия прокладки могут не только
сжиматься, но и вдвигаться в имеющиеся между ними пустоты.
Число рядов прокладок зависит от величины ожидаемых на дан-
ном участке усилий сжатия, которые в свою очередь опреде-
ляются мощностью пересекаемого пласта и намеченным способом
управления кровлей при его отработке.
Далее, перед началом очистных работ можно вынуть уголь
непосредственно у ствола и заполнить выработанное простран-
ство деревянными кострами и породой. Между крепью ствола и
первым рядом костров оставляется промежуток в 1 м для того,
чтобы избежать неравномерного давления па ствол в радиаль-
ном направлении.
Сложнее приспособить часть шахтной крепи, расположенной
в покрывающих породах, к восприятию усилий, возникающих
под влиянием очистных работ, так как необходимо предохра-
нить ствол от прорывов плывунов. Поэтому выемка околостволь-
ных целиков у стволов, верхняя часть которых закреплена
тюбингами, ведется не полностью, с оставлением угля непо-
средственно у ствола. Очевидно, такая практика будет продол-
жаться и в будущем. Были, правда, предложения применять
телескопическую тюбинговую крепь. Однако эти предложения
не были осуществлены.
Вместо этого в настоящее время преобладает тенденция не
связывать плотно крепь ствола на верхнем участке с окружаю-
щими породами, а выполнять ее таким образом, чтобы породы
могли скользить вдоль нее, не передавая своего смещения стволу.
Это обеспечивается оставлением вокруг ствола кольцевого про-
странства толщиной около 25 см, заполняемого битумной мас-
сой. В стволах, проходимых способом бурения, битум прилегает
непосредственно к породе, а в стволах, проходимых способом
замораживания, — к внешнему слою бетона. Собственно крепь
ствола может быть выполнена, например, в виде двойной свар-
ной колонны из стальных прокатанных тюбингов с бетонным
заполнением или из железобетона.
Кроме предохранения крепи ствола необходимо принять меры
к предохранению армировки ствола. К ним следует отнести уста-
новку подвижных опор для проводников, укорачиваемых провод-
ке
ников и телескопических трубопроводов. Шахтные кабели
также должны навешиваться с учетом ожидаемых смещений
ствола.
§ 13. СИСТЕМА РАЗРАБОТКИ ПОЛОСАМИ
1. Общие сведения
Сущность системы разработки полосами состоит в том, что
выемочное поле делится на полосы, которые разрабатываются
последовательно друг за другом. Выработанное пространство,
образовавшееся от выемки полос, заполняется закладкой; иногда
разработка производится с обрушением.
Разработка полосами может производиться но простиранию
или по восстанию.
При пологом залегании кровлей и почвой очистной выработки
являются кровля и почва пласта и, как правило, один бок со-
ставляет полезное ископаемое, а другой — выработанное про-
странство, заполненное закладкой.
При крутом пласте в кровле очист-
ной выработки находится полезное ис-
копаемое, а кровля и почва пласта яв-
ляются боками.
В западноевропейских угольных
тахтах до начала текущего столетия
система разработки полосами наряду
со столбовой системой разработки
была ведущей. Ее место заняли систе-
мы разработки лавами и разработка
с диагональным забоем, которые обес-
печивают более высокую добычу с уча-
стка и позволяют улучшить механиза-
цию работ. Поэтому в угольных шах-
тах система разработки полосами при-
меняется редко.
2. Система разработки полосами
Рис. 121. Система разра-
ботки полосами по про-
стиранию с гидравличе-
ской закладкой.
1 — печи для подвода труб
гидравлической закладки; 2 —
углссиускная печь
по простиранию
Пример системы разработки поло-
сами по простиранию на пласте мощ-
ностью 3—4 я, с углом падения 18—
27°, на Верхнесилезских шахтах пока-
зан на рис. 121.
Между двумя штреками, пройденными по простиранию,
через каждые 100 м проводят печи по восстанию. Они служат
для исходящей вентиляционной струи и прокладки труб для
гидравлической закладки. Посередине между печами оставляют
незаложенным пространство для углеспускной печи, служащей
также для подвода свежей вентиляционной струи и транспорта.
169-
’Выемка угля производится полосами по простиранию шириной
5 м. Суточная добыча составляет от 80 до 120 т.
На рис. 122 показана выемка полосами по простиранию
в слоях мошного пласта. Выемка слоев производится в восходя-
щем порядке в одном крыле или, как показано на рис. 122,
в обоих крыльях. Эта система разработки сначала применялась
11,
to
7
~-50м
Рис. 122. Система разработки полосами по
простиранию с гидравлической закладкой
в слоях мощного пласта:
1 —закончена выемка; 2 — производится выемка;
3 — возведена гидравлическая закладка; 4 — начато
возведение перемычки; 5 — закладочные работы ио
подготовке н возведению закладки; 6— "смонтиро-
ван закладочный трубопровод; 7 - перемычка с
задвижкой почти готова; в — задвижка; 9 — целик;
10— верхняки длиной 5 м, 4 стоики под верхняк
« Верхней Силезии и называлась ка-
мерной с широким забоем. Мощность
слоя может быть принята до 3,5 м.
Двукрылая разработка полосами по
простиранию с выемкой заходками по па-
дению в крутом пласте мощностью 4 лс,
склонном к самовозгоранию, на шахте
«Кайзерштуль» в Дортмунде показана
на рис. 123.
Транспортирование угля по штреку
производится к печи, находящейся у гра-
ницы выемочного поля.
Разработка полосами по простиранию
на крутых угольных пластах 1—10 л
в Лотарингии показана на рис. 124. Под-
готовка в каждом пласте
заключается в выемке по-
лосы длиной по 200 Л1
в обоих крыльях от квер-
шлага, а также из печей,
проводимых в каждом
крыле для соединения с
вентиляционным горизон-
том. Затем производят по-
следовательно выемку
второй, третьей и т. д. по-
лос. Полосу вынимают
по простиранию взрыв-
ными работами на высоту
5 м. Верхнюю полосу на-
нижняя будет заполнена
чинают вынимать после того, как
гидравлической закладкой.
Для лучшего проветривания и создания второй обнаженной
плоскости для взрывных работ закладку не доводят на 1 м до
угольного массива.
Доставку угля из обоих крыльев производят качающимися
конвейерами в общий скат, который примыкает к квершлагу и
обшивается листовым железом для изоляции от гидравлической
закладки.
Пласты мощностью до 4 м вынимают полосами в восходя-
щем порядке без разделения на слои. Пласты большей мощ-
ности разделяют на слои.
170
Рис. 123. Система разработки полосами по про-
стиранию с выемкой заходками:
1 — штрек для транспортирования угля; 2 — штрек для
транспортирования закладочного материала; 3 — печь
Рис. 124. Система разработки полосами простиранию с гидравлической
| закладкой.
!/-главный ствол; 2 — откаточный ю;.и оят; 3 - квершлаг: -/--вентиляционный ствол;
“5 — промежуточный юрн.олт; 6- печь; 7- вентиляпно шый i ори.,олт; 8 — скат
17
Недостатком этой системы разработки является незначитель-
ная добыча из забоя полосы, составляющая всего 40—
50 т1сутки. Однако при этой системе выемка обходится дешевле,
так как отпадают расходы на поддержание выемочных штреков
и на транспорт по ним.
С самовозгоранием угля легко бороться с помощью гидрав-
лической закладки.
§ 14. СТОЛБОВЫЕ СИСТЕМЫ РАЗРАБОТКИ
1. Общие сведения
Эти системы разработки характеризуются тем, что выемоч-
ное поле разделяется подготовительными выработками на
столбы, которые вырабатывают различными способами.
Столбовые системы разработки применяют главным обра-
зом на пластах мощностью 2—10 м, ио на рудных месторожде-
ниях и при еще большей мощности залежей полезного ископае-
мого.
Падение пласта может быть пологим, наклонным или крутым.
За исключением шахт, добывающих каменную и калийную соли,
разновидности этой системы разработки применяют на всех ме-
сторождениях полезных ископаемых.
При столбовых системах разработки применяют отработку
обратным ходом и управление кровлей как способом обруше-
ния, так и закладкой.
На пологих угольных и буроугольных пластах производят
либо сплошную выемку столбов в одном направлении, либо от-
дельными заходками. Сплошную выемку столбов производят при
неуправляемом обрушении кровли, так что добыча угля в забое
может производиться каждый день. Это, однако, осуществимо
на пластах мощностью до 3 м.
В более мощных пластах необходимо вынимать столбы за-
ходками, причем выемка угля в каждой последующей заходке
производится после закладки или обрушения кровли в преды-
дущей заходке. При применении закладки, как правило гидрав-
лической, по этой системе можно вести выемку слоев мощностью
4—6 м. Обратный порядок отработки столбов с выемкой заход-
ками применяется также при разработке горизонтальных или
пологих рудных залежей.
Если залежь полезного ископаемого имеет крутое залегание,
значительную мощность, а само ископаемое по меньшей мере
среднюю крепость, то можно применять систему разработки под-
этажным обрушением.
В этом случае столбы располагают не рядом друг с другом,
как при пологом залегании, а один над другим. Выемочные
штреки проводят на расстоянии 5—10 м друг от друга по вер-
тикали.
172
При мощности пласта до 10 м в каждом подэтаже проводится
один выемочный штрек, а при большей мощности пласта не-
сколько параллельных штреков так, чтобы расстояние между
ними было примерно 10 м.
При малой крепости полезного ископаемого разработка
мощной залежи столбами высотой 5—7 м и шириной 10—20 м
невозможна. В этом случае залежь необходимо разделить на
горизонтальные слои толщиной 2—3 м.
Рис. 125. Столбовая система разработки по простира-
нию с обрушением:
1 — вентиляционный квершлаг; 2 — откаточный квершлаг;
3 — основной штрек; 4 — вентиляционный штрек; 5 — вентиля-
ционный просек основного штрека; 6 — людской ходок; 7 — пе-
чи; 8 — выемочные штреки; 9 — бремсберг
Слои должны вырабатываться в восходящем или нисходящем
порядке. Каждый слой разделяется выемочными штреками на
столбы, которые затем вырабатываются полосами и заходками
с закладкой или без закладки.
В угольных шахтах Рурской области столбовая система раз-
работки имела значительное распространение до конца прош-
лого столетия. Выемка столбов с размерами 10—20 м произво-
дилась непрерывно (рис. 125), без планомерного извлечения
крепи, так что кровля обрушалась нерегулярно. Из-за больших
потерь угля, опасности самовозгорания, копотких токов воз-
духа, а также малой добычи из забоев столбовые системы раз-
работки были постепенно заменены системами разработки ла-
вами.
На мощных пластах Верхней Силезии столбовая система
с выемкой заходками и с обрушением кровли играет некоторую
роль еще и в настоящее время, а на пологих буроугольных пла-
стах она является важнейшей системой разработки. На евро-
173
пейских рудных шахтах применяется столбовая система с выем-
кой заходками, например, в Минетте, в Верхнем Пфальце,
а также на железорудных шахтах Гарца.
2. Столбовая система разработки с выемкой заходками
При этой системе выемку новой заходки начинают после-
того, как будет обрушена кровля в предыдущей заходке.
Этот способ выемки столбов применяется только в случае-
невозможности разработки лавами, что имеет место на мощ-
ных пластах Верхней Силезии, на буроугольных и некоторых
рудных шахтах *.
Применяются разновидности столбовой системы разработки
по восстанию, простиранию и диагонально к нему.
3. Столбовая система разработки с обрушением
на мощных пластах
Столбовая система разработки по простиранию, называемая
верхнесилезской столбовой системой, в прежнее время имела
почти исключительное применение на пологих и наклонных пла-
стах мощностью 4—10 м и более.
С увеличением глубины разработки и прочности боковых
пород обрушения кровли стали протекать не столь быстро и
выемка угля осложнялась. Это привело к тому, что столбовая
система с обрушением была заменена частично системами с за-
кладкой. Тем не менее она применяется еще и в настоящее-
время, в особенности на пластах мощностью 3—7 м.
При этой системе от бремсберга длиной 100—150 м прово-
дят через каждые 12—20 м по простиранию штреки до границ,
бремсбергового поля. Ширина и высота этих штреков состав-
ляют 2—2,5 м, за исключением основного штрека и бремсберга,
которые имеют ширину 3 м каждый.
Обратная выемка столбов в нисходящем порядке показана
на рис. 126. Ширина каждой заходки при большой мощности
пласта составляет 7—8 м и при меньших— 10—20 м.
Выемка начинается с подработки угля в кровле штрека до
кровли пласта с одновременным расширением выемочного
штрека до 5 м. Она производится взрывными работами по вос-
станию или по падению почвоуступным или потолкоуступным
забоем (рис. 127). Потолкоуступная выемка наиболее распро-
странена. Из-за большой мощности пласта работы по выемке
угля и креплению производятся с лестниц. Во время выемки
угля в заходке столба устанавливают органную крепь О\ и Ог
1 F е г 11 n g Р. Abbaukonzentratlon und Lelstungsverbesserung auf der
Grube Lengede-Brolstedt durch Elnsatz von Forderbandanlagen. ErzmetalJ,
Ь57, S. 335.
174
Рис. 126. Выемка столбов при системе разработки стол-
бами по простиранию с обрушением. Номерами 4, 5, 6, 7
обозначены столбы
Рис. 127. Схемы выемки при системе разработки стол-
бами по простиранию
175
(см. рис. 126), которая должна ограничивать площадь обруше-
ния кровли и предотвращать скатывание обрушенных пород
в нижележащие заходки.
После окончания выемки заходки и установки органной
крепи производят извлечение стоек; ввиду опасности этой ра-
боты выбивают только менее зажатые стойки.
Рис. 128. Система разработки столбами по вос-
станию с обрушением при двусторонней
выемке:
/— промежуточный штрек; 2 - -восстающая выработка
При системе разработки столбами по восстанию заходки
вынимают в нисходящем порядке, а столб в целом вырабаты-
вают обратным ходом. Доставка угля производится по паде-
нию пласта и ее легко механизировать.
Преимуществом этой системы при хороших боковых поро-
дах является возможность вести из одной восстающей выра-
ботки двукрылые работы и, таким образом, уменьшить вдвое
количество восстающих (рис. 128).
4. Столбовая система разработки с выемкой заходками
и с гидравлической закладкой
Если кровля пласта после выемки заходки и извлечения
крепи не обрушается и зависает, то нельзя начинать работы
в следующей заходке. В таком случае применяют разработку
с закладкой (рис. 129). Перед возведением закладки устанав-
ливают перемычку в нижнем штреке. Кроме того, оставляют
целик угля для защиты верхнего штрека и ограждения заходки.
Для того чтобы погашать эти целики следует вырабатывать
нижние столбы впереди верхних (см. рис. 129). В отношении
176
размера добычи угля, способа выемки, крепления и транспорта
работа с закладкой не отличается от работы с обрушением.
Столбовая система разработки с гидравлической закладкой
может применяться для выемки особо мощных пластов наклон-
ными слоями в восходящем порядке.
Преимущество рассматриваемой системы разработки состоит
в том, что она позволяет разрабатывать мощные пласты
с высокой производительностью .
на забойщика, достигающей
25 т/чел-омену.
Недостатками этой системы
являются большой промежуток
времени от начала подготовки до
окончания очистных работ на
участке и овязанное с этим дли-
тельное поддержание выработок,
сдвижения пород, раздавливание
угля, опасность его самовозгора-
ния и т. д.
Кроме того, большое количе-
ство угля добывается из подго-
товительных выработок. При
разработке столбами по прости-
ранию выход угля из подготови-
тельных выработок составляет
30—40%, при столбах по восста-
нию 10—25%, так как в послед-
нем случае благодаря возможно-
сти производить двукрылую вы-
Рис. 129. Система разработки
столбами по простиранию
с выемкой столбов обратным
ходом и с гидравлической за-
кладкой
двух грузчиков составляет
только 50—100 т/сутки,
емку заходок оставляется меньше
предохранительных целиков.
Неблагоприятным является
также сравнительно низкая до-
быча из забоя, которая при двух-
сменной работе двух забойщиков и
в зависимости от мощности пласта
что затрудняет внедрение механизации.
5. Столбовая система разработки с обрушением
на американских угольных шахтах
На американских угольных шахтах применяют камерные си-
стемы разработки *, дающие большие потери угля, и все в боль-
шей степени переходят к камерно-столбовой и собственно стол-
1 Автор называет этн системы ортовымн (Orterbau) в отличне от камер-
ных, под которыми он понимает системы с выемкой камерами больших раз-
меров и не иа всю мощность залежи (Прим. отв. ред.)
12 Горное дело
177
бовой системам разработки. Пологие пласты большей частно
имеют мощность 1,5—2,5 м.
На рис. 130 показана нарезка пласта на прямоугольные
столбы и их выемка. Четыре столба образуют один участок, на
Рис. 130. Столбовая система разработки с обру-
шением на американских угольных шахтах:
/ _ взрывание; 2 — подрубка; 3 — бурение; 4 — погрузка
котором самоходные машины следуют друг за другом и произво-
дят бурение, подрубку, погрузку и доставку угля. Между под-
рубкой и погрузкой производится взрывание шпуров.
6. Столбовая система разработки с обрушением
с диагональными штреками на крутых угольных пластах
Рис. 131. Разработка диагональными
столбами:
1 — основной штрек; 2 — диагональный штрек;
3 —* печь; 4 — выработанное пространство
имеющие шиоину 2.5—4.0 м.
В северофранцузских угольных шахтах на крутых пластах
средней мощности применяется система разработки, при которой
участок разрезают на диагонально расположенные столбы
(рис. 131). Каждый столб
разрушают взрывными
работами в один прием;
добытый уголь скаты-
вается по диагональным
печам и диагональным
штрекам. Таким обра-
зом, навалка угля исклю-
чена.
Для подготовки стол-
бов на расстоянии 10—
15 м друг от друга прово-
дят диагональные штреки,
образующие с основным
штреком угол в 45° и
Перпендикулярно к этим
штрекам проводят печи шириной 2 м. Таким способом наре-
зают столбы площадью 100—200 м2 с запасами угля в каждом
из них 150—300 т в зависимости от мощности пласта.
178
Выемка столбов производится взрывными работами в по-
рядке, указанном цифрами на рис. 131. Перед взрыванием шпу-
ров в диагональных штреках и в печах выкладывают костры для
защиты рабочих от потока взорванного угля. Обрушение кровли
начинается обычно через сутки после взрывания угля в столбе,
так что имеется достаточно времени для выдачи угля. Доставка
угля в штреках производится по неподвижным рештакам.
При описанной системе разработки производительность труда
по участку составляет 4,5 т!чел.-смену, что на 1 —1,5 т больше,
чем при системе разработки с диагональным забоем на таком
же пласте.
Так как для этой системы требуются устойчивые породы и
небольшое горное давление, то применение ее ограничивается
глубиной 400 м.
7. Столбовая система разработки с обрушением
на буроугольных шахтах
Эта система разработки получила преобладающее распро-
странение на германских буроугольных шахтах.
Для добычи же крепких бурых углей преимущественно при-
меняют камерную систему с обрушением.
Рнс. 132. Столбовая система разработки с обру-
шением в буроугольном пласте:
/ — выемочные штреки; 2 — оставшийся целик (4x5-
= 20 лс3); 3 — выработанное пространство
Для подготовки столбов проводят выемочные штреки
(рис. 132) на расстоянии 20—30 м друг от друга; примерно через
30—60 м перпендикулярно к ним проводят соединительные печи.
Из выемочных штреков проводят до выработанного простран-
ства печи, из которых производится выемка столба.
Если мощность пласта не превышает 5 м, то описанная подго-
товка достаточна. При большей мощности пласт делят на слои
и в каждом из них проводят подготовительные выработки.
12*
179
Часто, однако, полную сеть подготовительных выработок
проводят только в самом нижнем слое, а верхние слои со-
единяют скатами с выработками нижнего слоя. В этом случае
необходимо проводить в верхних слоях только печи для выемки
угля.
Разработка нижележащего слоя начинается после того, как
обрушенная кровля в вышележащем слое слежится. Это обычно
Рис. 133. Столбовая система разработки
с расположением печей в середине обру-
шаемой площади:
/ — выработанное пространство; 2- угольный
целик; 3 — печь; 4 — выемочный штрек; 5 — на-
правление подвигания очистных работ
происходит по истечении
года.
Выемку угля производят
обратным ходом заходками
размерами от 3X4 до
5X7 м2 Заходки больших
размеров не могут приме-
няться из-за неустойчивой
кровли и малой крепости
утля. Первая заходка начи-
нается в конце печи. Сна-
чала обрушают уголь до
кровли пласта. Для боль-
шей надежности на грани-
це с выработанным про-
странством оставляют «нож-
ки» угля толщиной 0,75—
1,5 м (рис. 133). Кроме
того, как правило, у кровли
пласта приходится остав-
лять предохранительную
пачку угля.
После выемки заходки
приступают к извлечению
крепи и обрушению кровли
пласта, а затем к выемке
следующей заходки.
Из-за ограниченности фронта работ при этой системе добыча
из забоя невелика; в забое заходки работают 2—3 рабочих, до-
бывающих 20—30 т за смену.
Наряду с большим объемом подготовительных работ глав-
ными недостатками этой системы разработки являются большие
потери угля1, достигающие часто 40%, большой расход крепеж-
ного леса и несовершенная вентиляция, так как очистные забои
проветриваются либо диффузией, либо с помощью вентиляторов
частичного проветривания.
‘Schwalm. Anforderungen. die an ein Verfahren fiir den unterirdi-
schen Abbau machtiger Braunkohlenfloze zu stellen sind. Braunkohle, 1953
S. 183; Bartholmat H. Abbau machtiger Braunkohlenlagerstatten bis 25m
Machtigkeit im Tiefbau. Bergbau- Wiss., ;1955, S. 344.
180
Рис. 134. Столбовая система разработки с обруше-
нием и выемкой заходками с обеих сторон печей:
1 — откаточный квершлаг; 2 — выемочный штрек; 3 — откаточ-
ный штрек с локомотивной откаткой; 4 — печь для выемки
столбов; 5 — порядок выемки столбов. Стрелкой показана вен-
тиляционная струя
Рис. 135. Выемка столбов заходками без при-
менения печей:
/ — граница выемки; 2 — вспомогательный конвейер;
3 — главный конвейер; 4 — сборный ленточный кон-
вейер; 5 -- привод конвейера; 6 — вентиляционные трубы;
7 — угловой привод; 3 — выработанное пространство
181
Особую опасность представляют плывуны, распространенные
в покрывающих породах, которые иногда делают невозможным
применение этой системы разработки.
Обычно столбы размерами в 20—30 м вырабатывают через
печи, расположенные на расстоянии 5 м друг от друга. Это рас-
стояние можно увеличить до
12—15 м, если вести двусто-
роннюю выемку (рис. 134).
На буроугольной шахте
«Хиршберг» в Гроссалме-
роде (около Касселя) 1 при
выемке столба длиной 60 м
и шириной 20 м отказа-
Рис. 136. Выемка потолочины
лись от проведения печей. Выемка столбов производится за-
ходками шириной 4 .и и высотой 2 м, защищенными со стороны
выработанного пространства «ножками» угля толщиной 1 м
(рис. 135). Заходки крепят металлическими стойками с перекла-
дами. Затем обратным ходом обрушают потолочину над заход-
кой и одновременно вынимают «ножку» угля. При этом происхо-
дит обрушение кровли (рис. 136). Для доставки угля применяют
качающиеся конвейеры.
8. Система разработки подэтажным обрушением
Система разработки подэтажным обрушением на крутом
пласте мощностью 5 м показана на рис. 137.
Рис. 137. Система разработки подэтажным обрушением
1 Schutte О. Entwicklung und Stand der Mechanisierung und der
verschiedenen Abbauverfahren auf Zeche Hirschberg bei Grofialinerode.
Braunkohle, 1950, S. 211.
182
Между горизонтами 1 и 2 проводят диагональные штреки 3
на расстоянии 40 м друг от друга. Угол наклона этих штреков
31° достаточен для доставки угля по неподвижным рештакам
к погрузочному пункту на горизонте 2.
От диагональных штреков проводят подэтажные штреки 4—7,
вертикальное расстояние между ними 5—6 м.
Таким образом, размер столба вкрест простирания равен
мощности пласта, а по вертикали составляет 5 м. Обрушающиеся
породы кровли скатываются вниз на уголь. Забойщики во время
погрузки угля защищены крепью. Эта система разработки может
применяться только на негазоносных пластах, так как исходя-
щая вентиляционная струя должна проходить по завалу.
9. Система разработки горизонтальными слоями
в восходящем порядке
На рис. 138 показана система разработки горизонтальными
слоями с выемкой вкрест простирания и с закладкой на шахте
около Сент Этьена на пласте мощностью 6—10 м, с углом паде-
ния 10°. Участок ограничен двумя сбросами, расположенными
почти вкрест простирания пласта.
Рис. 138. Система разработки горизонтальными
слоями в восходящем порядке:
1 — нарушение; 2 — кровля; 3 — конвейерный бремсберг;
4 — вентиляционная сбойка для исходящей струи
По бремсбергу, пройденному в породах висячего бока пласта,
подводится свежий воздух, а два фланговых бремсберга служат
для отвода исходящей вентиляционной струи. Каждый слой сое-
диняют с бремсбергом коротким квершлагом.
Подготовка слоя мощностью 3 м производится слоевым штре-
ком, расположенным в середине слоя. С каждой стороны от слое-
вого штрека в работе находятся два забоя, из которых в одном
производится выемка, а в другом — закладка выработанного
пространства.
В забоях применяется ручная закладка, а в слоевом штреке —
гидравлическая. Вода распространяется по всему выработан-
ному пространству слоя, предохраняя его от возникновения по-
жара и увеличивая прочность закладочного массива.
183
10. Система разработки горизонтальными слоями
в нисходящем порядке
Пример системы разработки горизонтальными слоями в ни-
сходящем порядке показан на рис. 139. Пласт залегает в виде
линзы и имеет мощность 10—20 м и угол падения 41°.
Пласт делят на выемочные поля; подготовка поля сходна
с описанной в предыдущем примере.
В середине выемочного поля проводят скат для доставки угля,
а по краям располагают вентиляционные сбойки, которые удли-
няют по мере выемки слоев.
Рис. 139. Система разработки мощного пласта го-
ризонтальными слоями с закладкой в нисходящем
порядке:
1 — откаточный горизонт 500 м', 2 — вентиляционный гори-
зонт 420 м; 3 — вентиляционная сбойка для исходящей
струи; 4 — слоевой квершлаг; 5 — скат; 6 — угольный массив
Бремсберг соединяют квершлагами со слоевыми штреками
каждого слоя. Ширина слоевого штрека равна 3 м. От слоевого
штрека к висячему и лежачему бокам пласта проводят орты.
Разработка ведется с закладкой или с обрушением. Применяется
как ручная, так и пневматическая закладка.
Недостаток работы с закладкой заключается в необходи-
мости подвозить и укладывать в выработанном пространстве
большое количество породы. Поэтому часто предпочитают ра-
боту с обрушением.
В этом случае для защиты от прорыва обрушенных пород из
выработанного слоя в призабойное пространство работающего
слоя повышают плотность крепи или применяют проволоч-
ную сетку. Для поддержания слоевого штрека в выработан-
ном пространстве с целью использования для вентиляции по
обеим его сторонам возводят костры, которые затем извле-
кают.
184
11. Система разработки сдвоенными горизонтальными слоями
в нисходящем порядке с подработкой потолочины и с обрушением
Система разработки сдвоенными горизонтальными слоями
в нисходящем порядке с подработкой потолочины представлена
на рис. 140.
Толщина слоя составляет 6 м. Сначала производят выемку
нижней части слоя, после чего на почве слоя устраивают настил
Рис. 140. Система разработки мот- Рис. 141. Подработка потолочины
кого пласта горизонтальными слоями в слое
в нисходящем порядке с подработкой
потолочины и с обрушением: из толстых досок и проволоч-
1 — выемка слоя; 2 — подготовленный слой; «, о г
3 — подготовка слоя; 4 — бремсберг НОИ ССТКИ. ЭЭТвМ ООруШЯЮТ ПО"
толочину (рис. 141) и выгре-
бают обрушенный уголь скребками с длинными рукоятками. При
этой системе неизбежны потери угля в объеме 10% и выше.
Преимуществом этой системы является небольшой объем
подготовительных работ. Кроме того, меньше расход леса для
крепления.
§ 15. камерные системы разработки
1. Общие сведения
Камерные системы разработки характерны тем, что между
камерами оставляют целики полезного ископаемого, назначение
которых заключается в поддержании кровли, т. е. в полном
предотвращении ее оседания или в сведении оседания к мини-
муму.
Ширина целиков зависит от крепости полезного ископаемого,
а также от мощности покрывающих пород. С увеличением глу-
бины залегания ширина целиков должна быть увеличена; по-
этому становится неблагоприятным соотношение между добы-
тым ископаемым и теряемым в целиках. Ширина целиков
должна выбираться с таким расчетом, чтобы они не были раз-
давлены, а расстояние между ними должно быть таким, чтобы
обеспечивалась устойчивость кровли в камерах, независимо от
того, будут ли они закреплены или нет. В любом случае потери,
как правило, весьма значительны. Они меньше при небольшой
глубине, устойчивых целиках и хорошей кровле и больше при
185-
большой глубине, неустойчивых целиках и слабой кровле. Во
всяком случае, устойчивость кровли и крепость полезного иско-
паемого должны быть достаточны, для того чтобы можно
было производить очистные работы и поддерживать ка-
меры.
Если после отработки камер оставшиеся целики погашаются,
то такая система разработки называется камерно-столбовой.
Камерная и камерно-столбовая системы широко распростра-
нены в угольной промышленности США и некоторых других
стран.
2. Камерная система разработки
на угольных шахтах
Камерная система разработки распространена в угольной
промышленности США, однако с целью уменьшения потерь угля
она постепенно вытесняется камерно-столбовой системой разра-
ботки и системой разработки короткими столбами с обрушением.
Рис. 142. Камерная система разработки:
1 — выемочный штрек; 2 — сбойка; 3 — штрековый ленточ-
ный конвейер; 4 — целнки шириной 1,5—3,5 м; 5 — погру-
зочный пункт на откаточном штреке; 6 — однопутевой штрек
Она находит иногда применение на английских и японских
угольных шахтах. На угольных шахтах ФРГ эта система в на-
стоящее время не применяется.
Камерная система разработки характеризуется тем, что пер-
186
врубовых машин, буро-
также самоходных ваго-
камер производится по
но может применяться и
пендикулярно одинарным или сдвоенным выемочным штрекам
проводят камеры, высота которых равна мощности пласта; ши-
рина камер 3—6 jk и длина 50—100 м. Камерная система
разработки позволяет широко механизировать очистные ра-
боты путем применения самоходных
вых тележек, погрузочных машин, а
неток.
Как показано на рис. 142, выемка
мере проведения выемочного штрека,
обратная последовательность. При угле падения пласта менее
4°30' камеры располагают по обе стороны выемочных штреков,
а при большем угле падения — только с одной стороны штрека,
а именно, по восстанию пласта. В каждую смену в камере можно
выполнить 3—5 циклов по 2 м.
Благодаря этому достигается от-
носительно высокая степень кон-
центрации работ; сменная добы-
ча с участка доходит до 400 т,
производительность труда под-
земного рабочего на выход до
10—30 т.
s. Камерно-столбовая система
на угольных шахтах
5
i
.9 7 в
Рис. 143. Камерно-столбовая си-
стема разработки:
1 — линия обрушения кровли; 2 — выра-
ботанное пространство; 3 — столб; 4 —
вентиляционная сбойка; 5 — камера; 6 —
вентиляционный штрек; 7 — сбойка; 8 —
целик: 9 — главный откаточный штрек
На рис. 143 приведен пример
разработки по камерно-столбо-
вой системе', все чаще приме-
няемой на угольных шахтах
США. Между камерами шириной
6л1 оставляют целики около 11 м,
которые отрабатывают из камер
обратным ходом заходками ши-
риной 6 м. Часто для безопасно-
сти оставляют между забоем н
обрушенным выработанным про-
странством целики («ножки»)
шириной 0,5—1,5 м. При этой
системе широко применяется ан-
керная крепь. По линии обру-
шения иногда устанавливают
посадочные стойки, затем извле-
кают остальную крепь и произ-
водят посадку кровли над извлеченной заходкой. Посадка про-
изводится планомерно по определенной линии обреза кровли.
1 Spindler. Mine Mechanisation. Chesterfield. Bales und Wilde, 1946.
187
Особое преимущество этой системы (не считая уменьшения
потерь угля с 50—60 до 10—20%) заключается в одинаковой
организации работ по отработке камер и погашению цели-
ков.
4. Камерная система с обрушением на чешских
буроугольных шахтах
Широко распространенная при разработке мягкого бурого
угля столбовая система с обрушением и различные варианты ее
не применимы при разработке чешского бурого угля, отличаю-
щегося высоким качеством, большой крепостью и, кроме того,
склонностью к самовозгоранию. Поэтому в настоящее время на
чешских буроугольных шахтах наиболее распространена камер-
Рис. 144. Камерная система с обру-
шением на чешских буроугольных
шахтах
Рис. 145. Камерная система с обруше-
нием на наклонном падении на чеш-
ских буроугольных шахтах
ная система с обрушением. Она характеризуется тем, что уголь
вынимается только в камерах, в которых производится затем
посадка кровли; целики же между камерами в основном остав-
ляются, если не считать некоторой их подработки. Схема такой
системы разработки на пологом пласте с расположением камер
в шахматном порядке показана на рис. 144. Возможно также
расположение камер рядами.
На рис. 145 показана камерная система на наклонном паде-
нии. Площадь одной камеры в зависимости от свойств угля и по-
род кровли колеблется от 100 до 140 м2. Высота камер зависит
от мощности пласта, которая достигает 30 м, а также от того,
ведется ли разработка пласта сразу на полную мощность или
с разделением на два или большее количество слоев. Сначала
камеру проводят с высотой, равной высоте штрека; камеру кре-
пят стойками и рамами. Затем с четырех сторон камеры произво-
дят с помощью взрывных работ вертикальные врубы, так что
образуется блок угля, который связан только с кровлей и под-
держивается снизу крепью. При извлечении крепи этот блок
обрушается целиком или частями по плоскостям напластования.
188
Для ускорения этого процесса часто приходится применять
взрывные работы. После обрушения угля производят его по-
грузку.
При этой системе разработки достигается высокая производи-
тельность, однако отмечаются большие потери угля, значитель-
ная подработка поверхности, высокие расходы на подготови-
тельные работы и осложнение вентиляции и механизации. По-
этому уже давно наметилась тенденция заменить эту систему
разработки слоевой с отработкой слоев лавами с обрушением *.
Эти попытки пока еще не дали ощутимых результатов.
1 Hochstetter С. Die Umstellung auf neuc Abbauverfahren im siidet-
enlandischen, Braunkohlenbergbau. Z. Berg-, Hutt- u. Salinenw., 1941, S. 97;
Neuber L. Kurzstrebbruchbau im Braunkohlentiefbau. Berlin, Akademie-
-verlag, 1953.
Глава IV
ЗАКЛАДКА ВЫРАБОТАННОГО ПРОСТРАНСТВА
§ 16. ОСНОВНЫЕ ПОЛОЖЕНИЯ
Назначение закладки. Закладка выработанного пространства
является одной из операций в очистных забоях, непосредственно
связанных с управлением кровлей. Назначением закладки яв-
ляется здесь поддержание призабойного пространства. Это
имеет место, как правило, при разработке крутых угольных
пластов; при разработке пологих пластов та же цель может быть
достигнута обрушением пород кровли. При разработке рудных
месторождений закладка служит для тех же целей. На месторо-
ждениях каменной соли закладка выработанного пространства
не применяется и камеры оставляются незаполненными. При раз-
работке мощных месторождений калийных солей пологого и на-
клонного падения во время выемки камер не требуется заклады-
вать выработанное пространство, после выемки закладка необ-
ходима. При разработке калийных месторождений крутого
падения закладка применяется в тех случаях, когда закладоч-
ный массив должен служить почвой для отработки следующего
слоя. В этом состоит второе назначение закладки. Для этой цели
закладка применяется довольно часто, например при разработке
рудных ископаемых потолкоуступными забоями.
Третье назначение закладки заключается в уменьшении
вредного влияния очистных работ на шахтные стволы и прочие
горные выработки, а также на земную поверхность.
Степень важности применения закладки различна для от-
дельных отраслей горной промышленности и горнопромышлен-
ных районов. При подработке поверхности, слабо или вообще
не подвергающейся влиянию очистных работ, значение закладки
ничтожно.
Это, как правило, относится к разработке рудных месторо-
ждений и довольно часто к разработке угольных месторождений.
Однако именно в угольной промышленности, и в особенности
190
в Рурском бассейне, ведется закладка выработанного про-
странства с целью уменьшения оседания земной поверхности и,,
в частности, для обеспечения беспрепятственного стока воды.
Так, например, оседания поверхности, вызванные подработкой,,
дважды приводили к необходимости переносить устье р. Эмшер,
притока Рейна, ниже по течению.
Низины, требующие непрерывного осушения путем откачи-
вания воды насосами, охватывают отдельные районы городов-
Дуйсбурга и Оберхаузена. Возникла необходимость устройства
дамб на больших площадях вдоль берега Рейна. В других слу-
чаях уменьшение оседания поверхности менее важно, чем умень-
шение деформаций растяжений и сжатия, возникающих в по-
родах, которое может быть обеспечено и другими средствами,
кроме закладки выработанного пространства, например быстрой
отработкой значительных площадей.
Целью применения закладки может являться и оставление
в шахте породы для того, чтобы не устраивать породных отва-
лов на поверхности.
Какая из указанных целей применения закладки имеет основ-
ное значение, зависит в каждом конкретном случае от местных
условий. Первые две цели — управление кровлей и образование
искусственной почвы или кровли при слоевой разработке —
относятся в основном к технике ведения очистных работ и к тех-
нике безопасности. Целесообразность применения закладки для
последних двух целей—уменьшения подработки поверхности и
подземных выработок и оставления в шахте породы — опреде-
ляется исключительно экономическими факторами, если только'
применение ее не диктуется соображениями, связанными с ве-
дением очистных работ или с техникой безопасности; поэтому
работу с закладкой производят только в том случае, если она
экономичнее других способов, например разработки с обруше-
нием кровли.
Преимущества и недостатки закладки выработанного про-
странства. Закладка выработанного пространства имеет опреде-
ленные преимущества во всех случаях, когда при ее применении
решаются указанные выше технические и экономические задачи.
В угольной промышленности при работе с закладкой вырабо-
танного пространства часто усиливается отжим угля (по срав-
нению с разработкой с обрушением); плотность крепления
может быть уменьшена. Однако разработке с закладкой присущи
и некоторые недостатки. Одним из них является зависимость-
между работами по выемке угля и по закладке. Так, например,
при некоторых системах разработки подвигание очистного забоя
ограничивается темпами возведения закладки. Другим недо-
статком закладки является связанное с ней пылеобразование.
Исследования, проведенные на угольных шахтах с различными
способами управления кровлей, показали, что наибольшее содер-
жание взвешенной в воздухе тонкой пыли отмечается при пнев-
19>
магической закладке. Гораздо меньшие величины запыленности
зарегистрированы при самотечной закладке и закладке из бу-
товых штреков, а минимальные — при полной ручной закладке и
при работе с обрушением кровли *.
С точки зрения техники безопасности полная закладка и об-
рушение кровли дают примерно одинаковые результаты.
Иногда указывают как на недостаток закладки на тот факт,
•что при разработке пологих и наклонных пластов лавами этот
способ управления кровлей не дает удовлетворительных резуль-
татов и что в этих условиях лучше применять обрушение кровли.
Это, конечно, может иметь место в отдельных случаях, но для
всех условий такого вывода делать не следует.
Сбалансированное и несбалансированное породное хо-
зяйство. Если на какой-либо шахте вся порода, получаемая при
подземных работах и при обогащении угля, закладывается
в выработанное пространство, так что нет необходимости ни
выдавать породу из шахты, ни спускать ее в подземные выра-
ботки, то такое породное хозяйство называется сбалансирован-
ным.
Если для закладки требуется дополнительно доставлять
привозную породу или, наоборот, в шахте имеется избыток по-
роды, который необходимо выдавать на поверхность, то такое
породное хозяйство называется несбалансированным.
На шахтах, разрабатывающих исключительно или в основном
крутые пласты, должна обязательно применяться закладка вы-
работанного пространства. Напротив, на шахтах, разрабатываю-
щих главным образом или частично пологие пласты, может при-
меняться в большем или меньшем объеме управление кровлей
способами обрушения или закладки выработанного пространства
и, таким образом, шахта может иметь сбалансированное пород-
ное хозяйство. Шпрут 2 пришел к выводу, что полная закладка
выработанного пространства влечет за собой повышение себе-
стоимости угля по лаве по сравнению с обрушением кровли.
Однако если учесть более высокую производительность труда
рабочего по выемке при полной закладке, уменьшение расхо-
дов на крепление, а также на выдачу породы на поверхность и
размещение ее в отвал, то в конечном результате полная за-
кладка экономичнее, чем обрушение кровли и выдача породы из
шахты. В отличие от этого вывода Фетвайзом3 установлено, что
для условий Ахенского бассейна, которые в основном совпадают
Breuer Н. Ergebnlsse des betriebliclien Staubmeflverfahrens im
Steinkohlenbergbau. Gliickauf, 1956, S. 1009.
Spruth F. Vollversatz oder Bergehalde? Gliickauf, 1950, S. 237.
’Fettweis G. 1st ausgegleichene Bergewirtschaft immer die wirt-
schaftlichste Ldsung?, Gliickauf, 1951, S. 209; R a u e r G. 1st ausgeglichene-
Bergewirtschaft immer die wlrtschaftlichste Ldsung? Gliickauf, 1951, S. 931.
192
с условиями некоторых шахт Рура, применение обрушения
кровли и размещение породы в отвалах, а также ограниченный
объем закладочных работ (т. е. несбалансированное породное
хозяйство) дают более низкую себестоимость, чем применение
полной закладки (сбалансированное породное хозяйство). К по-
добным же результатам пришли в горной промышленности Гол-
ландии и в Кампинском бассейне Бельгии. Важную роль играет
также количество получаемой породы. При увеличении выхода
породы более экономичным становится сбалансированное пород-
ное хозяйство. Это особенно относится к шахтам, разрабаты-
вающим в основном тбнкие пласты и характеризующимся значи-
тельным выходом породы.
Вопрос о целесообразности ведения сбалансированного или
несбалансированного породного хозяйства должен решаться
в каждом отдельном случае в зависимости от конкретных усло-
вий.
Потребность в закладочном материале ;. Для проектирования
работ с закладкой необходимо знать, какое количество закладоч-
ного материала потребуется для заполнения пространства, обра-
зованного в результате выемки угля. Это пространство всегда
меньше, чем занимаемое углем в массиве до его выемки, что
объясняется несколькими причинами,. Во-первых, объем вырабо-
танного пространства уменьшается за время, которое проходит
между выемкой угля и возведением закладки, вследствие умень-
шения высоты выработанного пространства как за счет первич-
ной осадки кровли, так и за счет вспучивания почвы. Уменьше-
ние высоты может составить 5—20 см; оно меньше на пологих
пластах, чем на крутых, и при глинистых сланцах меньше, чем
при песчаниках. При разработке весьма тонких пологих пластов
работам по возведению закладкц мешают затруднения в пере-
движении рабочих по забою, а на мощных пластах возникают
трудности в укладке закладочного материала под кровлей.
Закладочный массив, образованный с помощью закладочных
машин, как правило, плотнее, чем возведенный вручную; плот-
ность закладки выше на крутых пластах, чем на пологих.
Для определения потребности в закладочном материале вычи-
сляют для каждого забоя «коэффициент заполнения», представ-
ляющий собой отношение числа вагонеток добытого угля к числу
вагонеток доставленного закладочного материала.
Необходимо учитывать также, что закладке подлежит только
часть выработанного пространства лавы. При различной
емкости породных и угольных вагонеток следует производить
пересчет их емкости, учитывая также, что степень заполнения
породных вагонеток примерно на 15% меньше, чем угольных.
Кроме того, к объему доставленного закладочного материала
1 Rauer G. Grundbegriffe und Richtwerte for den Bergeversatz und die
Bergewlrtschaft. GlOckauf, 1951, S 437.
13 Горное дело
1эа
необходимо прибавить также породу от проведения выработок,,
из прослойков пласта или нарушений, которая закладывается
в выработанное пространство.
Коэффициент заполнения тем больше, чем меньше крупность
закладочного материала, чем больше скорость подвигания очи-
стного забоя и чем меньше податливость крепи. При всех спо-
собах закладки, кроме гидравлического, коэффициент заполне-
ния колеблется от 0,4 до 0,7 и в большинстве случаев составляет
0,55—0,6.
Однако коэффициент заполнения не является показателем ка-
чества закладки, т. е. сопротивления, которое оказывает закла-
дочный массив оседанию кровли. Плотность закладки также не
определяет несущей способности закладочного массива. Так, на-
пример, крупная порода, состоящая в основном из песчаника и
получаемая от проведения квершлагов, дает меньший коэффи-
циент заполнения и меньшую плотность закладочного массива,
чем порода с обогатительной фабрики, однако она оказывает со-
противление оседанию кровли раньше и в значительно большей
степени. Таким образом, качество закладки будет тем лучше,
чем быстрее закладка воспринимает давление кровли и чем
меньше будет общее оседание кровли. Поэтому для определения
качества и несущей способности закладки следует принимать
показатель «уменьшение высоты». Этот показатель выражает
в процентах уменьшение первоначальной высоты выработан-
ного пространства (соответствующей мощности пласта) по окон-
чании оседания кровли. Для пологих и наклонных пластов
уменьшение высоты при ручной закладке можно принимать рав-
ным 45%, а при механизированной закладке, создающей, как
правило, закладочный массив с большей несущей способностью,
40—50%. На крутых пластах этот показатель будет составлять
также 45%. Приведенные величины являются средними; на прак-
тике они могут быть на 10—15% выше или ниже. Влияние на
показатель уменьшения высоты оказывает не только способ за-
кладки, но и тщательность ее возведения и вид закладочного
материала.
При расчете количества породы, получаемой в шахте или на
поверхности, необходимо иметь в виду, что порода в разрыхлен-
ном состоянии занимает больший объем, чем в массиве. Число,
на которое нужно умножить объем породы в массиве, чтобы по-
лучить объем, заполняемый ею в разрыхленном состоянии, на-
зывается коэффициентом разрыхления. Этот показатель пред-
ставляет отношение объема породы в разрыхленном состоянии
к объему ее в массиве. Объемы выражаются в кубических
метрах. Вследствие различной крупности породы коэффициент
разрыхления закладочного материала различен, но всегда
больше единицы. Для определения объема перевозок породы не-
обходимо исходить из ее насыпного веса, т. е. веса 1 м3 породы
в разрыхленном состоянии. Насыпной вес различен у разных
194
видов породы и прежде всего зависит от крупности материала:
чем больше крупность, тем больше насыпной вес. Наконец, сле-
дует также учитывать удельный вес породы, который выра-
жается в тоннах на 1 м3 в массиве.
Для одной и той же породы получаем следующую зависи-
мость между этими тремя величинами:
где S—коэффициент разрыхления;
7—удельный вес, т)м3 в массиве;
g — насыпной вес, т1м3 в разрыхленном состоянии.
Эти показатели для важнейших закладочных материалов
приведены в табл. 1 '.
Таблица 1
Материал Удельный вес (т(мй в массиве) Насыпной вес (т/м3 в разрых- ленном состоянии) Коэффициент разрыхления
Рядовой уголь 1,5 (1,3-1,6) 1,0 (0,9 -1,05) 1,50 (1.4—1,6)
Песчаник 2,3 (1,9—2,65) 1,05 (0,85-1,25) 2,25 (2,0-2,5)
Песчанистый сланец . . . 2,7 (2,6—2,77) 1,55 (1,35-1,80) 1,75 (1,5-2,0)
Глинистый сланец .... 2,8 (2,7—2,84) 1,95 (1,85-2,0) 1,45 (1,4—1,5)
Порода от проведения квер- шлагов 2,6 (2,3—2,7) 1,45 (1,2—1.7) 1.8 (1,7—2,3)
Порода из дробилок . . . — 1,6 (1,5-1,87) —
Порода с обогатительной фабрики (сухая) .... — 1,5 (1,4-1,6) —
То же (мокрая) — 1,9 (1,8-2) —
Щебень, песок (сухие) . . — 1,85 —
Щебень, песок (влажные) — 2,1 —
Зола из котельных .... — 0,9 (0,7-1) —
Примечание. Цифры в
скобках показывают диапазон приведенных величин.
Стоимость разработки с закладкой и с обрушением кровли на
угольных шахтах Рура. В табл. 2 приведены данные, характери-
зующие среднюю стоимость на 100 т товарной добычи и трудо-
емкость работ по закладке и обрушению в 1956 г. в Руре1 2.
1 Nach .Taschenkalender fiir Grubenbeamte des Steinkohlenbergbaus"
DQsseldorf: Karl Markleln Verlag, 1956.
2 По данным дипломированного инженера Рауэра. Каменноуголь-
ное объединение (Steinkohlenbergbauverein).
13* 195
Таблица 2
Показатели
Полная закладка
на пологом и на- клонном падении на кру- том па- дении Час- тичная за- Обру- шение
руч- 1 пнев“ ная эти- ческая мета- тель* ная само- течная кладка
Трудоемкость, чел.-смен на 100 т
угля ...........................
1. Стоимость закладочных работ в
лаве, марок:
заработная плата ............
материалы, амортизация . . . .
энергия .....................
дополнительные расходы на
крепление и в связи с уве-
личением трудоемкости выем-
ки угля......................
2. Стоимость доставки закладочно-
го материала к лаве, марок:
по выемочным штрекам . . . .
по главным выработкам . . . .
Итого...........................
3. Возможные расходы, марок:
транспортирование по слепым
стволам .....................
дробление породы, закупка и
транспорт породы от поверх-
ности до ствола .............
выдача породы из шахты . . .
транспортирование и размеще-
ние породы на поверхности .
8,0 5,0 4.6 6,5 9,0 5,5
280 175 145 230 320 195
35 60 45 13 20 20
20 55 10 2 5 —
Всего расходов...........
35
55 55 55 55 —
40 40 40 40 — —
430 385 295 340 345 250
55 55 55 55 — —
70 70 70 70 — —
270 270 270 270 __
— — — — 40 40
— — — — 165 165
825 780 690 735 550 455
При составлении таблицы учитывалась не только трудоем-
кость работ в очистном забое, т. е. заработная плата, но и рас-
ходы на материалы и энергию, а также на транспортирование
закладочного материала по капитальным выработкам и выемоч-
ным штрекам. Эти расходы имеют место на всех шахтах, но их
величина меньше при работах с обрушением и с метательной
закладкой. Примерно на 20% повышаются расходы при самотеч-
ной и частичной закладке и на 50% — при пневматической и пол-
ной ручной закладке. В отдельных случаях необходимо учиты-
вать также и так называемые «возможные расходы». Так,
например, при полной закладке — это расходы на дробление
породы и транспортирование закладочного материала по слепым
стволам или расходы на закупку и транспортирование породы от
поставщиков. При работе с обрушением или с частичной заклад-
кой требуются дополнительные расходы на выдачу породы из
196
шахты, а также на размещение ее в отвалы. Если сравнивать
стоимость различных способов управления кровлей, учитывая
как неизбежные, так и возможные расходы, то оказывается, что
наиболее дешевыми способами являются обрушение и частичная
закладка, в то время как способы полной закладки распола-
гаются в такой последовательности: метательная, самотечная,
пневматическая и ручная; причем полная закладка обходится
на 40—70% дороже.
Если закупка закладочного материала не производится, то
различие в стоимости между обрушением, с. одной стороны, и
метательной, самотечной и пневматической закладкой, с другой,
существенно уменьшится. Экономия, получаемая при полной
закладке за счет лучшего отжима угля, а также уменьшения
плотности крепления, в приведенных расчетах не учитывалась,
так как она может быть весьма различной.
S 17. ИСТОЧНИКИ ПОЛУЧЕНИЯ и ТРАНСПОРТИРОВАНИЕ
ЗАКЛАДОЧНОГО МАТЕРИАЛА
1. Получение закладочного материала1
Для закладки необходимы значительные количества породы.
Если принять, что в лавах с полной закладкой на 1 т товарной
добычи угля расходуется около 1 т закладочного материала, то
в Руре в 1955 г. при добыче 121 млн. т угля и удельном весе
полной закладки в общей добыче 56,7% должно было быть по-
лучено, доставлено и заложено 0,567 • 121 68 млн. т закладоч-
ного материала.
Закладочный материал может быть получен на шахте (соб-
ственная порода) или доставлен извне (привозная порода). Под
собственной понимают породу, полученную при работах под
землей и на поверхности на самой шахте. Привозная порода —
это порода, доставляемая в шахту извне: из отвала шахты,
с других шахт, с металлургических заводов (гранулированный
шлак) и с предприятий для подземной добычи закладочного ма-
териала. При применении гидравлической закладки большую
роль в обеспечении закладочным материалом играют песчаные
карьеры.
Собственная порода из подземных работ получается преиму-
щественно при проведении вскрывающих и подготовительных вы-
работок, а также от ремонтных работ. На угольных шахтах по-
рода прослойков или обрушаемой ложной кровли потеряла свое
значение в качестве закладочного материала, используемого на
месте, так как она все в большей степени выдается вместе
1 Fritzsche С. Н. Die Bergeversatzwirtschaft des Ruhrkohlenbergbaus.
Gliickauf, 1929, S. 221; Rauer G. Bergeversatz und Bergewirtschaft im
Ruhrbergbau an der Jahresende 1951/52. Gliickauf, S. 551.
197
с углем и отбирается от него вне забоя, на обогатительной
фабрике. В других отраслях горной промышленности, например
на железорудных шахтах, порода из прослойков широко исполь-
зуется для закладки.
Закладочный материал, доставляемый в шахту с поверхности,
представляет собой в основном породу, отбираемую от угля на
сортировках и обогатительных фабриках. Удельный вес ее в об-
щей потребности в закладочном материале (около 57 т на
100 т товарной добычи) за последнее время значительно возрос
и достиг примерно 50%. Хорошо выгоревшая зола из котель-
ных также может быть использована в качестве закладочного
материала. На калийных шахтах для закладки используют от-
ходы фабрик по переработке калийной соли, которые часто
составляют значительную долю (до 70%) рядовой добычи ка-
лийной соли и, таким образом, вполне обеспечивают потреб-
ность в закладочном материале.
На подземных работах порода для закладки получается при
проведении вскрывающих и подготовительных выработок и
в меньшей степени при ремонтных работах. При ремонте
выемочных штреков и участковых квершлагов можно рассчиты-
вать на получение 0,9 т породы на выход ремонтного рабочего,
а в капитальных выработках — 0,6 т. В среднем по Руру на
100 т товарной добычи угля при подземных работах получают
21 т породы и 6 т —из собственных отвалов или извне. В руд-
ных и калийных шахтах необходимо добывать породу для закла-
дочного материала. Для этого проводят специальные выработки,
называемые горными мельницами. На рудных шахтах их про-
водят в кровле очистных забоев с тем, чтобы отбитая порода
самотеком поступала в закладываемое пространство.
Шахты, на которых разрабатываются весьма мощные пласты,
не могут работать без закладки. Если таким шахтам не хватает
закладочного материала из собственных источников, то они орга-
низуют специальные предприятия по добыче породы.
Дробление породы в шахтах1. С распространением механизи-
рованных способов закладки увеличивается необходимость при-
менения закладочного материала с определенной верхней гра-
ницей крупности. Для самотечной закладки на крутом падении
это требование необязательно. Однако и в этом случае, особенно
при разработке диагональными лавами, считают целесообразным
проводить предварительное дробление породы для закладки,
так как в этом случае закладочный материал меньше повреж-
дает крепь, порода лучше скатывается и обеспечивается более
ровная поверхность породного откоса.
Принципиально имеется возможность оборудовать дробиль-
ные установки в шахте или на поверхности. Объем породы, нуж-
1 S п i t s L. Bergebrechanlagen unter Tage. Gliickauf, 1949, S. 777;
Buss H. Die Versatzwirtschaft der Prosper-Zechen, die Bergebrechanlage
unter Tage und die damit verbnndene Kohlengewlnnung. Gliickauf, 1954, S. 885.
198
дающейся в дроблении на поверхности (порода из сортировок,
порода, доставляемая извне), невелик. Поэтому предпочитают
устанавливать дробилки в шахте с тем, чтобы упростить и раз-
грузить подъем и работы в околоствольном дворе и прежде всего
сэкономить средства на выдачу породы из шахты. Целесообраз-
нее всего располагать дробильные установки вблизи главного
подъемного ствола на главном откаточном горизонте, так как
сюда поступает порода от проведения выработок всей шахты.
Кроме того, отсюда дробленая порода может направляться на
очистные участки вместе с породой, спускаемой в шахту с по-
верхности. Легко осуществить с помощью свежей струи воздуха
раздельный отвод пыли, образовавшейся во время дробления.
Для этого проводится выработка, соединяющая камеру
дробилки с вентиляционным горизонтом или с вентиляционным
стволом. Наконец, такое расположение дробильной установки
позволяет почти полностью исключить влияние на нее очистных
работ.
Для дробления применяют в основном щековые и конусные
дробилки. В щековых и конусных дробилках рабочая камера су-
жается книзу. Поэтому не следует превышать установленного от-
ношения между максимальной крупностью кусков исходной
породы и наименьшей шириной разгрузочной щели.
Верхний предел крупности породы, получаемой в шахте, из-
меняется в широких пределах, поэтому габариты дробилок выби-
рают с запасом. Недостатком их является значительный вес, что
в сочетании с большими габаритами затрудняет транспорт.
Кроме того, они требуют прочных фундаментов для установки.
В дробленом материале часто встречаются плоские негабарит-
ные куски, которые должны при использовании дробленой
породы для пневмозакладки отделяться на грохотах.
Предварительный отсев породы крупностью 80 мм рациональ-
нее всего проводить на вибрационных грохотах. Такие грохоты
одновременно используются и для равномерного питания дроби-
лок. Это необходимо для того, чтобы не перегружать дробилки
при опрокидывании над ними вагонеток с породой. Хорошо
оправдали себя в качестве загрузочных устройств питатели и
тихоходные пластинчатые конвейеры. Для транспорта на дро-
бильной установке применяют ленточные конвейеры, а при боль-
ших углах наклона — ковшовые конвейеры. На рис. 146 пока-
зана схема дробильной установки.
Особое внимание следует обращать на обеспыливание воз-
духа в камере дробилки. Необходимо предусматривать сухое от-
сасывание пыли с отделением ее в циклонах или подобных
устройствах и, кроме того, устанавливать орошающие насадки
непосредственно у источников пылеобразования.
Пропускная способность дробильных установок зависит от
производительности дробилки, в свою очередь определяемой
габаритами последней. Обычно производительность составляет
199
70—100 т]час, в отдельных случаях—150—200 т. В зависи-
мости от размеров установки и доли участия твердых песчани-
ков в исходном материале расходы на дробление колеблются от
0,6 до 1,1 марки на 1 т дробленой породы.
Спуск породы в шахту по стволу может осуществляться в кле-
тях, скипах или с помощью вертикальных спускных устройств
непрерывного действия. Наиболее распространен спуск в кле-
тях, когда клеть с вагонетками, груженными породой, служит
противовесом клети, в которой поднимается уголь, что позволяет
экономить энергию на подъеме. При этом, однако, затрудняется
применение большегрузных вагонеток, так как использование
Рис. 146. Схема подземной дробильной установки:
/ — круговой опрокидыватель; 2 — питатель; 3 — пластинчатый конвейер; 4 — полок для
породоотборки; 5 — агрегат для предварительного грохочения; 6 — дробилка; 7 — ленточ-
ный конвейер; « — грохочение и погрузка
одних и тех же вагонеток для транспортирования угля и породы
не рекомендуется. В результате требуется выделение специаль-
ных вагонеток для доставки породы, что ухудшает использова-
ние вагонеточного парка и увеличивает необходимое количество
локомотивов. Эти недостатки пытаются устранить, переводя
транспорт на работу по строгому графику. В последнее время
для выдачи угля, а также спуска породы в шахту получил не-
сколько большее распространение скиповой подъем. Так как
транспорт угля и породы в одних и тех же скипах затруднен, то
необходим дополнительный скиповой подъем в том же стволе.
Устройство такого подъема вполне возможно, так как потре-
буется лишь небольшая площадь в свободном отделении ствола.
Породный скиповой подъем может быть совмещен также
с клетевым подъемом для спуска-подъема людей и материалов.
Так как при скипах спуск-подъем вагонеток по стволу отпадает,
то спуск породы в шахту становится не зависимым от транспорта
по горизонтальным выработкам, особенно при наличии бункеров
в околоствольном дворе. В этом случае простои в одном звене
транспорта породы почти не влияют на простои в другом звене.
Устройства для непрерывного спуска породы в шахту (по-
родоспускные трубы, спиральные или ступенчатые спуски) об-
ладают теми же преимуществами, что и скиповой подъем. Кроме
того, они занимают мало места в стволе и значительно разгру-
жают верхнюю приемную площадку и околоствольный двор.
Однако применение спиральных и ступенчатых спусков для по-
роды при большой глубине ствола сопряжено с рядом затрудне-
ний; в таких случаях подобные устройства должны быть разде-
200
лены на несколько звеньев. Кроме того, в них происходит значи-
тельное измельчение породы, что ухудшает качество закладоч-
ного материала, например для пневматической закладки.
2. Транспортирование закладочного материала
Транспортирование породы к очистным забоям *. Схемы транс-
портирования породы для закладки очистных забоев опреде-
ляются протяженностью горизонтальных выработок, стоимостью
транспортирования и прежде всего общим количеством расхо-
дуемого закладочного
материала, а также до-
лей участия породы, до-
ставляемой с поверхно-
сти. Некоторую роль
при этом играют и при-
меняемые на шахте
средства откатки угля.
Различают три основ-
ные схемы транспорти-
рования закладочного
материала в шахте:
1) транспортирова-
ние с откаточного гори-
зонта по слепым ство-
лам к верхним выемоч-
ным штрекам (рис.
147, а);
2) транспортирова-
ние от ствола по венти-
ляционному горизонту Рис- 147, Схема транспортирования породы
J J в шахте:
И ОТТуда ПО СЛепЫМ у _ вентиляционный горизонт; 2 — откаточный горизонт;
СТВОЛаМ ИЛИ скатам 3 —групповой слепой ствол. Пунктирной линией показан
ВНИЗ (рис 147 б)- путь транспортирования породы
3) транспортирование по откаточному горизонту и подъем по
групповым слепым стволам на вентиляционный горизонт с по-
следующим распределением закладочного материала по осталь-
ным слепым стволам или скатам (рис. 147, в).
Подъем породы с откаточного горизонта по слепым стволам
к верхним выемочным штрекам еще весьма распространен в за-
падногерманской каменноугольной промышленности. Концентра-
ция транспорта на одном горизонте и заметное за последние годы
уменьшение использования привозной породы делают нерацио-
нальной организацию транспорта закладочного материала на
1 Wussow D. Gedanken zur Abbaustreckenforderung in steiler Lagerung.
Gliickauf, 1956, S. 1158; Rolshoven H. Forderung in Steil gelagerten
Flozen. Gliickauf, 1950, S. 149; Scheer F. Betriebszusammenfassung in
steiler Lagerung mit Hilfe der Bandzugforderung Hemscheidt-Grebe auf der
Zeche KOnigsborn 3/4. Gliickauf, 1953, S. 389.
201
вентиляционном горизонте. Это потребовало бы большего
объема ремонтных работ на вентиляционном горизонте, а также
увеличения вагонеточного и локомотивного парков. При транс-
портировании угля и породы на одном и том же горизонте
в разных направлениях размеры вагонеточного и локомотивного
парков могут быть уменьшены, так как значительно снижаются
или вообще исключаются холостые пробеги. Недостатками этой
схемы являются необходимость оснащения слепых стволов бо-
лее мощными лебедками, а также невозможность хранения по-
роды в бункерах, в связи с чем для этой цели часто исполь-
зуются вагонетки.
Если на шахте работа производится одновременно на несколь-
ких откаточных горизонтах, то обеспечивается возможность снаб-
жения части очистных забоев закладочным материалом с выше-
лежащего горизонта. Если же верхний горизонт только вентиля-
ционный, то на нем необходимо организовать транспортирование
породы и, кроме того, обеспечить спуск породы до вентиляцион-
ного горизонта по стволу с помощью описанных устройств непре-
рывного действия. В обоих случаях вес спускаемой в шахту по-
роды не может быть использован для уменьшения расхода
энергии на подъем. Однако подобная схема не лишена преиму-
щества, заключающегося в том, что подъем угля не связан со
спуском породы. Благодаря этому создается возможность
использовать для откатки угля большегрузные вагонетки, а для
транспортирования породы — большегрузные вагонетки с боко-
вой разгрузкой или с откидными днищами. В этом случае спуск
породы по слепому стволу следует производить не в клетях,
а с помощью вертикальных устройств непрерывного действия.
Используются также скаты, из которых порода разгружается по
мере надобности. При такой схеме у главного ствола, а также
вблизи очистных забоев устраиваются породные бункера.
Именно эти пункты и являются пунктами перегрузки породы,
причем отпадает необходимость бункеровки породы в вагонет-
ках. При подъеме породы по групповым слепым стволам на вен-
тиляционный горизонт смягчаются недостатки первой схемы при
уменьшении преимуществ второй схемы. Все же описанная схема
применяется на многих шахтах, так как при концентрации
транспорта на одном главном откаточном горизонте имеется
возможность использовать преимущества доставки грузов в про-
тивоположных направлениях. Кроме того, транспорт между го-
ризонтами можно осуществлять с помощью скипового подъема
и так оборудовать верхнюю приемную площадку слепого ствола,
чтобы разгружать породу на ленточный конвейер или в ваго-
нетки. При скиповых подъемах в слепых стволах имеется воз-
можность устраивать бункера на приемных площадках, так что
в данной схеме имеются резервы на случай простоев в одном из
звеньев транспорта породы.
Транспорт между горизонтами. Выбор средств транспорта за-
кладочных материалов между горизонтами зависит в значи-
202
тельной степени от применяемого способа транспортирования
угля. Если уголь спускается по слепым стволам в клетях, то и
порода поднимается в большинстве случаев в клетях. При транс-
портировании угля по винтовым спускам породу лучше всего
поднимать в скипах, в особенности если требуется большая про-
изводительность подъема, как это имеет место в групповых сле-
пых стволах. Преимущество скипового подъема по слепому
стволу заключается в том, что порода от него может достав-
ляться как ленточными конвейерами, так и в вагонетках.
Если порода должна спускаться с одного горизонта на другой,
то наряду с клетевым или скиповым подъемом можно применять
упомянутые выше вертикальные устройства непрерывного дей-
ствия. Для спуска породы с горизонта на горизонт может быть
применен также встроенный в слепой ствол стальной бункер
(однако высотой, не превышающей 30 м), породоспускные сква-
жины или печи. Если разница между отметками главного отка-
точного горизонта и очистного забоя невелика, то подъем породы
к очистному забою может производиться ленточным конвейером,
установленным в восстающей выработке.
При подъеме породы, независимо от того, на какую высоту
он ведется, скипы экономичнее клетей, в то время как до высоты
20—25 м наиболее экономичным средством транспорта породы
являются конвейеры (установленные в наклонных выработках).
При спуске породы вертикальные устройства непрерывного
действия более экономичны, чем скипы или клети.
Транспорт по выемочным штрекам *. При пологом и часто при
наклонном залегании пластов расход закладочного материала
обычно превышает 200—300 т!сутки, и в этом случае наиболее
рациональным средством транспорта породы считается ленточ-
ный конвейер. Применяются конвейеры с плоской резиновой или
лотковой лентой, так как оба они производительны и надежны
в работе.
На крутых пластах за последние годы наряду с транспорти-
рованием породы в обычных вагонетках и опрокидыванием их
у забоя стали применять изгибающиеся конвейеры, конвейерные
поезда1 2, составы вагонеток с боковой разгрузкой, работающие по
Челноковой схеме, и, наконец, хотя и в редких случаях, пневма-
тический транспорт. Выбор способа транспортирования зависит
прежде всего от количества доставляемого закладочного мате-
риала и от расстояния транспортирования. Так, например,
в обычных вагонетках, откатываемых лебедками или локомоти-
вами, невозможно доставить в течение смены 200—300 т закла-
дочного материала, необходимых для бесперебойной работы
длинных лав на крутых пластах.
1 Weddige A. Der Einsatzbereicli fiir Forderwagen, Seltenentleerer.
Bandzug- und Vollbandanlagen bei der Bergezufuhr in steiler Lagerung,
Gliickauf, 1956, S. 1533.
2 См. стр. 340. {Прим, ped.)
203
При доставке свыше 200 л!3 породы в сутки транспорт лотко-
выми конвейерами и конвейерными поездами, как правило, де-
шевле пневмотранспорта. Последний экономичнее только при
небольшом расстоянии транспортирования и небольших количе-
ствах породы. Это объясняется тем, что с увеличением расстоя-
ния транспортирования амортизационные отчисления на ленточ-
ные конвейеры возрастают медленнее, чем расходы на энергию
при пневмотранспорте. Откатка породы в саморазгружающихся
вагонетках, требующая сравнительно больших сечений штреков,
характеризуется почти такими же высокими расходами, как и
конвейерный транспорт. Преимуществом этого способа является,
однако, возможность в случае про-
стоя одного очистного забоя немед-
ленно перейти к обслуживанию дру-
гих забоев.
Автоматизация управления транс-
портом породы. Техника транспорти-
рования породы развивается по
пути создания непрерывно действу-
ющих, автоматически управляемых
средств транспорта. Применяемая
при этом аппаратура искробезопас-
на ', т. е. имеющаяся в цепи управ-
ления максимальная мощность 6 мв
не воспламеняет метановоздушную
смесь. Поэтому используемые уст-
ройства не требуют дополнительных
средств защиты.
Такая аппаратура может быть
применена в цепи транспортирова-
Рис. 148. Схема сигнализации
об уровне заполнения бункера
(фирмы Функе и Хустер):
/ — двигатель конвейера на поверх-
ности; 2 — лампа, сигнализирующая
о переполнении бункера; .? — лампа,
сигнализирующая о нормальном ре-
жиме; 4 — питание; 5 — звуковой сиг-
нал; 6 — выключатель; 7 — породо-
спускная труба (с поверхности*: 8 —
кабель; 9 —обнаженный участок ка-
беля; 10 — электрод (датчик) весом
2 кг; // — отбойная пластина; 12 —
блок защиты; 13 реле А\; 14 — ре-
ле /?2; 15 — электронный прибор
ния породы, например, для контроля
заполнения бункеров, особенно бун-
керов, расположенных под породо-
спускными трубами или ступенча-
тыми спусками. Для этого на опре-
деленной отметке бункера по высоте
монтируют один или несколько дат-
чиков; при соприкосновении с ними
закладочного материала световые
или звуковые сигналы указывают
рабочему на погрузочном пункте
степень заполнения бункера. Таким образом, можно обойтись
без рабочего, наблюдающего за заполнением бункера.
На рис. 148 показана схема сигнализации об уровне заполне-
ния бункера породой. Бункер расположен под породоспускным
трубопроводом в стволе. При загрузке бункера порода сопри-
1Curbach Н. Bergeforderung mit Hilfe elektronischer Schaltgerate
Signal- u. Fernmeldepraxls, 1956, Heft 2, S. 1.
204
касается с датчиком и при этом включаются световой сигнал
«Заполнено» и звуковой сигнал. Оператор выключает звуко-
вой сигнал и сообщает на поверхность, чтобы прекратили спуск
породы. Если порода подается к стволу ленточным конвейером,
можно включать и выключать двигатель конвейера дистан-
ционно, как это предусмотрено на схеме, показанной на рис. 148.
Реле 7?! и Т?2 используют для того, чтобы предотвратить слишком
частое включение и выключение аппаратуры при заполненном
бункере, который одновременно загружается и разгружается.
Аналогичная по принципу действия аппаратура применяется
для ступенчатых спусков породы, при полностью автоматизиро-
ванных скиповых подъемах слепых стволов и т. п.
§ 18. СПОСОБЫ ЗАКЛАДКИ
При полной закладке выработанное пространство полностью
заполняют закладочным материалом, независимо от применяе-
мого способа закладки. При частичной закладке в закладочном
массиве оставляют заранее предусмотренные площади для под-
рывки боковых пород. Эти площади могут иметь форму вытяну-
тых прямоугольников или квадратов и располагаться как по про-
стиранию, так и по восстанию. Основная задача заключается
в том, чтобы кровля ложилась на закладку и таким образом до-
стигалось плавное ее оседание без обрушения пород. Сущность
обрушения как способа управления кровлей заключается в пла-
номерной посадке кровли, а не в частичной закладке выработан-
ного пространства. Применение бутовых полос при управлении
кровлей обрушением послужило основанием для того, чтобы на-
зывать этот способ управления кровлей частичной закладкой.
Выкладки бутовых полос в выработанном пространстве следует
по возможности избегать, так как полосы препятствуют плано-
мерному обрушению. Только в том случае, когда бутовые полосы
выкладывают на небольшом расстоянии друг от друга и посадка
кровли имеет подчиненное значение или вообще не имеет зна-
чения, можно говорить о частичной закладке. Так отдельные
способы управления кровлей переходят один в другой, хотя по
классификации они четко разграничены.
В западногерманской каменноугольной промышленности
в 1957 г. удельный вес полной закладки составлял почти 60%
в общей добыче угля, а разработка лавами с обрушением —
около 40%, в том числе на пологих пластах — 54%. Частичная
закладка играла незначительную роль.
Из способов полной закладки наибольшее распространение
на пластах пологого и наклонного залегания ранее имела ручная
закладка. Однако в последнее время удельный вес ее сильно со-
кратился за счет применения пневмозакладки, при которой
можно вести закладочные работы в течение нескольких смен
в сутки (одновременно с выемкой угля) и таким образом доби-
ваться более высокой нагрузки на один очистной забой. При бо-
205
лее значительных углах падения начинает внедряться самотеч-
ная закладка по трубам. На крутых пластах преобладает пол-
ная самотечная закладка. Производительность этого способа
зависит от высоты сбрасывания породы и объема закладывае-
мого выработанного пространства. В отдельных случаях на
крутом падении хорошие результаты (в смысле повышения на-
грузки на один очистной забой) показала самотечная закладка,
подаваемая по трубам. Из способов полной закладки следует
еще отметить механическую, или метательную закладку, удель-
ный вес которой в общей добыче угля составляет только 2%. Этот
способ отличается высокой производительностью и определенной
независимостью от вида и ситового состава закладочного мате-
риала. Однако его применение возможно только в лавах, где
в качестве доставочного средства используется ленточный кон-
вейер.
Из способов частичной закладки практическое значение имеет
только закладка из бутовых штреков.
1. Полная ручная закладка
Доставка и разгрузка породы. При полной ручной закладке
порода, доставленная забойным конвейером, забрасывается в вы-
работанное пространство вручную с помощью лопаты. Раньше
этот способ очень часто применялся в угольной промышленности;
в настоящее время он потерял свое значение вследствие распро-
странения пневматической закладки и разработки с обрушением
кровли. Удельный вес ручной закладки в добыче угля из пластов,
с углом падения 0—22° составлял в 1955 г. на западногерман-
ских угольных шахтах только около 4%, а из пластов с углом па-
дения 22—36°—около 12%.
Эффективность этого способа закладки в значительной мере
зависит от производительности транспорта породы по выемочным
штрекам. При применении конвейера порода на него поступает
на стационарном разгрузочном пункте, располагаемом у начала
штрека или непосредственно в штреке. В последнем случае опро-
кидыватель переносится по мере подвигания лавы, но через
значительные интервалы. Производительность такого разгрузоч-
ного пункта достигает 400—500 вагонеток породы в смену и бо-
лее. Доставка закладочного материала в вагонетках непосредст-
венно к лаве отличается от описанной выше схемы тем, что опро-
кидыватели устанавливаются у верхнего конца лавы. Переноска
опрокидывателя производится в соответствии с подвиганием очи-
стного забоя ежедневно или каждые 2—3 дня. Производитель-
ность таких разгрузочных пунктов составляет 150 вагонеток
в смену, а при опрокидывателях со сквозным движением — до-
250 вагонеток.
Возведение закладочного массива. Для доставки закладоч-
ного материала вдоль очистного забоя при ручной закладке
используются в основном качающиеся конвейеры, так как с них:
206
легко снимать породу лопатой. При ленточном конвейере раз-
грузка породы затруднительна; при работе лопатой, а также при.
установке жестких скребков часто повреждается лента. Несмотря
на это, ленточные конвейеры применяют довольно часто как бо-
лее совершенные средства по сравнению с качающимися кон-
вейерами.
Закладочный массив может возводиться по падению или по
простиранию пласта. При пологом залегании и отработке лав
по простиранию закладка производится также по простиранию.
На наклонных пластах закладочный массив возводится и по па-
дению, для чего используются неподвижные рештаки. В послед-
нем случае закладываемая полоса отшивается, чтобы закладоч-
ный материал не проникал в призабойное пространство. Для от-
шивки используется проволочная сетка или (при мелкозернистом
закладочном материале) парусина. Отшивка укрепляется на
стойках, а в случае применения металлической крепи — на вспо-
могательных деревянных стойках. При пологом залегании и воз-
ведении закладочного массива по простиранию не требуется спе-
циальной отшивки; во многих случаях она даже мешала бы ра-
боте, так как через нее приходилось бы перекидывать породу.
В этих случаях ограничиваются выкладкой низкой бутовой по-
лосы из крупных кусков породы. Расстояние, на котором распола-
гаются друг от друга рабочие, возводящие закладочный массив,
зависит от количества закладочного материала и от других фак-
торов (мощности пласта, ширины закладываемой полосы и вида
закладочного материала). Наиболее высокая производительность
труда достигается при мощности пласта 1—1,5 м (около 10—
12 м3 породы в разрыхленном состоянии на выход). В более тон-
ких пластах этот показатель уменьшается до 5—8 м3, так как
затрудняется передвижение рабочих по забою. На пластах мощ-
ностью около 0,5 м возможность возведения плотного закладоч-
ного массива вручную вообще сомнительна. На мощных пластах
производительность труда закладчиков также уменьшается, так
как возведение плотного закладочного массива под кровлей тре-
бует дополнительных усилий от рабочих. Здесь можно рассчи-
тывать на производительность труда закладчика — 5—10 м3 по-
роды в разрыхленном состоянии на выход.
Высокая производительность труда закладчиков еще воз-
можна на пластах с углами падения 25—29° при возведении за-
кладочного массива по простиранию. Однако в этом случае
возникают особые трудности, так как закладочный материал
приобретает большую скорость движения на конвейере или на
неподвижных рештаках и требуются особые меры для безопасно-
сти его разгрузки. Уменьшение числа ходов качающегося конвей-
ера, замена его неподвижными рештаками с тормозными устрой-
ствами, сооружение предохранительных полков выше рабочего
места каждого закладчика позволяют возводить закладочный
массив по простиранию на пластах с углом падения до 36°.
207
В последнее время на наклонных пластах все больше перехо-
дят к самотечной закладке по трубам, которая лишена недостат-
ков ручной закладки.
2. Самотечная закладка
Самотечную закладку применяют на наклонных и, крутых пла-
стах, где порода падает в выработанное пространство без вспо-
могательных механических средств, направляющих труб или пе-
релопачивания. Ранее этот опособ относили к ручной закладке.
При нем не требуется доставочного средства в забое и только
при разработке диагональными лавами применяют неподвижные
рештаки. Процесс закладки состоит только из операций по раз-
грузке породы и установке перегородки для закладываемой по-
лосы. Последняя операция заслуживает особого внимания, за
исключением некоторых вариантов разработки диагональными
лавами. Перегородки возводят из проволочной сетки и реже из
парусины; при большой мощности пласта перегородка усили-
вается досками. Кроме того, кровля откаточного штрека должна
быть тщательно затянута досками, чтобы закладочный материал
не попадал в штрек и не повреждал крепи. Для затяжки кровли
штрека используют дерево или проволочную сетку с породной по-
душкой. Для предотвращения выпуска породы успешно приме-
няют также деревянные костры.
Если раньше в лавах на крутых пластах, где применялась
полная закладка, в качестве закладочного материала использо-
вали недроблепую породу, то в настоящее время предпочитают
дробленую породу. Преимущество ее — в уменьшении поврежде-
ний крепи.
При скатывании в выработанном пространстве крупные куски
закладочного материала опережают мелкие, поэтому поверхность
откоса закладки приобретает параболическую форму, если не
принимать специальных мер для предотвращения этого явления'.
Для безопасности работ, а также для уменьшения пылеобразо-
вания и измельчения угля расстояние между откосом закладки
и угольным забоем не должно превышать 6 м. Поэтому образо-
вания параболической поверхности откоса следует всячески избе-
гать. Это достигается путем установки в закладываемой полосе
перегородок высотой около 60 см. Перегородки разделяют закла-
дываемую полосу на обособленные участки, которые заполня-
ются постепенно сверху вниз на равную высоту, что препятствует
естественному рассеву закладочного материала.
Следует иметь в виду, что расстояние от откоса закладки до
угольного забоя больше у кровли пласта, чем у его почвы1 2. Это
1 Rolshoven Н. Moglichkeiten der Betriebszusammenfassung in steiler
Lagerung. Gliickauf, 1956, S. 577.
2 Diirrer F. Die Lage der Bergeboschung im Schragbau und ihre Be-
deutung fur die Sicherheit. Gliickauf, 1956, S. 605.
208
различие особенно проявляется на пластах с углом падения ме-
нее 63°. Такое же влияние оказывает увеличение мощности пла-
ста и угла откоса закладки.
Рассмотрим в качестве примера лаву на пласте мощностью
1,5 м с углом падения 45°. Откос закладки отставал от забоя
у кровли пласта на 3 м, угол откоса составлял 32° (спуск за-
кладки осуществлялся по неподвижным рештакам). При увели-
чении угла откоса до 42° за счет спуска закладки непосредст-
венно по откосу закладочного массива отставание у кровли со-
ставило 4,8 м. При деревянной крепи это не так плохо, как при
металлических стойках, которые необходимо извлекать раньше,
чем они будут завалены породой.
Разгрузка вагонеток с закладочным материалом. Разгрузка
обычных шахтных вагонеток с закладочным материалом произ-
водится в настоящее время при помощи опрокидывателей с руч-
ным или механическим приводом. Применяются лобовые, круго-
вые, боковые опрокидыватели, а также опрокидыватели с повы-
шенной высотой разгрузки.
Для нормальной работы лобовых опрокидывателей угол паде-
ния материала должен быть тем больше, чем тоньше пласт. Ло-
бовой опрокидыватель должен монтироваться в конце рельсового
пути; поэтому такие опрокидыватели нецелесообразно применять,
когда нижняя лава, которую они обслуживают, отрабатывается
с отставанием от смежной верхней. Производительность лобовых
опрокидывателей ограничена, так как порожние вагонетки не мо-
гут проталкиваться через опрокидыватель и должны отводиться
назад. Поэтому лобовые опрокидыватели имеют довольно узкую
область применения.
Круговые опрокидыватели, применяемые на поверхности для
разгрузки угольных вагонеток, могут быть использованы для не-
посредственной подачи породы в выработанное пространство
только на крутых пластах. Из-за небольшой высоты разгрузки
их можно применять на пологих пластах лишь в комплексе с пе-
регружателем. Круговые опрокидыватели используются в послед-
нее время все в большей степени на стационарных разгрузочных
пунктах.
На рис. 149 показан опрокидыватель фирмы Менингоф (г. Бо-
хум), который может быть смонтирован как передвижной (на
рельсах) или стационарный.
На рис. 150 представлен боковой опрокидыватель фирмы
Корфман (г. Виттен). На раме, установленной на рельсовом пути,
расположена на четырех роликах дугообразная опрокидная часть.
После подъема рычага, удерживающего на раме опрокидную
часть, последняя вместе с вагонеткой поворачивается в положе-
ние разгрузки. Затем достаточно легкого толчка рукой, чтобы
возвратить вагонетку и опрокидную часть в исходное положение.
Такой опрокидыватель пригоден для работы на крутых и на-
клонных пластах.
14 Горное дело
2'9
Для всех случаев, когда необходимый уровень разгрузки дол-
жен быть выше почвы штрека, все описанные опрокидыватели
без применения перегружающих устройств непригодны. В этих
условиях используют опрокидыватели с повышенной высотой
разгрузки, выпускаемые многими фирмами в различном кон-
структивном исполнении и оснащенные как электро- так и пнев-
модвигателями.
На рис. 151 показан опрокидыватель фирмы Менингоф (г. Бо-
хум), приспособленный также для работы с большегрузными ва-
гонетками. Максимальная высота разгрузки 1,4 м. Корпус опро-
кидывателя С и дугообразный приводной цилиндр В закреплены
Рис. 149. Круговой опрокидыватель
на валу и поворачиваются совместно. Поршень А установлен не-
подвижно. При опрокидывании вагонетки сжатый воздух посту-
пает слева, а при возвращении корпуса опрокидывателя в исход-
ное положение — справа.
Для длинных лав на крутых пластах в последнее время все
больше начали применять вместо опрокидывателей вагонетки
с боковой разгрузкой и конвейеры.
Самотечная закладка по трубам1. При этом способе закладоч-
ный материал подается в закладываемую полосу по трубам диа-
метром 200—300 мм. В трубах через определенные интервалы
имеются щели для выхода воздуха, закрытые заслонками. По-
рода доставляется к верхнему концу лавы ленточным конвей-
ером или в вагонетках и перегружается через желоб в труба
(рис. 152). Особое внимание следует уделять форме загрузоч-
ного желоба с тем, чтобы порода поступала в трубы равномерно
1 Rolshoven II. u. Furtenhofcr Е. FlieCversatz in lialbsteiler
l.agerung. Bcrgfrelheit, 1954. S. 219; Hoevels W. Betrlebsgestaltung beim
Abbau steil gelagerter Floze. Gliickauf, 1953, S. 871.
210
Рис 150. Боковой опрокидыватель
Рис. 151. Опрокидыватель с увеличенной
высотой разгрузки
Рис. 152. Схема расположения трубопровода для
самотечной закладки в лаве:
1 — тормозной дисковый конвейер; 2 — закладочный трубо-
провод; 3 — пластинчатый конвейер; 4 — загрузочный желоб
14*
211
с начальной скоростью 1—2 м/сек. Если начальная скорость
меньше, она может быть увеличена путем подачи воды или сжа-
того воздуха. В самом трубопроводе средняя скорость движения
закладочного материала составляет 9—15 м/сек, конечная ско-
рость достигает 40 м/сек (рис. 153). Закладочный материал не
скаются звеньями
Средняя скорости
Vt м/сек
Рис. 153. Скорость дви-
жения закладочного ма-
териала в зависимости от
длины трубопровода:
/ — хвосты обогащения круп-
ностью 0—80 мм; 2 - от-
дельные куски крупностью
80 мм
должен содержать глинистых частиц и
крупность его не должна превышать 80—
100 мм; в нем могут допускаться отдель-
ные крупные куски, так как они распола-
гаются своими длинными осями по на-
правлению движения закладочного мате-
риала.
Наиболее благоприятной областью
применения самотечной закладки по тру-
бам являются пласты с углами падения
36—50°. При угле падения менее 32° не-
обходимо подавать в трубопровод через
специальные сопла сжатый воздух или
воду под давлением. В местах нару-
шений или на участках, где пласт выпо-
лаживается, устанавливаются дополни-
тельные сопла или короткие ленточные
конвейеры.
Трубы и арматура для самотечной за-
кладки. Для закладки применяют трубы
со стенками толщиной 6 мм. Наружный
слой стенки трубы выполнен из мягкой
стали, не восприимчивой к толчкам
и ударам, а внутренний слой — из из-
носоустойчивой закаленной стали с твер-
достью по Виккерсу не менее 800. С уве-
личением твердости стали внутреннего
слоя трубы уменьшается коэффициент
трения закладочного материала при дви-
жении по трубе. Трубы для самотечной
закладки фирмы Ройс (г. Эссен) выпу-
длиной по 2,5 м, снабженными двумя
отверстиями, обеспечивающими быстрое обнаружение мест за-
купорки и ее ликвидацию. Концы труб конические, что облегчает
сборку трубопровода и допускает отклонение осей соседних труб
на 9°. Как правило, трубопровод укладывают на почве пласта
и для предохранения от соскальзывания прикрепляют через каж-
дые 50—100 м хомутами с цепями к упорным стойкам. Допу-
стимая нагрузка составляет около 18 т. Кроме того, устанавли-
вают промежуточные удерживающие устройства, рассчитанные
на нагрузку 8 т. На крутых пластах трубопроводы укрепляют
через каждые 10 м, при меньших углах падения — через 20 м.
Это достигается с помощью цепи, прикрепленной к имеющейся
212
на трубе рукоятке и растянутой между двумя обычными стой-
ками крепи. Последнюю трубу несколько приподнимают над поч-
вой, чтобы обеспечить плотную закладку полосы по всей ширине
до кровли. Подвешивание концевой трубы на цепях (как показал
опыт) занимает слишком много времени. Хорошо оправдала себя
подбивка под концевую трубу короткой стойки длиной 30—50 см.
Кольцевые сопла состоят из обычного отрезка трубы, в ко-
торый сбоку иод острым углом вставлены сопловые трубки.
Трубки с помощью шлангов подключают к трубопроводу
сжатого воздуха, уложенному вдоль лавы. Средний расход сжа-
того воздуха при использовании пневматических сопел состав-
ляет 80—85 Л13 сжатого воздуха на 1 .и3 закладочного материала..
Закладочные работы. Производительность самотечной заг
кладки по трубам зависит в значительной степени от способа до-
ставки закладочного материала по выемочным штрекам. По воз-
можности следует применять конвейеры или вагонетки с боко-
вой разгрузкой. Доставка в обычных вагонетках, разгружае1
мых в передвигаемых опрокидывателях, пригодна при небольших
объемах закладки; пневматический транспорт более производи-
телен, однако слишком дорог. 1
Трудоемкость самотечной закладки по трубам составляет
3—4 чел.-смены на 100 т добычи угля. При этом способе за-
кладки в выработанное пространство за час вносится 70—80 м3
закладочного материала. При добыче угля 250—300 т и доставке
породы лотковым конвейером заняты 1—2 чел. у кругового опро-
кидывателя в участковом квершлаге и 1 чел. на разгрузочном
пункте штрекового конвейера для наблюдения за подачей породы
в трубопровод. В лаве 2—3 чел. заняты укорачиванием трубо-
провода, навеской проволочной сетки и иногда извлечением
крепи. Трубы переносятся в низ по падению на следующую по-
лосу и сразу же собираются; 1—2 чел. обслуживают и наращи-
вают штрековый ленточный конвейер.
3. Пневматическая закладка
Впервые пневматическая закладка была испытана в 1924 г.
на шахте «Дейчланд» в районе Эльсница в Саксонии. Этот спо-
соб закладки достиг высокого уровня эффективности, что обеспе-
чило его широкое применение в угольной промышленности.
Пневматическая закладка может быть применена на пластах
мощностью от 0,5 до 3 м, в исключительных случаях — до 4 м.
Способы выемки угля и крепление не ограничивают ее примене-
ния. Равным образом геологические нарушения, если они во-
обще могут быть преодолены при ведении очистных работ, также
не являются препятствием для пневматической закладки. Од-
1 R о 1 s 11 о v е n 11. Forderunp in steil eelaeerten Flozen. Gliickauf.
1950, S. 149.
213
нако оптимальной областью применения пневматической за-
кладки являются пласты мощностью более 0,9 м, с углом паде-
ния до 32°. На крутых пластах этот способ применяется только
для доставки закладочного материала к верхнему концу лавы,
откуда порода движется уже под действием силы тяжести.
Один из вариантов пневматической закладки применяется
на шахте «Иббенбюрен», где порода от проведения выемочных
штреков измельчается дробилкой непосредственно в забое и за-
тем поступает в пневмозакладочную машину, подающую закла-
дочный материал в выработанное пространство лавы
Технология пневматического способа закладки1 2. Пневматиче-
ский способ закладки основывается на том, что закладочный ма-
териал передвигается по трубопроводу под действием сжатого
воздуха во взвешенном состоянии. Необходимая для этого ра-
бота осуществляется за счет энергии сжатого воздуха. Из эко-
номических соображений удельный расход воздуха (кубомет-
ров воздуха на кубометр породы в разрыхленном состоянии)
должен быть как можно меньше. Для этого необходимо точно
знать взаимозависимость параметров, влияющих на процесс
пневмозакладки: длины и диаметра трубопровода, расхода воз-
духа, давления воздуха, скорости его движения у выходного от-
верстия закладочного трубопровода и коэффициента трения
труб.
На рис. 154 показана зависимость между давлением, произво-
дительностью и длиной закладочного трубопровода с диамет-
ром 150 мм при условии оптимального расхода воздуха3. Кри-
вые показывают, что при равной производительности расход
воздуха возрастает с увеличением длины закладочного трубо-
провода. Кроме того, при увеличении длины трубопровода сле-
дует повышать давление сжатого воздуха, необходимое для
транспортирования закладочного материала. Каждой длине
трубопровода соответствует определенная оптимальная вели-
чина расхода воздуха. При меньшем расходе воздуха может про-
изойти закупорка труб, а при большем — увеличится расход
энергии.
На производительность пневматической закладки оказы-
вает влияние также выходная скорость закладочного материала
из трубопровода (дальность метания). Определенное количество
закладочного материала может быть подано в выработанное
пространство при небольшом расходе сжатого воздуха и высо-
ком начальном давлении или, наоборот, при большом расходе
1 Miillensiefen J. Brechen und Verblasen von Bergen vor Ort.
Bergbauwissenschaften, 1954, S. 303.
2 Bolenlus C. Die energietechnischen Vorgiinge beim Versatzblasen .
Gliickauf, 1951, S. 1177; Peter G. Messungen an Blasversatzmaschinen zur
Klarung der Zusammenhange zwischen Blasleitung, Leitungsliinge, Luftmenge
und Luftdruck. Gliickauf. 1952, S. 807; der Bergbauangestellte, 1953, S. 221.
* Rauer, G. Der Blasversatz. Essen. Gliickauf, 1955.
214
сжатого воздуха и низком начальном давлении. Таким образом,
расход и давление воздуха обратно пропорциональны. Для того
чтобы избежать излишнего расхода сжатого воздуха в месте при-
мыкания воздухопровода к воздушной камере закладочной ма-
шины монтируются сопла. Давление сжатого воздуха в сети и
диаметр сопла определяют пропускную способность сопла и про-
изводительность закладочной установки.
Кривая, представленная на рис. 155, построена для прямоли-
нейных закладочных трубопроводов или трубопроводов с экви-
валентной длиной. Под эквивалентной длиной закругления (ко-
лена) трубопровода понимают длину такого прямолинейного уча-
стка, который обладает сопротивлением, равным сопротивлению
Рис. 154. Давление сжатого воздуха, производительность
и длина закладочного трубопровода при оптимальном
расходе воздуха (диаметр трубопровода 150 мм,
X = 0,016) по Петеру
этого колена. Например, сопротивление колена с углом пово-
рота 90° в трубопроводе диаметром 150 мм равно сопротивлению
прямолинейного участка трубопровода длиной 50 м. Поэтому не
рекомендуется укладывать трубопроводы в криволинейных выра-
ботках. Кроме повышения износа, это приводит к увеличенному
расходу энергии. Точно так же расход воздуха увеличивается
в трубопроводах, уложенных с подъемом, так как в этом случае
необходимо преодолевать, кроме сил трения, также силу тяжести.
В среднем можно принять, что в трубопроводах равной длины
увеличение расхода воздуха в процентах будет соответствовать
углу подъема к горизонтали в градусах (см. рис. 155).
Что касается влияния диаметра закладочного трубопровода
на его производительность и расход сжатого воздуха, то по этому
вопросу существуют различные мнения. Так, Болениус1 считает,
что расход сжатого воздуха увеличивается в четвертой степени
по отношению к диаметру трубопровода. Дойшль1 2 определяет
1 Bolenius С. Die energietechnlschen Vorgange beim Versatzblasen.
Gliickauf, 1951, S. 1177; Peter G. Messungen an Blasversatzmaschinen zur
Klarung der Zusammenhange zwlschen Blasleistung, Leltungslange, Luftmenge
und Luftdruck. Gliickauf, 1952, S. 807; Der Bergbauangestellte, S. 221, 1953.
2 Deuschi. Untersuchungen uber den Luftverbrauch beim Blasversatz.
Gliickauf, 1931, S. 86.
2
эту зависимость как квадратичную. По мнению всех авторов, про-
изводительность закладочного трубопровода изменяется прямо
пропорционально его диаметру. В связи со значительным повы-
шением расхода сжатого воздуха с увеличением диаметра тру-
бопровода начали выпускать трубы диаметром 175 лди, являю-
щиеся промежуточными между наиболее распространенными
трубами диаметром 150 лмг и трубами диаметром 200 мм для
трубопроводов большой производительности.
Подача, рабочее давление и регулирование расхода сжатого
воздуха. Пневматическая закладка является потребителем пнев-
матической энергии и для бесперебойной работы по закладке не-
Рис. 155. Расход сжатого воз-
духа в зависимости от угла
подъема закладочного трубо-
провода
обходимо обеспечить подачу до-
статочных количеств сжатого воз-
духа. Для этого требуется опре-
деленная производительность
компрессоров и воздухопроводной
сети. Обычно для закладки
в лаву 60—80 м3 породы (в раз-
рыхленном состоянии) в час при
удельном расходе сжатого воз-
духа 100 л3 на 1 м3 породы необ-
ходимо подавать 5000—8000 м3
воздуха в час. Следует добавить
также расход сжатого воздуха
двигателем закладочной ма-
шины.
Воздухопроводы для закла-
дочной машины и закладочного трубопровода должны быть под-
ключены к магистральным трубопроводам раздельно. При про-
изводительности закладочной установки свыше 30 м3 разрыхлен-
ной породы в час длина подводящего воздухопровода от маги-
стрального воздухопровода не должна быть более 30 м, а диа-
метр его 150—200 мм.
Большое влияние на расход сжатого воздуха оказывают
давление при работе закладочной установки вхолостую и рабо-
чее давление. Они должны быть точно отрегулированы и посто-
янно контролироваться. Давление при холостой работе зависит
в основном от эффективной длины трубопровода, т. е. от длины
участков трубопровода плюс эквивалентная длина закруглений
(колен). Рауэр приводит следующие рекомендуемые величины
давления при работе вхолостую для трубопровода диаметром
150 мм:
подводящий трубопровод длиной 100 м. ати .... 0,4-0,6
на каждые 100 м закладочного трубопровода, ати . . 0,2
на каждое колено (угол 90°), равное 50 м эквивалент-
ной длины, ати................................... 0,1
При загрузке закладочной машины породой давление
должно быть на 1,0—1,5 ати больше, чем давление при
216
работе вхолостую, однако оно не должно превышать
3,5 ати.
Если исходить из приведенных выше данных, то для типичного
случая, когда закладочная машина отстоит от лавы на 50 м, а за-
кладочный трубопровод имеет одно колено (угол 90°) и проло-
жен в лаве длиной 200 м, давление сжатого воздуха при работе
вхолостую должно составлять 1,0—1,2 ати, а при работе под на-
грузкой— 2,0—2,7 ати.
Давление и расход воздуха можно регулировать вручную или
автоматически. При ручной регулировке следует вмонтировать
регулирующий вентиль между закладочной машиной и запорным
вентилем, служащим только для отключения и подключения сжа-
Рис. 156. Регулятор сжатого воздуха!
/ -- установочное приспособление для пружины; 2 рычаг;
3 — установочный винт
того воздуха. С помощью двух манометров, показывающих дав-
ление в магистрали и начальное давление в закладочном тру-
бопроводе, можно замерять рабочее давление и расход воздуха.
Повышение начального давления в трубопроводе при равно-
мерной его загрузке указывает на опасность закупорки. Эту
опасность оператор закладочной машины может предотвратить
путем увеличения давления сжатого воздуха. Такой способ регу-
лирования в значительной степени зависит от квалификации опе-
ратора и в большинстве случаев не обеспечивает столь эконо-
мичной работы, как регулирующий клапан.
Поэтому следует предпочесть применение автоматических
регуляторов сжатого воздуха, выпускаемых машиностроитель-
ным заводом Бриден в Бохуме (рис. 156). Регулирующий клапан
состоит из корпуса, пружины и поршня. Регулирование осуще-
ствляется следующим образом. При начальном положении регу-
лятор пропускает столько воздуха в машину, сколько необхо-
димо для давления при работе вхолостую. При загрузке закла-
дочного материала начальное давление в машине повышается;
оно проявляется и в хвостовой части трубопровода (до регули-
217
рующего клапана) как противодавление. В связи с этим пор-
шень регулятора преодолевает давление пружины, перемещается
и увеличивает входное отверстие для сжатого воздуха. При
уменьшении количества загружаемого закладочного материала
происходит обратный процесс. Работа регулятора сопровож-
дается колебаниями рычага.
Закладочный материал для пневматической закладки. Свой-
ства закладочного материала оказывают решающее влияние на
износ трубопровода и производительность закладки. В качестве
закладочного материала можно применять хвосты обогащения,
породу, отобранную от угля, дробленую породу, золу котельных
и гранулированный доменный шлак. Как правило, хвосты обога-
щения считаются наилучшим закладочным материалом (с точки
зрения износа труб и производительности закладочных работ).
Если в них имеется много глинистых частиц, то класс крупно-
стью 0,10 мм следует предварительно отделять для предотвра-
щения закупорки трубопровода.
Порода, отобранная от угля, и порода от проведения вырабо-
ток должна быть предварительно раздроблена до крупности, со-
ответствующей диаметру трубопровода. Несмотря на большой
износ, вызываемый ею, такую породу часто применяют для
пневматической закладки. Верхний предел крупности закладоч-
ного материала не должен превышать половины диаметра труб.
Песок вызывает особенно большой износ труб и высокий расход
воздуха и поэтому применяется редко. То же относится и к гра-
нулированному доменному шлаку.
Камерные закладочные машины. Задачей камерных пневмо-
закладочных машин является подача закладочного материала
без потерь воздуха и по возможности равномерно в струю сжа-
того воздуха, движущуюся по закладочному трубопроводу. Та-
ким образом они выполняют в сущности роль питателей.
Различаются одно- и многокамерные пневмозакладочные ма-
шины.
Одн ока м е р н ая з а кл адочн ая м а ш ин а «Торкрет».
Расчетная производительность этой машины, выпускаемой фир-
мой Бамаг при длине трубопровода 1000 м и удельном расходе
воздуха 100 м3 на 1 м3 породы в разрыхленном состоянии состав-
ляет 90 м3 породы в час. Машина состоит из рамы и распредели-
тельного диска иа вертикальной оси. Распределительный диск
приводится от двигателя мощностью 5 л. с. и равномерно подает
закладочный материал в подключенный к машине закладочный
трубопровод. На раме расположена собственно камера машины
емкостью 3—10 л«3 породы в разрыхленном состоянии, закрытая
сверху герметичной заслонкой. Камера загружается породой из
расположенного над ней бункера, пока указатель уровня автома-
тически не прерывает процесса загрузки. Во время заполнения
камеры пневматическая закладка не производится. Неизбежные
вследствие этого простои составляют 25—30% рабочего времени
218
и используются для укорачивания закладочного трубопровода
или вспомогательных работ.
Вследствие большой высоты машины и расположенного над
ней бункера она должна монтироваться стационарно в слепых
стволах. Поэтому такие машины применяют для закладки выра-
ботанного пространства лав с большим сроком службы или, что
еще лучше, для закладки на нескольких горизонтах.
Пневматическая закладочная машина «Тор-
крет-автомат». Эта машина, также выпускаемая фирмой Ба-
маг, работает, в отличие от однокамерной машины, без переры-
вов для загрузки породой. Высота ее 2,2 м, она может быть
смонтирована на лыжах и состоит из рамы, распределительного
диска и трех расположенных над ним камер. Камеры отделены
друг от друга воздухонепроницаемыми поворотными заслонками
с автоматическим управлением. После открывания верхней за-
слонки закладочный материал падает через загрузочную воронку
в верхнюю камеру емкостью 100—140 л, служащую дозатором.
После заполнения верхняя камера изолируется от атмосферы
и открывается средняя камера. Через автоматически управляе-
мый клапан в среднюю камеру поступает сжатый воздух, создаю-
щий в ней давление 2—3 ати. Затем открывается нижняя камера
и закладочный материал подается распределительным диском
в закладочный трубопровод. После разгрузки средней камеры
она закрывается и давление в ней снижается до атмосферного.
Вслед за этим она вновь заполняется из загруженной тем време-
нем верхней камеры.
Загрузка камер производится с интервалами 6—8 сек. Закла-
дочный материал подается в машину по желобу, загружаемому
из бункера, или ленточным конвейером. При небольшой высоте
штреков верхняя камера может быть заменена загрузочной во-
ронкой небольшой высоты. Производительность этой машины
достигает 100 м3 разрыхленной породы в час. Удельный расход
воздуха составляет 75—100 м3 на 1 м3 породы.
Производительность пневматической закладочной машины
«Торкрет-автомат GA», являющейся модификацией описанной
выше машины «Торкрет-автомат», достигает 80—120 Л13 разрых-
ленной породы в час. Машина имеет одну рабочую камеру 2 и
дозирующую камеру 3 с загрузочной воронкой 4 (рис. 157). Вы-
сота машины уменьшена до 1,9 я. Принцип действия такой же,
как и в машине «Торкрет-автомат».
Пневматические закладочные машины с дозирующим бараба-
ном. Подобные машины производительностью до 120 м31час вы-
пускаются фирмой Бриден, а производительностью 80 м3/час—
фирмой Байен. Отличительная особенность их в том, что порода
подается в закладочный трубопровод дозирующим барабаном,
вращающимся, как правило, на горизонтальном валу (рис. 158).
Таким образом, барабан не дает сжатому воздуху выйти наружу
и одновременно служит для дозирования закладочного матери-
219
ала. Под давлением сжатого воздуха одновременно находятся
только одна-две ячейки барабана, в то время как в машинах
Рис. 157. Пневматическая закладочная машина «Торкрет*
автомат»:
1 — крыльчатый питатель; 2 — рабочая камера; 3 — дозирующая-каме-
ра; -/ — загрузочная воронка; 5 — нижняя заслонка; 6 — верхняя за-
слонка. Стрелкой показано направление подачи сжатого воздуха
Рис. 158. Пневматическая закладочная барабанная машина фирмы Бриден:
1 — установочные приспособления; 2 — корпус; 3 — загрузочная воронка; 4 — щека;
5 — муфта сцепления; 6 — закладочный трубопровод; 7 •- уплотнение; 8 — дозирующни
барабан; 9 — муфта; 10 — редуктор; 11 — приводной двш атель
«Торкрет» под давлением сжатого воздуха находится вся камера,,
включая крыльчатку. Слегка конический барабан 8 помещен со-
щекой износа 4 в корпусе машины. По мере износа барабан
220
можно придвигать к щеке с помощью установочного приспособле-
ния, за счет чего обеспечивается необходимая воздухонепрони-
цаемость. В машинах фирмы Байен напротив, при износе пере-
двигают не барабан, а щеку. Закладочный материал падает из
загрузочной воронки 3 в барабан 8, вращающийся со скоростью
25—35 об!мин и подающий материал в смесительную камеру,
где порода подхватывается струей сжатого воздуха.
Привод осуществляется пневмо- или электродвигателем 11
через муфту сцепления 5 и редуктор 10. Кроме того, имеется
срезная или пружинно-ленточная муфта 9 для предохранения
двигателя или редуктора от слишком больших нагрузок в резуль-
тате попадания кусков дерева или металла в закладочный мате-
риал.
I—--------------)>. 7П--------------—
Рис. 159. Пневматическая закладочная барабан-
ная машина KZS-50 фирмы Бриден
Благодаря небольшой высоте закладочные машины с дози-
рующим барабаном пригодны для установки в выемочных штре-
ках и их легко передвигать (вслед за очистными забоями).
Загрузка машин закладочным материалом осуществляется
ленточными конвейерами или непосредственно из вагонеток, раз-
гружаемых в опрокидывателях с увеличенной высотой разгрузки.
Следует отметить, что дозирующий барабан пневмозакла-
дочной машины KZS-50 фирмы Бриден, в отличие от других
машин подобного типа, вращается вокруг вертикальной оси
(рис. 159). Машина может быть установлена по оси заклады-
ваемой полосы, так что отпадает необходимость в установке
колен в закладочном трубопроводе: забойная часть трубопро-
вода подключается непосредственно к машине. При такой схеме
достигается производительность закладки 40—50 м3 разрыхлен-
ной породы в час при удельном расходе воздуха 60—70 м3 на
1 м3 породы.-Закладочный материал загружается в машину лен-
точным конвейером.
Сравнение пневмозакладочных машин. Все описанные машины
надежны в работе и достигают на практике расчетной произво-
дительности, если обеспечиваются все необходимые условия для
221
нормальной эксплуатации1. К этим условиям относится; подача
достаточных количеств закладочного материала, своевременный
отвод (при помощи сжатого воздуха) поданного машиной в тру-
бопровод материала, обеспечение приводного двигателя машины-
достаточной энергией и работы в лаве без простоев. При проек-
тировании новой установки необходимо в первую очередь обра-
щать внимание на то, чтобы производительность пневмозакла-
дочной машины соответствовала параметрам очистного забоя..
При неполном использовании производительности машины отме-
чается значительное снижение ее к. п. д. и тем самым повышение-
стоимости закладки. Кроме того, машина должна быть установ-
лена таким образом, чтобы со всех сторон к ней был обеспечен-
удобный доступ для ухода и ремонта. Необходимо избегать уста-
новки ее ниже уровня почвы штрека.
Преимущество машин «Торкрет» заключается в их высокой
производительности. Правда, в настоящее время машины с дози-
рующим барабаном также почти достигли производительности
машин «Торкрет». Главным преимуществом барабанных машин
является маневренность, обусловленная их небольшой высотой..
Их можно передвигать вслед за подвиганием очистных забоев,,
к чему приспособлена также машина «Торкрет-автомат GA».
Поэтому последняя применяется и на небольших выемочных по-
лях, в то время как установка однокамерных пневмозакладоч-
иых машин оправдывается только на выемочных полях с боль-
шими запасами угля.
Только однокамерные машины требуют промежуточного бун-
кера для создания запаса закладочного материала и для их
установки необходим слепой ствол. Все другие пневмозакладоч-
ные машины могут загружаться с ленточных конвейеров, а бара-
банные машины из вагонеток, разгружаемых в опрокидывателе'
с увеличенной высотой разгрузки, установленном у машины.
Износ, как правило, меньше у машин «Торкрет»; однако возни-
кающее вследствие этого различие в расходах по сравнению
с другими машинами относительно невелико, так как капиталь-
ные затраты на эту машину выше, чем на другие. Камерные ма-
шины дают хорошие результаты и при закладочных трубопрово-
дах длиной свыше 1000 м. Если закладочная машина передви-
гается вслед за очистным забоем, то обычно она устанавливается
в 50—150 м от него. Это расстояние не должно быть меньше 15 м
для обеспечения необходимой скорости закладочного материала
в трубопроводе.
Трубы для закладочных трубопроводов1 2. Трубы для пневмо-
1 Peter G. Messungen an Blasversatzmaschinen zur Klarung der Zusam-
menhange zwischen Blasleistung, Leitungslange und Luftdruck. Gliickauf,
1952, S. 807.
2 Maier E. Verschleifi von Blasversatzrohren und Kriimmern. Schlagel
u. Eisen, 1953, S. 271; Buss H. Versatzwirtschaft und Bergeversatz auf der
Deutschen Bergbauausstellung 1954 unter besonderer Beriicksichtlgung techni-
scher Neuerungen. Schlagel u. Eisen, 1954, S. 352.
222
закладочных трубопроводов следует изготовлять из износостой-
кого материала. Кроме того, они должны быть надежны в работе
и иметь правильно выбранный диаметр. В трубах, укладывае-
мых в лаве, следует предусмотреть быстроразъемные соеди-
нения.
Основные данные для определения диаметра труб приведены
выше. Наиболее распространены трубы диаметром 150 мм. Они
служат для трубопроводов производительностью до 60 л<3 по-
роды в час при длине его до 700 м. Для большей производитель-
ности и большей длины трубопроводов рекомендуется применять
трубы диаметром 175 мм. Это же относится к тем случаям, когда
применяемый закладочный материал часто закупоривает трубо-
провод. Длина труб для закладочных трубопроводов в большин-
стве случаев составляет 3 м. Чтобы не затруднять работы боль-
шим весом труб, не следует превышать этой длины. Трубы для
укладки в лавах топких пластов для большего удобства выпу-
скаются длиной по 2 м.
Различают обычные стальные трубы, применяемые обычно
в лавах, и_трубы с двухслойными стенками, а также трубы для
штреков, футерованные плавленым базальтом.
Обычные стальные трубы выпускаются сварными или цель-
нотянутыми, большей частью из стали марок Ст. 50 и Ст.. 60.
Твердость их колеблется от 62 до 75 кг!мм2. Толщину стенок
входной части этих труб (обычно 5—6 мм) увеличивают на 4—
5 мм, учитывая более сильный износ из-за ударов кусков закла-
дочного материала. В трубах с двухслойными стенками наруж-
ная часть трубы выполняется из стали Ст. 37, а внутренняя —
из стали Ст. 70 твердостью до 260 кг/мм2-, толщина стенок труб
6 мм. К этому типу труб относятся и такие, внутренний слой сте-
нок которых подвергается закалке на глубину 2 мм и достигает
твердости 150—200 кг!мм2. Разновидностью двухслойных труб
являются трубы типа «Зебра», выпускаемые фирмой Бриден; эти
трубы изготовляются из стали Ст. 55; внутренняя поверхность их
подвергается индукционной закалке через интервалы 5—8 мм;
ширина закаленных участков составляет 22 мм. Твердость внут-
ренней поверхности этих труб колеблется от 80 кг!мм2 в неза-
каленной зоне до 150 кг)мм2 в закаленной. Необходимо отметить
также комбинированные трубы фирмы Ройс. Внутренний слой
стенок этих труб выполнен из стали, полученной центробежной
отливкой. Преимущество двухслойных труб заключается в вяз-
кости их внешних стенок и твердости внутренних, благодаря
чему уменьшается восприимчивость их к толчкам и ударам при
одновременной высокой их износостойкости.
Для футеровки плавленым базальтом используют стальные
трубы со стенками толщиной Змм. В них зацементированы вкла-
дыши плавленого базальта толщиной 25 мм. Эти трубы вслед-
ствие большого веса и восприимчивости к толчкам и ударам
223
применяют только для укладки в штреках. Высокая износоустой-
чивость таких труб позволяет ставить вопрос об их повсе-
местном применении в штреках. Выпускаются они фирмой
Каленборн.
Срок службы закладочных труб зависит не только от мате-
риала, из которого они изготовлены, но и от других факторов.
Большое влияние оказывает закладочный материал. При
использовании хвостов обогащения, состоящих из глинистых
сланцев, срок службы труб в семь раз больше, чем при песча-
нистых сланцах, и в 13 раз больше, чем при песчаниках. Таким
ора закладочного материала можно до-
биться большего снижения стоимости чем
за счет выбора труб. Необходимо сле-
дить также за тем, чтобы трубопровод
был уложен прямолинейно и горизон-
тально, так как наибольший износ про-
исходит в местах искривлений трубопро-
водов. Влияние искривлений трубопро-
вода на срок службы труб, выраженный
в кубических метрах пропущенного за-
кладочного материала, графически пока-
зано на рис. 160. Из рис. 160 видно, что
срок службы труб уменьшается с увели-
чением угла искривления трубопро-
вода.
При соединении труб необходимо обе-
спечить точное центрирование их относи-
тельно друг друга. Новые трубы следует
монтировать в начале трубопровода, так
как установка их за бывшими в упот-
реблении трубами уменьшает срок
В штрековых трубопроводах можно до-
биться увеличения срока службы труб путем их поворачивания.
При этом необходимо всегда соблюдать один и тот же угол по-
ворота. Троекратное поворачивание труб при угле поворота 120°
повышает срок службы примерно на 100%, шестикратное пово-
рачивание при угле поворота 60° — на 130%.
Срок службы труб весьма различен. Он зависит не только
от типа труб, но в значительной степени от применяемого закла-
дочного материала. В среднем принимается, что срок службы
обычных стальных труб измеряется примерно 10 тыс. м3 пропу-
щенного закладочного материала, а закаленных и двухслойных
труб — 20—150 тыс. nt3. Поэтому в настоящее время предпочи-
тают применять трубы последнего типа. Трубы с футеровкой из
плавленого базальта пропускают до полного износа 0,5—
1,5 млн. лг3 закладочного материала.
Соединения для труб. Для того чтобы соединять трубы в за-
азом, за
50
Ю
О
%
г!25
счет
100
75
% 20
50
25
у 4Z7
§
*30
f
О 1 2 3 U 5 град.
160. Зависимость
службы закладоч-
Рис.
срока
иого трубопровода от ве-
личины угла искривле-
ния:
1 — вниз; 2 — в сторону; 3 ~
•верх; 4 — средняя величина
службы их на 37%.
224
бойных трубопроводах, где требуется ежедневное наращивание и
укорачивание, по возможности без перерывов в работе, приме-
няют быстроразъемные замки. Они должны обеспечивать плот-
ное соединение труб (и при некотором износе последних) и пря-
молинейность закладочного трубопровода. В настоящее время
Рис. 161. Клиновой замок фирмы Ройс (стрелкой
показано направление движения закладочного ма-
териала)
все больше применяют клиновые замки различных кон-
струкций.
Клиновой замок фирмы Ройс состоит (рис. 161) из двух поло-
вин 1 и 2, которые шарнирно соединены болтом 3. С помощью
забивного клина 5 обе половины
затягиваются, плотно соединяя
закладочные трубы. Запор 4 и до-
полнительный клин б, располо-
женный над клином 5, предотвра-
щают ослабление замка при па-
дении на него различных пред-
метов. Забойные трубы снабжены
пазами и пружинами, а также
резиновым уплотнением. Так как
внешние поверхности фланцев 7,
как и внутренние поверхности
замка, конические, то при забив-
ке клипа 5 возникают большие Рис. 162. Быстросъемный клино-
осевые усилия, которые обеспечи- кольцевой замок
вают жесткое соединение труб
и незначительный износ в местах соединения.
Аналогичным образом работает быстросъемный клино-коль-
цевой замок фирмы Эссер. Оба U-образных полукольца стяги-
ваются двойным клиновым хомутом (рис. 162). При замыкании
соединения действуют внешние ребра клина, а при ослаблении
15 Горное дело
225
полукольца раздвигаются внутренним клином. Этот замок ха-
рактеризуется компактностью конструкции. Так же, как и замок
фирмы Ройс, он не снимается с трубы. Замки других конструк-
ций выпускаются фирмами Бриден, Г. Винграт и др.
Последнюю трубу в закладочном трубопроводе, из которого
выбрасывается закладочный материал, укладывают в лавах
мощных пластов на деревянные подкладки или подвешивают на
цепях; в лавах тонких пластов трубы кладут на почву. У выход-
ного отверстия следует монтировать поворотный направляющий
лоток.
Колена. При переходе трубопровода из штрека в лаву и в ме-
стах искривлений штрека необходимо применять изогнутые
трубы и колена. Угол поворота колен достигает 90°. В сочетании
с изогнутыми трубами они позволяют отклонять трубопровод
более чем на 90°. В коленах укладывают сменные износоустой-
чивые закаленные вкладыши толщиной 60—75 мм. Вкладыши
выполняют сборными из 6—12 частей. Вкладыши, состоя-
щие только из двух частей, не оправдали себя на прак-
тике.
Износ колен примерно в 70 раз превышает износ труб. Тол-
щина стенок колена должна быть такой, чтобы срок службы их
превосходил срок службы съемных вкладышей. Колена с радиу-
сом 500 мм дают наименьшее число «пробок». Во внутренней
стороне колена необходимо иметь закрывающееся отверстие, че-
рез которое можно было бы наблюдать за вкладышами и устра-
нять закупорку.
Выпускается множество различных конструкций колен, кото-
рые различаются числом вкладышей, способом их укрепления,
а также тем, является ли само колено сплошным, рассчитанным
на определенный угол поворота, или секционным, состоящим из
нескольких сегментов, позволяющих менять этот угол. Все кон-
струкции колен хорошо себя оправдали. На рис. 163 показано
колено типа «Торкрет», которое состоит из двух сегментов и двух
изогнутых отрезков труб. На рис. 164 изображено сплошное ко-
лено фирмы Ройс, рассчитанное на угол поворота 90°. Эти и по-
добные конструкции колеи снабжаются сменными вкладышами.
Закладочный материал ударяется о вкладыши под различными
углами, так что его поток проходит через колено, многократно
ударяясь о стенкн. Этого недостатка удалось избежать в отра-
жательном колене фирмы Бигель. Вкладыш в этом колене имеет
плоскую рабочую поверхность, расположенную диагонально
направлению струи закладочного материала (рис. 165). Отража-
тельное колено невелико по своим размерам и имеет неболь-
шой вес. Закладочный материал «отражается» от поверх-
ности вкладыша и струя его при выходе из колена не нару-
шается.
226
Рис. 163. Колене типа «Торкрет»
Рис. 164. Сплошное колено фирмы Ройс
Рис. 165. Отражательное колено фирмы Бигель
15*
227
Расходы (в пфеннигах на 1 т угля) на амортизацию обору-
дования и на материалы при пневматической закладке представ-
лены ниже:
Пределы В среднем
Трубы и замки 5—40 20
Колена 3-15 7
Закладочные машины 5-15 8
Проволочная сетка для закладочных
перегородок . 15—25 20
Прочие — 5
Так как на 1 т товарного угля приходится примерно 1 т
закладочного материала, то приведенные выше данные можно
отнести и к 1 т породы. Большой разброс цифр обусловлен раз-
личным закладочным материалом.
Организация работ по пневматической закладке. Управление
закладочной машиной осуществляется одним человеком; двое ра-
бочих заняты на разгрузочном пункте, а в лаве на закладке, как
правило, работают четверо рабочих: двое направляют струю за-
кладочного материала и укорачивают закладочный трубопровод,
двое других устраивают отшивку для закладки и в некоторых
случаях извлекают крепь.
Существенное влияние на работу всего комплекса оказывает
оператор закладочной машины. Он выбирает соотношение «по-
рода: воздух» в породо-воздушной смеси с тем, чтобы избежать
«пробок». Сначала включается только воздух, а затем подается
закладочный материал. При остановке машины необходимо сна-
чала прекратить подачу породы и после этого отключить воздух.
В настоящее время для устройства отшивок проволочная
сетка применяется редко. Для максимального уменьшения рас-
пространения пыли применяют проволочные сетки, в которые
вплетена бумага, или оклеенные бумагой.
Фирма Лёбберт в Гомберге выпускает- закладочные маты.
Длина пх 2—3 ,ч; их извлекают из предыдущей полосы, где за-
кладка несколько уплотнилась, и переносят на новую полосу.
Аналогично можно вести работу с отшивками из сосновых досок.
Экономичность применения перегородок из дерева или матов
определяется в основном тем, допускают ли условия боковых
пород регулярное извлечение перегородок.
Весьма существенное преимущество пневматической закладки
в том, что этот способ, с точки зрения организации производ-
ства, не зависит от прочих операций, выполняемых в лаве. Ра-
боты по закладке могут совмещаться со всеми другими опера-
циями в лаве: зарубкой, выемкой угля, переноской конвейера
и т. д.
228
При совмещении закладочных работ с выемкой угля следует
обращать особое внимание на пылеобразование *. Так как закла-
дочный материал вносится в выработанное пространство, как
правило, во влажном состоянии, то основным источником пыле-
образования является не вновь возводимая полоса закладки,
а предыдущая, уже несколько высохшая. Поэтому рекомендуется
хорошо увлажнять откос закладочного массива. Уменьшение
пылеобразования может быть достигнуто также и устройством
плотной перегородки.
Для организации работ по закладке наряду с непрерывной
подачей закладочного материала имеет значение хорошая связь
между лавой, закладочной машиной и разгрузочным пунктом.
Связь может осуществляться световой сигнализацией, безбата-
рейными телефонами и т. п. Хорошая связь сокращает время на
простои путем совмещения неизбежных перерывов в работе
в лаве и на разгрузочном пункте. Подача закладочного мате-
риала не должна прекращаться при каждом укорачивании
забойного закладочного трубопровода, так как из-за этого про-
исходят большие потери воздуха, значительные завихрения,
пылеобразование и прежде всего существенно снижается произ-
водительность. Непрерывное ведение закладки возможно, в осо-
бенности на мощных пластах.
Наконец, с точки зрения организации работ имеет значение
ширина закладываемой полосы. Производительность и тем са-
мым экономичность пневматической закладки повышаются с уве-
личением ширины закладываемой полосы. Предельная ширина
полосы определяется работой по извлечению крепи, так как ее
гем труднее проводить, чем шире закладываемая полоса. С этой
точки зрения, более рационально ежедневно закладывать полосу
шириной 1,2 м, чем раз в два дня полосу шириной 2,4 м. Таким
образом, увеличение ширины закладываемой полосы возможно
только тогда, когда повышается суточное подвигание очист-
ного забоя и не затрудняются работы по извлечению
крепи.
Деревянные стойки, служащие для навески перегородок из
проволочной сетки, должны устанавливаться своевременно, т. е.
не непосредственно перед извлечением металлической крепи.
В противном случае деревянные стопки не будут иметь доста-
точного распора, чтобы противодействовать боковому давлению,
оказываемому закладочным массивом. Вместо деревянных стоек
при металлическом креплении оправдало себя применение верх-
няков с консолями, направленными в сторону закладочного мас-
сива1 2, так как они в достаточной мере предохраняют рабочих
во время работ по извлечению крепи.
1 Landwehr Л. Die Staubqnellen iin Bergbau und Mogllcbkeiten zu
deren Beseitigung. Bergbau-Rdscli, 1951, S. 442.
2 S p r u t li F. Blasversatz und Stahlausbau. Bergfreilieit, 1956, S. 209.
229
Ниже на отдельных примерах будет показано, как совме-
щаются во времени работы по выемке угля и закладке вырабо-
танного пространства.
Пример 1. Организация работ, показанная на рис. 166,
принята в лаве при выемке угля отбойными молотками и
доставке качающимися конвейерами. При шаге подвигания 1,8 м,
.мощности пласта 2 я и длине лавы 200 м товарная добыча угля
составляет примерно 700 т!сутки. В соответствии с этим ежесу-
точно в выработанное пространство закладывается с помощью
6 8 10 12 К 16 16 20 2! К 2 0 6
бь.'емка 1 1 1 1 1 1 .
Вырмхо Z
Переноска конвейера
Закладка
Закладка
Рис. 166. График организации работ в лаве при выемке угля отбойными
молотками, доставке качающимися конвейерами и управлении кровлей
пиевмозакладкой
пневмозакладочпой машины «Торкрет» 300 лг3 породы в разрых-
ленном состоянии. В течение первых двух смен работы по выемке
угля и закладке ведутся одновременно. Для производства за-
кладки в этом случае необходимы 4 рабочих в смену: три в лаве
и один у закладочной машины. Закладочный материал подается
6 в 10 12 U. 16 18 20 12 И 2 4 6
выемка —1 1 1 L . 1 1 1 1
во/емко
Передвижка конвейера
крепление
Заклад* а
Зикладла
Заклидл а
Закладка \'У '
Рис. 167. График оргашнаиии работ в лаве при выемке угля отбойными
молотками, доставке двухдонным скребковым конвейером и управлении
кровлей пневматической закладкой
к машине ленточным конвейером от дробилки, так что обслужи-
вания разгрузочного пункта не требуется. Забойный конвейер
переносится в третью смену.
Пример 2. Организация работ показана на рис. 167. Ра-
боты по оакладке в лаве ведутся в течение четырех смен в сутки
230
и поэтому они совмещаются со всеми другими забойными опера-
циями в забое. Выемка угля производится отбойными молот-
ками, доставка — панцырным скребковым конвейером. При су-
точной добыче 700 т угля в выработанное пространство закла-
дывают 310 лг3 породы в разрыхленном состоянии. В каждой из
четырех закладочных смен занято: 2 чел. на разгрузочном пункте,
1 чел. у закладочной машины и 4 чел. на закладке.
При ведении закладки в течение 12—14 час. в сутки часовая
производительность закладочных работ составляет 25 лг3 породы.
Этот низкий показатель обусловлен большой длиной закладоч-
ного трубопровода, что в свою очередь вызывает значительный
удельный расход воздуха (200 jh3 на 1 м3 породы). В этом слу-
чае с точки зрения организации работ и экономии энергии было
6 в 10 12 в № 18 Я 22 К 2 i 6
Зарубка
выемка ж*
выемка
Крепление (для аакладки) те Л .
Передвижка конвейера
Установка стаек
Закладка
Закладка те " —
Рис. 168. График организации работ в машинной лаве с пневматической
закладкой
бы рациональнее передвигать закладочную машину вслед за по-
двиганием очистного забоя. Хронометраж показал, что продол-
жительность простоев составляла 2,5—3 часа в смену, из кото-
рых только полчаса за счет укорачивания забойного трубопро-
вода. Остальные простои были вызваны неполадками в штре-
ковом трубопроводе и перебоями в доставке закладочного мате-
риала.
ПримерЗ. Показанный на рис. 168 график организации ра-
бот был осуществлен в машинной лаве. За две смены в вырабо-
танное пространство закладывали 280 я3 породы. Состав бригады
по производству закладки в основном соответствует описанному
в примере 2; в лаве занято только 3 чел.; специальное звено из
2 чел. пробивает деревянные стойки между металлическими,
с тем, чтобы освободить от этой работы бригаду закладчиков.
Время работы закладчиков в смену составляет 5 час., из которых
2,5—3 часа приходятся на закладку и 2—2,5 часа на простои.
Таким образом, производительность из расчета чистого времени
работы достигает 50, а средняя— 25 м3 закладочного материала
в час.
231
4. Метательная закладка
Метательная закладочная машина «Рейипрейсен» (рис. 169)
фирмы Фрелих унд Клюпфель применяется в комплексе с лен-
точным конвейером и монтируется на раме 6 с катками, пере-
двигаемой по ставу конвейера с помощью лебедки. При доста-
точном угле падения для движения машины вниз вдоль забоя
используется сила тяжести. Верхняя ветвь забойного лепточпо'го
конвейера пропускается через раму машины, где закладочный ма-
териал снимается с конвейера скребковым сбрасывателем. За-
кладочный материал понадает через приемную воронку 4 на
короткую метательную ленту 1, снабженную четырьмя скреб-
ками. Метательная лента расположена перпендикулярно направ-
лению движения лепты забойного конвейера. Скорость движения
метательной лепты 14 м/сек. Приводной механизм расположен
па подвижной консоли и состоит из электро- или пневмодвнга-
теля и ведущего ролика. Дальность метания достаточна для за-
кладки широкой полосы. Наиболее рационально вести закладку
полосы, начиная с пижне-
го конца лавы. При этом
закладочный массив не
будет разрыхляться за
счет скатывания отдель-
ных кусков по падению.
Производительность
метательной закладочной
машины достигает 100—
130 .и3 разрыхленной по-
роды в час. Следует отме-
тить, что опа может рабо-
тать с любым закладоч-
ным материалом круп-
ностью до 120 мм. Машина
Рис. 169. Метательная закладочная ма-
шина «Рейипрейсен»
/ — метательная лента; '2- приводной ролик; 3 —
скребковый сбрасыватель; 4 - приемная воронка;
5 — направляющие ролики; 6 — рама
обслуживается двумя рабочими. Кроме того, 3 чел. заняты на-
веской закладочной перегородки (высота которой равна поло-
вине длины стоек), извлечением крепи и пробивкой дополнитель-
ных стоек, 1 чел. занят зачисткой.
Область применения машины, представленной на рис. 169,
ограничивается высотой става забойного конвейера и рамы
с катками. Она не может быть применена на пластах мощностью
менее 1,5 м.
Для пластов мощностью 1,2—1,5 л1 выпускается машина, пе-
редвигающаяся по направляющим. Закладочный материал
подается к метательной машине ленточным конвейером с ниж-
ней несущей ветвью. Нижняя ветвь пропускается через раму ме-
тательной машины (так же как и верхняя несущая ветвь в опи-
санном выше случае).
Преимуществами метательных закладочных машин являются
их высокая производительность и надежность в работе. К не-
достаткам следует отнести необходимость использования забой-
ного ленточного конвейера для доставки закладочного мате-
риала; поэтому эти машины нельзя применять в лавах, осна-
щенных выемочными машинами, работающими в комплексе
с двухцепными скребковыми конвейерами. Кроме того, при таком
типе закладочной машины нельзя совмещать работы по закладке
п выемке угля, как, например, при использовании пневмоза-
кладкп, если только не устанавливать в лаве отдельного кон-
вейера для выдачи угля. Ширина закладываемой полосы должна
составлять минимум 1,6 ж.
5. Гидравлическая закладка
Гидравлическая закладка характеризуется тем, что закладоч-
ный материал вносится в выработанное пространство водой, дви-
жущейся по трубам. Для преодоления сопротивления труб,
а также для достижения скорости, необходимой для перемеще-
ния закладочного материала, требуется определенный напор.
Чтобы создать такой напор, место подачи породо-водной! пульпы
должно находиться значительно выше закладываемого вырабо-
танного пространства. Поэтому гидрозакладочиая установка
располагается в большинстве случаев на поверхности и только
при разработке на больших глубинах — на верхнем горизонте —
с тем, чтобы сократить расходы на перекачку воды. Закладочная
пульпа проходит через вертикальный трубопровод в стволе, глав-
ное колено и далее но горизонтальным трубопроводам по глав-
ным и выемочным штрекам. В результате преодолеваемого в тру-
бопроводах сопротивления расходуется определенный напор, на
высоте которого устанавливается уровень пульпы в вертикальном
трубопроводе. Если этот уровень поднялся до гидрозакладочной
установки, то, следовательно, достигнут предел расстояния, на
которое при данном закладочном материале и диаметре трубо-
провода можно вести гидравлическую закладку. Уровень пульпы
всегда следует поддерживать у закладочной установки, чтобы
в трубопровод не попадал воздух. При попадании воздуха в тру-
бопровод в нем возникают пробки, вызывающие в свою очередь
давление, которое может привести к разрыву трубопровода.
Закладочный материал для гидрозакладки. В качестве мате-
риала для гидрозакладки в первую очередь применяется мелко-
зернистая порода с минимальным содержанием мельчайших ча-
стиц, например песок, хвосты обогащения, зола из котельных,
гранулированный доменный шлак и т. п. Лучше всего применять
песок без примеси глинистых частиц, который образует плотный
закладочный массив и легко отдает воду. Недостатком песка
является сильный износ трубопроводов. Хвосты обогащения
вследствие наличия в них глинистых частиц затрудняют осветле-
ние воды; кроме того, содержащийся в них серный колчедан по-
233
вышает кислотность воды, что усиливает коррозию труб. Зола
из котельных, количества которой ограничены, играет меньшую
роль для гидравлической закладки. Гранулированный доменный
шлак представляет интерес только для шахт, расположенных
вблизи металлургических заводов. Вследствие пористости он не
дает плотной закладки, но, несмотря на высокий удельный вес,
легко переносится водой. Хотя шлак довольно тверд и имеет
острые края, он не вызывает большого износа труб. На калий-
ных шахтах хорошие результаты в качестве закладочного мате-
риала дают отходы калийных предприятий. Если поблизости
шахты имеются месторождения гравия, которые можно эконо-
мично разрабатывать, то в качестве закладочного материала мо-
жет быть использован гравий крупностью до 60 мм.
Закладочный материал должен, как правило, иметь следую-
щий ситовый состав: 50% породы крупностью менее 6 мм и не
более 5—7% породы крупностью свыше 40 мм. При обеспечении
правильного ситового состава пустоты между крупными части-
цами будут заполняться мелкими и плотность закладочного мас-
сива не будет уступать закладке из песка.
Расход воды. Экономичность гидрозакладки в значительной
мере определяется расходом воды. Вода должна добавляться
только в таких количествах, чтобы обеспечить надежное транс-
портирование закладочного материала. Расход волы зависит от
различных факторов, например при прочих равных условиях он
уменьшается с увеличением вертикальной высоты и возрастает
при увеличении сопротивления горизонтальных трубопроводов.
Оптимальным считается отношение твердого и жидкого (Т :Ж)
в пульпе порядка 1:1. Однако возможна работа и при соотно-
шении 2—5 м3 воды на 1 лР закладочного материала.
Признаком правильного соотношения Т : Ж в пульпе является,
согласно исследованию Шмида ’, частое возникновение пульса-
ций в трубопроводе вследствие осаждения в трубах закладоч-
ного материала, который преграждает путь следующим за ним
частицам породы и повышает напор. Под действием высокого на-
пора осевший материал перемещается и взвешивается в воде до
тех пор, пока он вновь не осядет. Если такие пульсации полно-
стью отсутствуют, то это в большинстве случаев свидетельствует
об избыточном количестве воды в пульпе. Если же они происхо-
дят нерегулярно и с трудностями, то это является признаком не-
достатка воды. Равномерные, быстро следующие одна за другой
пульсации не вредят работе, напротив, они часто указывают на
правильное соотношение Т : Ж в пульпе.
Расчет диаметра труб, расхода воды и максимального рас-
стояния, на которое может быть подана закладочная пульпа.
Особое значение имеет диаметр труб. С увеличением диаметра
1 Schmid F. Beit rage zur Theorie und Praxis des Spiilversatzes. Berg- u.
Hiittenm. Jb., 1933, S. 14.
234
труб уменьшается сопротивление трения, однако одновременно
снижается скорость движения пульпы и повышается опасность
выпадения твердых частиц. Это можно устранить только увели-
чением расхода воды. При меньшем диаметре труб опасность вы-
падения не столь велика, однако повышается трение. Для того
чтобы не допустить вызываемого этим уменьшения расстояния,
на которое может быть подана закладочная пульпа, следует
также увеличить расход воды. Таким образом, максимальная
производительность при данном расстоянии и данном закладоч-
ном материале может быть достигнута только при определенном
диаметре труб. Как правило, диаметр труб колеблется от 125
до 200 мм, причем нижний предел характерен для установок низ-
кой производительности, использующих мелкозернистый закла-
дочный материал, а верхний—для высокопроизводительных
установок, работающих на крупнозернистом материале. Расчет
диаметра трубопровода 1)(м) ведется по формуле
4 ' bOv ’
где Q — количество пульпы, мР/мин',
v — скорость движения струи, м/сек.
Приведем пример расчета гидрозакладочной установки. В ка-
честве закладочного материала принимается песок. Диаметр
трубопровода 150 мм. Теоретическая скорость взвеси в восходя-
щем потоке W определяется по формуле Шмида.
117 = 55 — 1)’,
где d — диаметр круглого зерна, см\
7 — удельный вес зерна.
Принимая диаметр зерна равным 2,5 см, получим
U7 = 55/l (2,5- ij= 67 см!сек.
Так как для практического использования следует принимать
трех-четырехкратный запас, необходимо добиться скорости 2—
3 м/сек. Соотношение Т : Ж в пульпе принимается равным 1 : 2.
Тогда скорость движения пульпы по трубопроводу будет
Qw + Qm u!roir
~ ёо~ > м/сек<
тде F—сечение гидрозакладочного трубопровода (в данном
случае равное 0,0177 м2)\
Qw — количество воды, м3/мин;
Qm — количество закладочного материала, мл в массиве
в минуту.
235
При коэффициенте разрыхления 1,5 один кубометр породы
в разрыхленном состоянии соответствует 0,66 лг3 породы в мас-
сиве. Тогда
2 + 0.66 „ с ,
V — 0,0177 • 60 — 2,5 м!сек-
Таким образом, вычисленная скорость движения пульпы соот-
ветствует необходимой.
Каково же расстояние, на которое может транспортироваться
закладочный материал водой? Принимая, что сечение труб круг-
лое и стенки их гладкие, произведем расчет по следующей фор-
муле:
L-^g м
* *
где /7—эффективный напор, м,
g— ускорение силы тяжести;
X — коэффициент сопротивления.
Для вычисления коэффициента 7 Шмид использует видоиз-
мененную формулу Ланга
Шмид предлагает следующие значения а:
0,02 для чистой воды и 0,03 для пульпы.
В нашем примере
Х = 7^0,03 4-^°--^,
Ц ’ /2,5- 0,15У
где у — удельный вес применяемой пульпы.
При подстановке в формулу состава пульпы
Vffl । Что/
числовых значений, получаем
0,66 • 2,5 4- 2
O,t)b -г 2
Тогда в нашем примере X будет равна 0,045.
Дальность транспортирования является функцией эффектив-
ного напора Н, который принимается равным 400 м. Таким обра-
зом,
1,37 m,'ms.
Г 400 • 0,15 • 19,6
Z = -0Д15 .'W~ ~ 4170 М'
Если длина трубопровода меньше вычисленной величины, то
при данном соотношении Т:Ж и при данном количестве пульпы
уровень ее в вертикальном трубопроводе понизится, а скорость
движения не изменится. Понижение уровня пульпы приводит
к опасности засасывания воздуха. Для того чтобы при умень-
шившейся длине трубопровода работать с заполненными тру-
236
бами и поднять уровень пульпы до гидрозакладочной установки,
необходимо повысить сопротивление трубопровода. Это может
быть достигнуто следующими путями:
1) увеличением количества пульпы при заданном соотноше-
нии Т:Ж в пульпе. Увеличение количества пульпы обусловли-
вает увеличение сопротивления в трубопроводе во второй сте-
пени;
2) уменьшением расхода воды при сохранении заданного ко-
личества твердого в пульпе; в результате повышения удельного
веса пульпы возрастает коэффициент трения;
3) увеличением количества твердого в пульпе и уменьшением
расхода воды;
4) уменьшением диаметра трубопровода. Это наиболее эф-
фективный путь, однако при наличии действующего трубопро-
вода он неприменим. Этот способ отмечается лишь для того, что-
бы еще раз подчеркнуть в этой связи значение диаметра трубо-
провода;
5) уменьшением числа очистных забоев, одновременно обслу-
живаемых гидрозакладочной установкой.
Неполадки при эксплуатации гидрозакладочных установок.
Большинство неполадок при эксплуатации гидрозакладочных
установок вызывается закупоркой труб, которые происходят
из-за изменения соотношения Т: Ж в пульпе, недостатка воды
в закладочной установке или попадания в трубопровод крупных
кусков породы. Большое значение для бесперебойного ведения
гидрозакладки имеет работа смесительной установки на поверх-
ности. С помощью этой установки поддерживается необходимое
соотношение Т : Ж в пульпе, заданное количество пульпы, а так-
же осуществляется промывка трубопроводов до начала закла-
дочных работ и по их окончании. Предварительная про-
мывка должна производиться до тех пор, пока вода пол-
ностью не выйдет из выходного конца трубопровода и одновре-
менно не достигнет определенного напора с тем, чтобы в водя-
ную струю можно было загружать закладочный мате-
риал.
По окончании работ необходима промывка, особенно после
длительных простоев. Для целей своевременного обнаружения
и устранения закупорки трубопроводов на французских шахтах
хорошо оправдали себя разгрузочные устройства, устанавливае-
мые на расстоянии 50 м 1 друг от друга. Они состоят из трой-
ника, закрытого листовой латунью толщиной 1 мм или резино-
выми пластинами. При закупорке они пропускают пульпу и тру-
бопровод выше места закупорки оказывается пустым.
Смесительные установки. Смешивание закладочного мате-
риала с водой производится в воронках или на лотках, если
‘Kindermann G. С. Die Spiilversatzanlagen des Loire-Bezlrks
Gilickauf, 1932, S. 715.
237
только он не добывается гидравлическим способом, как это имеет
место при разработке мягких пород. Смесительные установки
обычно монтируются в неглубоком вспомогательном стволе, про-
ходимом вблизи главного ствола. Установка состоит из бункера
Рис. 170. Пульпосмесительная установка:
7 — главный ствол; 2 — наклонная выработка: 3 — лебедка с мер-
ной лентой; 4 — лебедка для спуска в бункер; 5 — напорный став;
6 — смесительный бункер емкостью 600 .и'; 7— регулирующая
заслонка; 8— вибрационный грохот; 9 — водопроводная труба;
10 — смесительная воронка; 77 —трубка Вентури; 12 — счетчик;
13 — трубопровод для добавления воды; 14— тройник; 15 — закла-
дочные трубопроводы I и II
емкостью в несколько сот кубических метров и оборудования для
смешивания закладочного материала и воды.
На рис. 170 показана смесительная установка, работающая
на железорудной шахте «Пайне» компании Эрцбергбау Зальц-
гиттер. Установка расположена на горизонте 237 /i, рядом
с главным стволом, так что воду, отделившуюся из закладочного.
238
массива на очистных участках, следует поднимать только до-
этого горизонта. Закладочный материал (гравий крупностью
60 мм) подается на поверхность из бункера емкостью 60 м3 по
ступенчатому спуску из труб диаметром 400 мм. Расстояние ме-
жду полками спуска 20 м. Закладочный материал свободно па-
дает с полка на полок и, наконец, по наклонной выработке посту-
пает в бункер емкостью 600 м3.
Смешивание закладочного материала с водой происходит сле-
дующим образом. С помощью имеющейся у разгрузочного отвер-
стия бункера регулируемой заслонки количество выпускаемого
закладочного материала точно дозируется и подается на вибра-
ционный грохот, на котором происходит сильное разрыхление
материала. С грохота разрыхленная порода поступает в смеси-
тельную воронку, где на нее из трубопровода подается вода, в ре-
зультате чего образуется пульпа. Для того чтобы избежать под-
соса воздуха, смесительная воронка, от которой отходят к стволу
гидрозакладочные трубопроводы, должна быть всегда заполнена
до определенного уровня. Если в воронке недостаточно воды, то
последняя добавляется непосредственно в пульповод. Произво-
дится точный замер подаваемого количества воды; для этого
вода из напорного става проходит через устройство, состоящее
из трубки Вентури и подключенного к ней счетчика.
Трубопроводы, колена и закладочные перегородки. Наиболь-
шему износу подвергаются главные колена, т. е. колена, соеди-
няющие стволовой и главный горизонтальный пульповоды, затем
в нисходящем порядке по степени износа следуют: колена на-
клонных и горизонтальных участков пульповодов, штрековые и
стволовые пульповоды. По степени вызываемого ими износа за-
кладочные материалы можно расположить в следующей после-
довательности (в восходящем порядке): глина, глинистый песок,
песок, зола из котельных, дробленая порода и доменный шлак.
Колена изготовляются либо из весьма износостойкой твердой
стали с толщиной стенок 20—25 мм. либо снабжаются футеров-
кой из плавленого базальта, что дает наилучшие резуль-
таты.
Трубы для пульповодов изготовляют только из стали. Для
повышения срока службы их часто футеруют. Лучшими каче-
ствами футеровки обладают плавленый базальт и мансфельд-
ские медные шлаки. Срок службы футерованных труб в 10—
20 раз больше, чем стальных. Кроме того, было установлено, что
сопротивление труб с футеровкой из плавленого базальта на
20—30% меньше, чем стальных. Тщательная прямолинейная
укладка трубопровода значительно повышает срок службы труб.
Наибольший износ труб происходит вблизи их фланцев, так как
часто торцовые поверхности не точно совпадают друг с другом.
Выработанное пространство, подлежащее закладке, ограж-
дается от смежных выработок закладочными перегородками. При
23»
гидрозакладке они должны выполняться особенно прочными,
чтобы предотвратить разрушение свежего, еще дренируемого за-
кладочного массива. Кроме того, они не должны мешать наблю-
дению за уплотнением закладочного массива и беспрепятствен-
ному стоку из него воды. При мелкозернистом глинистом за-
кладочном материале оба эти требования не могут быть удовле-
творены одновременно. В этом случае перегородка выполняется
Рис. 171. Схема производства гидравлической закладки при разработке поло-
сами по простиранию:
а — прямой порядок возведения закладки; б — обратный порядок возведения закладки;
1 — закладочный штрек; 2 — выемочный штрек; 3 - перемычка; 4 — вертикальный трубопро-
вод; 5 — трубопровод для отвода воды; 6 — закладочный трубопровод; / — дренажные трубы
сплошной, а вода стекает под ней или по деревянным трубам
(рис. 171). Для уменьшения расходов на перегородки очистные
работы следует вести таким образом, чтобы изолируемая
поверхность была по возможности небольшой, т. е. перегородки
должны устраиваться только в штреках.
Осветление и откачка воды. Осветление стекающей из закла-
дочного массива воды часто вызывает трудности. При недоста-
точном осветлении часть уложенного в массив закладочного ма-
териала (при глинистом материале — до 40%) выносится во
взвешенном виде вместе с водой. Кроме того, плохо осветлен-
ная вода приводит к сильному износу насосов. Иногда доста-
точно осветления в отстойнике; в некоторых случаях для задер-
жания взвешенного в воде закладочного материала используют
фашины или другие фильтрующие устройства. Для трудноосвет-
ляемых вод применяют следующие два способа *.
1. Стекающая вода накапливается в резервуарах и по мере
осветления (сверху вниз) постепенно отводится из них через
1 Stephan Е. Beltrag zur Frage der schwierigen Klarung von Schlamm-
triibe beiin Spiilbetrieb unter Tage. Kohle u. Erz, 1938, S. 334.
240
специальные отверстия. Осевший шлам удаляется вручную или
с помощью шламовых насосов.
2. Вода, стекающая из заложенного массива, пропускается
через старые нижележащие выработки. Иногда специально про-
ходят два параллельных штрека, в которых поочередно освет-
ляется вода. В некоторых случаях, когда один из штреков за-
полняется шламом, проходят новый. Этот способ проще и де-
шевле.
Откачка отработанной воды производится либо главным во-
доотливом, либо специальным. Главный водоотлив используется
только тогда, когда воду следует откачивать на поверхность и
сна достаточно осветлена. В противном случае рационально при-
менять небольшие специальные насосы, работа которых может
регулироваться в соответствии с потребностями закладочных
операций. Значительный износ этих насосов, вызванный недоста-
точным осветлением воды, влечет за собой сравнительно неболь-
шие расходы. При использовании специальных насосов необхо-
дим дополнительный водоотливный став.
Системы разработки с гидрозакладкой. Производительность
гидравлической закладки значительна и составляет 60—150 м3
закладочного материала в час. Поэтому ее рационально приме-
нять только при больших объемах выработанного пространства,
подлежащих закладке за один прием. В первую очередь для ги-
дравлической закладки подходят месторождения большой мощ-
ности, разрабатываемые короткими столбами, полосами, каме-
рами, слоями.
Особенно благоприятны для применения гидрозакладки те
системы разработки, которые позволяют ограждать закладывае-
мое пространство небольшими дешевыми перегородками. Боль-
шинство из перечисленных выше систем разработки удовлетво-
ряет этому условию. В меньшей степени гидрозакладка подходит
для разработки лавами по простиранию, так как для отшивки
каждой закладываемой полосы или пары полос от призабойного
пространства лав требуются длинные перегородки. В исключи-
тельных случаях при этой системе можно сразу закладывать
большое число полос.
Разработка лавами по восстанию более благоприятна для
гидрозакладки, так как перегородка, устанавливаемая вдоль
углеспускной печи, должна каждый раз наращиваться только на
величину суточного подвигания лавы. При очень небольшом угле
падения пласта необходимо устанавливать еще и дополнитель-
ную перегородку параллельно груди забоя, однако она может
быть выполнена не особенно прочной. При мощности пласта 2 м
и менее, как правило, более рациональны другие способы за-
кладки и иные системы разработки.
Применение гидравлической закладки в различных отраслях
горной промышленности. Из приведенного выше следует, что ги-
16 Горное дело
241
дравлическая закладка распространена только на месторожде-
ниях, имеющих значительную мощность.
В угольной промышленности гидрозакладка применяется
в Верхней Силезии, Саксонии, Моравской Остраве, Лотарингии,
Южнофранцузском бассейне и т. д. В Руре, Ахене и Голландии
она не применяется, так как здесь оказались более рациональ-
ными и экономичными другие способы закладки. На буроуголь-
ных шахтах Средней Германии имеются все предпосылки для
применения гидрозакладки, тем более что при системах с гидро-
закладкой значительно снижаются потери угля по сравнению со
столбовой системой с обрушением кровли. Однако в этом районе
гидрозакладку не внедряют, так как до сих пор стоимость гидро-
закладки была слишком высока ‘. В германской рудной промыш-
ленности ее применяют только на шахте «Пайне» компании
Зальцгиттер при системе разработки полосами по простиранию.
Кроме того, гидрозакладка еще недавно применялась на свин-
цовом руднике Маубахер Бляйберг1 2.
В калийной промышленности гидрозакладка впервые была
испытана в 1907 г. на шахте «Бляйхероде», а затем быстро рас-
пространилась на калийных шахтах Южного Гарца3. В этом
районе благодаря гидрозакладке стало возможным погашать це-
лики между плотно заложенными камерами. В качестве закла-
дочного материала применяют отходы калийной фабрики. Од-
нако с гидрозакладкой работают только на шахтах, разрабаты-
вающих твердую каменную соль и сильвинит, которые не под-
даются действию закладочной пульпы. Шахты, разрабатывающие
карналлит, находятся в менее благоприятных условиях, так как
содержащийся в нем хлористый магний легко растворяется, и
поэтому с трудом удается подобрать состав пульпы для
работы..
Производительность и стоимость гидравлической закладки.
Производительность гидрозакладки колеблется по отдельным
шахтам в широких пределах. На нее мало влияют организацион-
ные недостатки и она зависит в первую очередь от размеров
гидрозакладочного комплекса, т. е. смесительной установки, и
диаметра пульповода. Закладочный материал также оказывает
некоторое влияние: при лучшем материале возможно более бла-
гоприятное соотношение Т: Ж, т. е. добавление меньших коли-
честв воды, и тем самым более высокая производительность.
В соответствии с производительностью колеблются и расходы
на гидрозакладку. Здесь важную роль играет стоимость закла-
дочного материала, слагающаяся из расходов на его добычу,
1 НI г г. Neuerc Versuche zur ErhShung der Leistung im Braunkohlen-
tiefbau. Braunkohle, 1932, S. 461.
2 Arnold, Nehm u. Siebdrat. Spiilversatz aus Flotationsabgangen
im Tiefbati der Grube Maubacher Bleiberg. Erzmetall, 1956, S. 581.
3 Spackeler G. Kalibergbaukunde. Halle: W. Knapp, 1957.
242
транспорт и в некоторых случаях на его обогащение. Далее, не-
обходимо иметь в виду, что стоимость гидрозакладки возрастает
с увеличением длины пульповода, количества ответвлений труб,-
высоты закладочных перегородок. Дополнительные расходы вы-
зываются необходимостью осветления и откачки воды. Как пра-
вило, стоимость закладки при мощных закладочных установках
меньше, чем при небольших установках. На крупной железоруд-
ной шахте с суточной добычей около 2000 т руды трудоемкость
работ по гидрозакладке составляет 2,1 чел.-смены на 100 т до-
бычи. При этом 0,8 чел.-смены приходится на добычу песка и
транспорт его на поверхности и 1,3 чел.-смены на подземные
закладочные работы. Расходы на гидрозакладку по этой шахте
приведены ниже.
Закладочный материал, марки! м3......................2,46
в том числе:
добыча материала » 1,86
транспорт , 0,60
Закладочные работы . 2,54
Итого, марки! м3........5,00
6. Закладка из бутовых штреков
При управлении кровлей закладкой из бутовых штреков эти
штреки проводят вслед за подвиганием очистного забоя; полу-
ченную из них породу закладывают в виде полос в выработан-
ном пространстве. Бутовые штреки не используют для транс-
порта, передвижения людей, и только в некоторых случаях они
служат запасным выходом из лавы. Преимущества этого способа
управления кровлей заключаются в следующем: длина очистного
забоя не ограничивается; подвигание забоя (поскольку оно зави-
сит от закладки) ограничивается только темпами проведения бу-
товых штреков, а не производительностью транспорта по слепым
стволам, выемочным штрекам и т. д. Стоимость закладки из бу-
товых штреков невелика — 65—75% стоимости полной ручной
закладки ’.
Наряду с преимуществами этот способ имеет ряд недостатков.
К ним в первую очередь следует отнести невозможность обой-
тись без взрывных работ при проведении бутовых штреков,
трудность подавления пыли при бурении и выкладке бутовых по-
лос, а также определенную опасность обвалов кровли. В связи
с этим удельный вес закладки из бутовых штреков уменьшился.
В 1956 г. только 4% каменного угля в ФРГ добывалось при уп-
равлении кровлей способом частичной закладки из бутовых
штреков.
1 Rauer G. Bergeversatz und Bergewirtschaft Im Ruhrbergbau an
der Jahresende 1951/52. Gilickauf, 1952, S. 551.
16*
243
Проведение бутовых штреков,
дить бутовые штреки
Наиболее рационально прово-
(рис. 172 и 173),
так как в этом случае
подорванная порода мо-
жет быть размещена в вы-
работанном пространстве
без необходимости ее
подъема. В большинстве
случаев порода из каж-
дого бутового штрека
сбрасывается только в на-
за счет подрывки кровли
—--------8,00 м--------—
Рис. 172. Бутовые штреки
правлении падения пласта.
Только при почти горизонтальном залегании пласта направление
размещения породы из бутового штрека не играет существенной
роли. Подрывку почвы производят только в исключительных
случаях — по условиям боковых пород, а также с целью устра-
нения скоплений метана в кровле бутовых штреков. Для того
чтобы избежать обвалов кровли, бутовые штреки следует кре-
пить, для чего в большинстве случаев достаточно установить не-
полные деревянные рамы. Рекомендуется также предохранять
призабойное пространство от действия взрывных работ в буто-
вых штреках. Для этого могут быть применены дополнительные
стойки для усиления обычной крепи. В целях уменьшения дав-
ления кровли над призабойным пространством и сокращения
времени нахождения рабочих в бутовых штреках стремятся вести
в них взрывные работы со стороны угольного забоя. При нали-
чии взрывоопасной угольной пыли взрывные работы вызывают
определенные опасения. В маломощных пластах трудно бурить
наклонные восстающие шпуры.
244
Высота и ширина бутовых штреков, равно как и расстояние
между ними, зависят от мощности пласта. Оптимальной об-
ластью применения частичной закладки из бутовых штреков и
ручной закладки являются пласты мощностью 0,8—1,6 м. На
тонких пластах, несмотря на сравнительно небольшое сечение
бутовых штреков, получают большие количества породы, однако
выкладка бутовых полос здесь затруднительна. На мощных пла-
стах, напротив, в конце концов вообще невозможно получить не-
обходимое количество породы, так как потребность в ней слиш-
ком велика и работа возможна только при штреках большой вы-
соты и малом расстоянии между ними ‘. Выбор сечения бутовых
штреков обусловливается характеристикой боковых пород, од-
нако площадь сечения не превышает 8 м2.
В редких случаях расстояние между бутовыми штреками мо-
жет быть меньше 5 м, так как при большой их ширине происхо-
дит значительное ослабление кровли.
Важное значение имеет также вопрос о том, в какой мере
проведение бутовых штреков обеспечивает возможность увеличе-
ния скорости подвигания очистного забоя. В этом отношении за-
кладку из бутовых штреков следует оценить положительно. Ра-
боты по закладке могут вестись одновременно с выемкой угля,
так что последняя должна прерываться только на время пере-
носки забойного конвейера. Благодаря многосменной работе
проходка бутовых штреков может вестись такими темпами, что
скорость подвигания очистного забоя будет достигать 3 м
в сутки.
’Merkel. Betriebsergebnisse mit Blindortversatz in FlSzen groCer
Machtigkeit. Gliickauf, 1933, S. 789.
Глава V
СДВИЖЕНИЕ ГОРНЫХ ПОРОД
В РЕЗУЛЬТАТЕ ВЕДЕНИЯ ГОРНЫХ РАБОТ1
§ 19. ХАРАКТЕР СДВИЖЕНИЯ МАССИВА ГОРНЫХ ПОРОД
Проводимые в подземных условиях горные выработки могут
оказывать различное воздействие на окружающие породы и на
земную поверхность. Характер воздействия зависит от размеров
выработки, от глубины, на которой она проведена, а также от
структуры и свойств горных пород. Изверженные горные по-
роды и многие высокопрочные руды (магнетит, гематит и бурый
железняк), а также каменная соль, некоторые калийные соли
и другие твердые и прочные породы при проведении горных вы-
работок ведут себя иначе, чем слоистые горные породы (напри-
мер песчаник, глинистый сланец), а слоистые горные породы,
в свою очередь— иначе, чем сыпучие (песок, гравий и т. п.).
В очень прочных горных породах возможно проведение вы-
работок большого сечения, не влияющих на земную поверхность.
В этом случае после проведения выработки в окружающих гор-
ных породах происходят только перераспределение и концентра-
ция напряжений, и часто кровля горной выработки не проги-
бается. При этом до тех пор, пока выработка не превышает опре-
деленных, различных для каждой породы размеров, совершенно
безразлично, имеет ли она прямоугольное, квадратное или круг-
лое поперечное сечение. Так как линии одинаковых напряжений
вокруг выработки обычно располагаются в виде свода, то с уве-
личением размеров выработки породы кровли начинают обра-
щаться и ее кровля приобретает сводчатую форму. После этого
обрушение пород может прекратиться и выработка сохранит
свою форму. Но если отслаивание пород будет продолжаться,
то устойчивость выработки нарушается и она заполняется обру-
шенными породами, после чего дальнейшее обрушение пород
прекращается. Однако если прочность пород невелика, то при
1 В переводе глав V, VI и VII принимала участие Е. Н. Саволей.
246
значительных размерах выработан обрушение пород может рас-
пространиться до земной поверхности и на ней появятся мульдо-
образные прогибы.
При слоистых породах, как песчаник и глинистый сланец, эти
проявления наступают значительно быстрее. Образование поло-
сти (выработки) без видимого воздействия на залегающие выше
породы возможно при песчаниках только в отдельных случаях и
на короткое время, а при глинистых сланцах — еще реже и на
более короткое время. При слоистых породах прогибы появ-
ляются очень скоро, после чего происходит обрушение вышеле-
жащих слоев в выработку. Принимая во внимание большое зна-
чение этого явления для угольной промышленности, рассмотрим
его более подробно.
При сыпучих или слабосвязанных породах, как песок или
песчанистые глины, проведение выработок без крепления прак-
тически невозможно. При удалении крепи вышележащие слои
кровли обрушаются очень быстро и обрушение доходит до зем-
ной поверхности. Образуется поверхность обрушения, угол кото-
рой в неблагоприятном случае равен углу естественного откоса
данной породы, однако чаше он несколько больше, так как вну-
треннее трение частиц пород влияет на крутизну поверхности
обрушения. Такого рода явления часто встречаются на буро-
угольных месторождениях Средней Германии.
Глубина проведения выработок также оказывает влияние на
сдвижения горных пород, однако характер этого влияния пока
точно не определен. Установлено, что горное давление возрастает
с увеличением глубины расположения выработки, но при креп-
ких породах это происходит непропорционально глубине. Значи-
тельно большую роль играют напряжения рассматриваемых гор-
ных пород и напряжения во всем массиве. Практика угольной
промышленности показала, что при большой скорости подвига-
ния очистных работ проявления горного давления не зависят от
глубины работ. В этом случае прежде всего оказывают влияние
слои непосредственной кровли. Кроме того, установлено, что при
прочих равных условиях выработка может иметь большие раз-
меры па меныней глубине, чем на больших глубинах; в одинако-
вых породах выработка определенных размеров может прово-
диться без нарушения слоев кровли и тем самым без нарушения
земной поверхности, в то время как на больших глубинах она бы
обрушилась. Обрушение вышележащих пород затухает скорее
при работах на больших глубинах.
§ 20. ОСЕДАНИЯ ЗЕМНОЙ ПОВЕРХНОСТИ ПРИ РАЗРАБОТКЕ
УГОЛЬНЫХ МЕСТОРОЖДЕНИЙ
Применяющиеся в каменноугольной промышленности спосо-
бы разработки, которые приводят к оседанию вышележащих
слоев кровли или к ее обрушению, вызывают оседание основной
кровли, которое обычно распространяется до земной поверхно-
247
сти. Породы каменноугольного периода (глинистый сланец, пес-
чанистый сланец и песчаник) недостаточно устойчивы и прочны
для того, чтобы проведенные очистные выработки могли сохра-
няться без крепления или чтобы обрушение пород над этими
выработками полностью затухало. Иначе обстоит дело при про-
ведении подготовительных выработок. При достаточной устойчи-
вости горных пород последние могут оставаться без крепи на
большой длине, а их обрушение влияет на земную поверхность
только при работе на небольших глубинах. При средних и боль-
ших глубинах не наблюдается влияния обрушений в подготови-
тельных выработках на земную поверхность.
Особое значение имеет то обстоятельство, что оседание вы-
шележащих пород распространяется не только по вертикали, но
и в стороны под определенным углом. Земная поверхность, под-
верженная оседанию, всегда больше, чем проекция выработки на
земную поверхность. На поверхности земли это приводит к обра-
зованию мульды сдвижения, которая распространяется за пре-
делы проекции выработки и края которой выполаживаются.
Весь массив горных пород над выработкой, подверженный опу-
сканию, имеет форму усеченного конуса. Боковые поверхности
этого конуса образуют с горизонтальной плоскостью предельный
угол сдвижения. Угол обрушения определяет плоскость обруше-
ния, которую часто можно наблюдать на поверхности земли. Он
всегда больше предельного угла сдвижения, в исключительных
случаях эти углы могут совпадать. Всего лишь несколько деся-
тилетий назад при вычислениях оседания учитывали только угол
обрушения и очень мало уделяли внимания сдвижению поверхно-
сти за линией обрушения. Чем пластичнее и рыхлее породы, тем
больший их объем охватывается процессами сдвижения, тем
дальше сказывается действие предельного угла сдвижения за
зону угла обрушения и тем больше предельный угол сдвижения
отличается от угла обрушения. Горизонтальные деформации на-
правлены к центру мульды сдвижения. Они обусловливают обра-
зование мульды вне зоны выемочного поля. При этом ясно, что
ни одно горизонтальное сдвижение невозможно без одновремен-
ного оседания. Эти горизонтальные деформации выражаются
в относительных изменениях длин в направлении центра тяжести
площади выработки.
Между краями и центром мульды после окончания сдвиже-
ния различают зону растяжений, зону сжатия и, наконец, зону
спокойного вертикального оседания. На эти факторы указывали
Овсргофф, Леман, Кайнхорст 1 и др-, что позднее было неодно-
кратно проверено и подтверждено замерами и вычислениями.
При этом выяснилось, что зона деформации с внешней стороны
Lehmann К. Bewegungsvorgange bei der Bildung von Pingen und
Trogen. Gilickauf, 1919, S. 933; Kelnhorst. Bei Bodensenkungen auftretende
Bodenverschiebungen und Bodenspannungen. Gilickauf, 1928, S. 1141.
248
ограничена предельным углом сдвижения, а внутри мульды сдви-
жения примерно вертикальной плоскостью, проходящей через
линию обрушения в выработке. Деформации достигают макси-
мальной величины в плоскости угла обрушения, чем объясняется
тот факт, что здесь слои пород чаще всего обрушаются.
§ 21. ВЕЛИЧИНА УГЛА ОБРУШЕНИЯ И ПРЕДЕЛЬНОГО УГЛА
СДВИЖЕНИЯ
Величина угла обрушения зависит от свойств горных пород
и в общем случае в породах каменноугольного возраста этот
угол больше, чем в наносах, а в крепких породах наносов больше,
чем в плывунах. Однако из этого правила существует много
исключений и известны случаи, когда в рыхлых слоях наносов
были отмечены очень большие углы обрушения. Угол обрушения
зависит от угла падения пласта, а также от того, замеряется ли
он на верхней или на нижней границе выемочного поля илн в на-
правлении простирания разрабатываемого пласта.
В Рурском бассейне приняты следующие углы обрушения:
1. В породах каменноугольного периода:
а) на нижней границе выемочного ноля:
при горизонтальном или очень пологом залегании 76°
прн угле падения свыше 36° ................ 54°
б) на верхней границе выемочного поля.......... 85е
в) по простиранию в обе стороны ............... 85°
2. В наносах:
а) в меловых мергелях.......................... 80°
б) в плывучих и сыпучих породах................ 35—45°
Особой закономерности в изменении предельного угла сдви-
жения нет. Чаще всего он на 6—12° меньше угла обрушения.
Каждая шахта должна путем заблаговременных наблюдений оп-
ределять величины угла обрушения и предельного угла сдвиже-
ния.
§ 22. ВЕЛИЧИНА ОСЕДАНИЯ И ГЛУБИНА РАЗРАБОТКИ
При одинаковых размерах отработанного выемочного поля
площадь оседания на поверхности земли тем больше, чем на
большей глубине производится отработка (рис- 174); величина
оседания поверхности земли при прочих равных условиях тем
меньше, чем больше глубина отрабатываемого участка. Не су-
ществует такой глубины, на которой проведение горных работ
в пластах каменноугольного возраста не оказывало бы ника-
кого влияния на земную поверхность. Чтобы получить макси-
мальную величину оседания какой-либо точки на земной поверх-
ности, на большей глубине необходимо отработать более зна-
чительную площадь, чем на меньшей.
Величина этой площади определяется предельным углом
сдвижения. Если плоскости, расположенные под углом, равным
249
предельному углу сдвижения (рис. 175, б) и направленные од
границ выемочного поля к центру мульды сдвижения, пересе-
каются на земной поверхности, то в месте их пересечения будет
максимальное оседание. Кайнхорст и Леман1 считают, что в дан-
ном случае речь идет о предельной подработке, так как это ме-
сто пересечения расположено точно на земной поверхности. Если
Рис. 175. Различные виды подра«
ботки земной поверхности!
а — неполная; б — предельная; е — пол-
ная
—-----а-----
-Рис. 174. Зоны влияния очистной выемки
на земную поверхность при отработке
одинаковых площадей на разных глуби-
нах
же отработанная площадь меньше (рис. 175, а), то место пере-
сечения находится ниже земной поверхности и речь идет о не-
полной подработке, а при большей отработанной площади
(рис. 175, .в)—о полной подработке.
§ 23. ЗОНЫ ОСЕДАНИЯ, РАСТЯЖЕНИЯ И СЖАТИЯ ПРИ НЕПОЛНОЙ,
ПРЕДЕЛЬНОЙ И ПОЛНОЙ ПОДРАБОТКЕ
На рис. 176 приведена схема оседания при неполной подра-
ботке. Мульда сдвижения ярко выражена; вокруг нее имеется
Рчс. 176. Мульда сдвижения при
неполной подработке земиой по-
верхности:
1 — кривая растяжения; 2 — кривая сжа-
тия; 3 — кривая оседания; 4 — угол обру-
шения; 5 — предельный угол сдвижения
Рис. 177. Мульда сдвижения при
предельной подработке земной по-
верхности:
— чривая оседания; 2 — кривая растяжения;
3 — кривая сжатия; 4 — кривая сдвижения
1 Lehmann. PlaninaBige Abbaufiihrung. Gliickauf. 1938, S. 321.
250
При предельной подработке (рис. 177) мульда сдвижения
имеет более пологую форму. Зона растяжения вокруг мульды
такая же, однако деформация сжатия к центру мульды умень-
шается.
При полной подработке
(рис. 178) зоны растяжения
и сжатия располагаются
вокруг мульды, в то время
как в средней выположен-
Рис. 179. Мульда сдвижения, зоны рас-
тяжения и сжатия земной поверхности
при подработке пластом с большим
углом падения:
1 — кривая горизонтальных сдвижений; 2 — кри-
вая растяжения; 3 -- кривая сжатия; 4 — кривая
оседания; 5 — земная поверхность; 6 — пласт
Рис. 178. Мульда сдвижения при
полной подработке земной поверх-
ности:
У — кривая растяжения; 2 — кривая сжа-
тия; 3 — зона равномерного оседания
ной части мульды сдвижения происходит равномерное оседание
без горизонтальных сдвижений.
Значительно менее закономерный характер имеют деформа-
ции растяжения и сжатия при пластах с большими углами паде-
ния (рис. 179).
§ 24. ПРОДОЛЖИТЕЛЬНОСТЬ СДВИЖЕНИЯ ПОРОД
В случае образования свода около горных выработок разру-
шение массива пород и оседание поверхности земли могут про-
изойти через несколько лет или даже десятилетий.
Однако обычно процесс сдвижения происходит быстрее, чем
предполагалось раньше. Оседания начинаются постепенно, вскоре
они достигают максимальной величины и остаются такими в те-
чение некоторого промежутка времени, а затем медленно умень-
шаются. В зависимости от глубины выработки и от свойств гор-
ных пород, а также от того, значительно ли нарушена прочность
кровли ранее проведенными выработками или нет, полная про-
должительность оседаний различна. По истечении года оседание
составляет 75%, а через два года — уже 90% от полной вели-
чины.
§ 25. ПОВРЕЖДЕНИЯ НА ЗЕМНОЙ ПОВЕРХНОСТИ
В РЕЗУЛЬТАТЕ ПОДЗЕМНОЙ РАЗРАБОТКИ
Ущерб, наносимый зданиям и прочим поверхностным соору-
жениям, может возникать в результате вертикальных и горизон-
тальных сдвижений. Если выемка осуществляется под слоями
251
крепких и ломких пород (песчаник, песчанистый сланец, конгло-
мераты и т. п.), то при внезапном образовании трещин могут
происходить как бы землетрясения *.
Простым оседанием земной поверхности является такое, кото-
рое не связано с сотрясениями и в большинстве случаев без-
вредно для небольших домов; более крупные сооружения могут
без особого ущерба оседлать одновременно с поверхностью
земли, если она в какой-то мере оседает равномерно. Однако чем.
большую площадь занимает здание, тем труднее обеспечить та-
кое равномерное оседание. Очень чувствительны к незначитель-
ным оседаниям водные потоки со слабым напором вследствие
заболачивания.
Перекосы появляются по краям мульд сдвижения и наиболее
неблагоприятны с точки зрения обеспечения сохранности здания.
В зоне растяжений наблюдаются широкие и крутые трещины
на земной поверхности, в домах и стенах, увеличение зазоров,
рельсов в стыках и растягивание трубопроводов. Зона сжатия
характеризуется сжатием стен и земной поверхности и слабона-
клонными или горизонтальными трещинами в домах1 2.
Здания и прочие сооружения, находящиеся на значительном
расстоянии от места ведения горных работ, могут получать так
называемые кажущиеся повреждения, аналогичные поврежде-
ниям в местах производства горных работ. Из этого факта сле-
дует, что не все повреждения сооружений в районе горных работ
можно отнести за счет ведения последних, и что почти невоз-
можно говорить о типичных повреждениях от горных работ.
§ 26. МЕРОПРИЯТИЯ ПО УМЕНЬШЕНИЮ СДВИЖЕНИИ ПОВЕРХНОСТИ
В РЕЗУЛЬТАТЕ ВЕДЕНИЯ ОЧИСТНЫХ РАБОТ
Самым неблагоприятным для поверхностных сооружений яв-
ляется процесс сдвижения при неполной подработке, так как
в этом случае деформации сжатия и растяжения имеют наиболь-
шие величины. Наименьшие воздействия на земную поверхность
имеют место при полной подработке, так как над большей
частью вынимаемой площади происходит равномерное оседание
пород. Поэтому для уменьшения повреждений на земной по-
верхности следует избегать коротких очистных забоев- Длина
очистного фронта должна выбираться достаточно большой, что-
бы уменьшить удельное участие зон растяжения и сжатия. По
этим же причинам не должно быть временных перерывов в ра-
боте очистных забоев.
1 Lindemann. Gebirgsschlage im rheinisch-westfalischen Steinkohlen-
bergbau. Gliickauf, 1926, S. 293.
2 Niemczyk. Bergschadenkunde. Essen Gliickauf, 1949; Luetkens 0.
Bauen im Bergbaugebiet. Berlin (Gottingen). Heidelberg, Springer, 1957.
252
Также следует по возможности избегать одновременной вы-
емки нескольких пластов на границе шахтного поля. Нд рис. 180
показано, что выемка трех пластов до границы выемочного поля
вызывает большое оседание пород на поверхности. Если же вы-
емка производится, как показано на рис. 181, то сдвижения на
земной поверхности уменьшаются.
Рис. 180. Влияние
одновременной выем-
ки трех пластов до
границы выемочного
участка на земную
поверхиость:
1, 2, 3 — пласты; 4 — гра-
ница выемочного участка
Рис. 181. Схема вы-
емки трех пластов,
обеспечивающая со-
хранность земной по-
верхности:
/, 2, 3 — пласты; 4 — гра-
ница выемочного участка
Для создания условий полной подработки при пологом зале-
гании пластов на значительной глубине размеры одновременно
вынимаемой площади пласта должны быть больше площади вы-
работанного пространства одной лавы. Например, при глубине
* s
/ f 3 4 ft 7 в 3 Ю ft 1J 73 A 7S ft 77 /в 79 70
Рис. 182. Мульды сдвижения при различных схемах вы
емки нескольких пологих пластов
работ 450 м и предельном угле сдвижения 70° выемочное поле
должно иметь размеры около 550 м. Для этого вместо одной
лавы следует одновременно и с приблизительно одинаковой ско-
ростью работать несколькими расположенными рядом лавами.
Другой способ обеспечения условий полной подработки требует
253
такого расположения лав на соседних пластах, при котором зоны'
сжатия и растяжения в соседних пластах перекрывались бы и
по возможности нейтрализовались. Леман1 называет это
«гармонической выемкой» и поясняет в своей работе двумя при-
мерами.
Разрез группы пологих пластов, вскрытых пятью слепыми
стволами, приведен на рис. 182. Если бы при помощи слепых
стволов отрабатывали три пласта одновременно или последова-
тельно, сначала между первым и вторым, а затем между вторым
и третьим и т. д. стволами, то образовались бы четыре резко
очерченных мульды сдвижения с зонами растяжения и сжатия.
Такая мульда показана
в верхней части рис. 182.
Если бы выемку произ-
водили одновременно
между всеми слепыми
стволами, то были бы
обеспечены условия пол-
ной подработки с не-
большими ее воздей-
Рис. 183. Мульды сдвижения при различных ствиями на земную ПС-
схемах выемки нескольких крутых пластов верхность. В этом слу-
чае появятся одна за.
другой три пологие мульды сдвижения. При этом совершенно
безразлично, производится ли выемка пластов сверху вниз или
в иной последовательности.
На рис. 183 показано, как распространяется этот закон на
крутые пласты. Если сначала вырабатываются пласты 1, 2 и 3,
то образуется резко очерченная мульда сдвижения. Если же
сначала вырабатываются пласты /, 4 и 8, а затем пласты 2, 5-
и 9 и, наконец, пласты 3, 7 и 10, то появляется широкая пологая
мульда сдвижения (см. линию оседания земной поверхности при.
выемке пластов 1, 4 и 8).
§ 27. ПРЕДОХРАНИТЕЛЬНЫЕ И ОХРАННЫЕ ЦЕЛИКИ
Другой мерой предотвращения или уменьшения вредного
влияния сдвижений горных пород в результате разработки яв-
ляется оставление предохранительных целиков. Под предохра-
нительными целиками следует понимать участки месторождения^
на которых полезное ископаемое не извлекается. Следует раз-
личать предохранительные целики, которые оставляются для бе-
зопасности ведения подземных работ, и целики, оставляемые для
охраны поверхностных сооружений.
1 Lehmann. PlanmaBlge Abbaufilhrung. Gliickauf, 1938, S. 321.
254
Для защиты подземных выработок служат, прежде всего
барьерные целики. Они должны исключать опасность прорыва
вод в действующие выработки из соседних, ранее отработанных,,
а также предотвращать нарушения вентиляции из-за проникнове-
ния вредных газов из прилегающих старых выработок и закора-
чивания струи воздуха.
Оставляют также барьерные целики, предохраняющие под-
земные выработки от проникновения в них воды из наносов (мер-
гелевые целики в северных районах Рурского бассейна)
В Рурском бассейне предписано применение барьерных це-
ликов шириной 20 м (замеры производят в каждую сторону от
границы шахтного поля по горизонтали, а от границ мергеля —
по вертикали.)
Большое значение имеют околоствольные предохранительные
целики, которые предохраняют стволы шахт от сдвижений при
разработке. Кроме того, они должны защищать поверхностные
сооружения шахт. Размеры целиков зависят от охраняемой пло-
щади на поверхности. Для определения размера целика необхо-
димо знать предельные углы сдвижения. При пологом залега-
нии пластов эти углы одинаковы во всех направлениях; поэтому
все граничные поверхности предохранительных целиков распола-
гаются под одинаковым углом (например, 75—85°). Напротив,.,
при крутом залегании углы сдвижений со стороны падения со-
ставляют 60°, а со стороны восстания —- меньше. Поэтому пре-
дохранительные целики в сторону падения пласта должны иметь
большие размеры. В наносах следует принимать меньшие углы
сдвижения, чем в породах каменноугольного возраста. Вследст-
вие этого предохранительные целики более или менее значи-
тельно увеличиваются в зависимости от глубины.
Аналогично предохранительным целикам размеры охранных
целиков для поверхностных сооружений должны определяться
в зависимости от величины охраняемой площади и углов сдвиже-
ния. При этом принимаются во внимание такие сооружения, це-
лость или бесперебойность функционирования которых дикту-
ется общественными интересами. Экономические подсчеты сво-
дятся к определению потерь угля в целиках и к подсчету тех
сумм, которые были бы затрачены на добычу полезного ископа-
емого с учетом дополнительных издержек на разработку с зак-
ладкой выработанного пространства или на покрытие расходов
по ликвидации ущерба, нанесенного подземными разработками
поверхностным сооружениям.
§ 28. РАЗРАБОТКА БЕЗ ОСТАВЛЕНИЯ ОХРАННЫХ ЦЕЛИКОВ
Охранные целики являются крайней мерой, поэтому остав-
ления их следует избегать. Стремление сократить размеры ох-
ранных целиков находит свое отражение в объединении шахт-
ных полей и упразднении барьерных целиков между ними.
255»
Особенно вредным считается оставление охранных целиков
под каналами; поэтому начали производить выемку этих цели-
ков. В этом случае важно вести выемку таким образом, чтобы
было обеспечено равномерное и одновременное опускание ка-
нала по всей его длине. При этом должна учитываться мощность
угольных пластов под отдельными участками каналов, так как
в противном случае оседание происходило бы на различную ве-
личину и канал был бы нарушен. Для обеспечения равномер-
ного оседания либо осуществляются частичная выемка угля на
богатых участках и полное извлечение его на бедных участках,
либо величина оседания регулируется методом разработки: на-
пример, на участках с большей мощностью пластов производят
выемку с закладкой выработанного пространства, а на участках
с меньшей мощностью пластов — с обрушением1.
1 Bals. Ober Senkungsvorausberechnungen. Mitt. Markscheidew. 1931-1932,
S. 98; S c h I e i e r. Zur Frage der Senkungsvorausberechnung beim Abbau
von Steinkohlenflbzen in geneigter Lagerung. Ebenda, 1937, S. 16.
Глава VI
РАСПРЕДЕЛЕНИЕ ГОРНОГО ДАВЛЕНИЯ ВОКРУГ ЛАВЫ
§ 29. ОСНОВНЫЕ ПОЛОЖЕНИЯ
Проявление горного давления, обусловленное наличием ра-
бот в лаве, многостороннее и сильнее, чем в подготовительной
выработке. Это связано с тем, что лава подвижна, т. е. ее по-
ложение в направлении подвигания непрерывно меняется.
Однако под лавой не следует понимать только призабой-
ное пространство. В этом случае его можно было бы сравнить
со штреком шириной 3—5 м и длиной 200—300 м, высота кото-
рого равна мощности пласта; одну сторону этого штрека образо-
вывало бы выработанное пространство, заполненное закладкой
или обрушенными породами.
Первоначальное напряженное состояние горных пород при
очистной выемке нарушается в большей мере и на более значи-
тельной площади, чем при проведении подготовительной выра-
ботки. Эти изменения происходят не только в самом угольном
пласте, но и в его кровле и почве впереди лавы, в призабойном
и в выработанном пространствах.
§ 30. ПРОЯВЛЕНИЕ ГОРНОГО ДАВЛЕНИЯ В УГОЛЬНОМ ПЛАСТЕ
Впереди забоя лавы происходит изменение величины давле-
ния, которое прежде всего наблюдается в опережающих штреках.
Эти проявления особенно заметны на расстоянии менее 30 м от
забоя лавы в виде отслаивания мелких коржей в кровле и почве
пласта и в боках штреков.
Пользуясь точными приборами, можно обнаружить эти изме-
нения давления и на большем расстоянии от забоя лавы, напри-
мер, при наличии в кровле глинистых сланцев — до 50 м, а песча-
ников— до 150 м.
Наиболее сильные проявления давления имеют место впереди
забоя лавы, в зоне шириной в несколько метров. Здесь происхо-
дят горизонтальные и вертикальные смещения. В связи со сбли-
жением кровли и почзы уголь раздавливается. При этом умень-
шается первоначальная мощность пласта и происходит образо-
17 Горное дело
257
вание трещин в угле, расположенных параллельно забою, т. е.
образование зоны ослабленного угля. Горизонтальные смещения
направлены в сторону выработанного пространства1; этим сме-
щениям подвергаются как уголь, так и непосредственная кровля
и почва пласта, и тем сильнее, чем пластичнее породы, т. е. чем
меньше их прочность. Уголь может перемещаться в сторону при-
забойного пространства па расстояние до 10 см, чем обусловли-
вается открытие трещин и отжим угля. Размер горизонтальных
сдвижений кровли колеблется от 0 при крепком песчанике до
5—10 см при глинистых сланцах. Горизонтальные сдвижения
почвы в сторону призабойного пространства в общем незначи-
тельны, однако при мягких породах могут достигать больших
размеров и приводить к значительному вспучиванию почвы.
Кроме упомянутых горизонтальных сдвижений, имеет место
опускание кровли, часто связанное с образованием трещин осе-
дания, которое начинается далеко перед очистным забоем, но
в основном происходит в выработанном пространстве. Оседание
продолжается до тех пор, пока кровля не получит достаточной
опоры на обрушенных породах или закладке. В этом случае за-
кладка и обрушенные слои кровли уплотняются полностью. В за-
висимости от мощности пласта, характера кровли и полноты за-
полнения выработанного пространства, опускание кровли закан-
чивается в 50—150 м позади забоя лавы. Кроме того, вдоль вен-
тиляционного и откаточного штреков действует дополнительное
давление, проявляющееся в виде более или менее значительных
трещин в массиве угля на глубине 10 м. В этой зоне под допол-
нительным давлением находится полоса шириной приблизи-
тельно 10—30 м.
Если откаточный штрек выработанной лавы не используется
в качестве вентиляционного, то новый вентиляционный штрек
следует проводить в зоне трещиноватости, а не в зоне повы-
шенного давления. В выработке, проводимой в направлении ста-
рого откаточного штрека, также можно обнаружить упомянутую
зону по образованию трещин в пласте и усиленному газовыде-
лению. Подобные же явления наблюдаются и в верхней части
лавы, которая подвигается вдоль выработанного участка.
§ 31. ВЛИЯНИЕ ОЧИСТНОЙ ВЫЕМКИ НА ПОВЕДЕНИЕ
БОКОВЫХ ПОРОД
При подвигании лавы происходят также изменения напряжен-
ного состояния пород кровли и почвы пласта. Это вполне по-
нятно, так как кровля получает устойчивую опору после отхода
лавы на 50—150 м, а в выработанном пространстве шириной
100—150 м и длиной 200—300 м она постепенно опускается. Во
время опускания кровли происходит расслоение слагающих ее
1 Hoffmann Н. Messungsergebnisse in einem gebirgsschlaggefahrdeten
Floz. Gliickauf, 1951, S. 101.
258
пород. В зоне расслоения вес пород кровли не передается на
почву. Поэтому при выемке пластов под зоной расслоения в под-
рабатывающем пласте горное давление уменьшается и добыча
угля не облегчается. Вследствие подработки вышележащих пла-
стов нарушается не только кровля в очистном забое, но и в вы-
работках, проводимых по пласту; в них опускается кровля и
деформируются бока. Горные выработки подрабатываемого пла-
ста испытывают также сильное давление над зоной повышенного
давления разрабатываемого пласта.
При падработке одного пласта другим в нижнем из них
уменьшается горное давление. Влияние надработки сказывается
при расстоянии между пластами до 50 м и проявляется в виде
уменьшения отжима угля.
То же наблюдается при разработке сближенных пластов с оп-
ределенным опережением по отношению друг к другу. Восста-
новление равновесия в массиве пород нарушенного выемкой пла-
ста наступает только после того, как кровля получит прочную
опору и в массиве пород снова появится напряженное состояние.
Поэтому существует правило — отрабатывать пласты последо-
вательно от вышележащих к нижележащим. При необходимости
можно отрабатывать соседний нижний пласт, если отработка вы-
шележащих пластов уже продвинулась на 50—100 м. Это опе-
режение соответствовало раньше 2—4 месяцам и даже больше,
но в настоящее время указанный период значительно сократился
и равен 1—3 месяцам.
Иногда необходимо подрабатывать вышележащие пласты ни-
жележащими. В этом случае при выемке вышележащих пластов
увеличивается выход угля крупных классов, но отжим угля умень-
шается. Необходимо также учитывать количество выделяюще-
гося метана, в особенности если верхний пласт имеет небольшую
мощность, а нижний — мощный. Из-за небольших размеров попе-
речного сечения призабойного пространства в лавах верхнего
пласта часто невозможно удалять большие количества метана
путем усиления проветривания. При опережающей выемке мощ-
ного нижележащего пласта такая возможность имеется, так как
массив пород в значительной степени дегазируется и при после-
дующей выемке тонкого плаота выделение метана значительно
уменьшается.
Предварительная выемка защитных пластов имеет больше. ’
значение для устранения опасности, связанной с горными уда-
рами, внезапными выбросами угля и газа или прорывами угле-
кислого газа.
§ 32. ВЛИЯНИЕ ОСТАВЛЕННЫХ ЦЕЛИКОВ УГЛЯ
НА БОКОВЫЕ ПОРОДЫ
Оставленные целики угля оказывают большое влияние на по-
ведение кровли и почвы пласта и поэтому при выемке их необхо-
димы особые меры предосторожности.
17
259
Рис. 184. Влияние целиков на
кровлю и почву пласта:
1 — периферийные зоны; 2 и 3 — внутрен-
ние зоны; 4 — целик; 5 — закладка
Целики связаны с горным массивом, в то время как кровля
вокруг них нарушена в результате разработки. Поэтому целики
воспринимают вес пород, расположенных над ними и над вы-
работанным участком. Под, внутри и над целиком угля обра-
зуются зоны повышенного горного давления, в которых при оп-
ределенных условиях могут возникнуть горные удары.
В вертикальном направлении
различают внутренние зоны влия-
ния целиков с большим допол-
нительным давлением и пери-
ферийные зоны с умеренным
дополнительным давлением1
(рис. 184).
При пологом залегании влия-
ние внутренней зоны в верти-
кальном направлении, распро-
страняется на расстояние не бо-
лее 50—70 м. Эта величина при
крепких породах больше, чем при
слабых. Размеры этих зон зави-
сят также от величины и формы
охранных целиков угля. Особенно затруднено поддержание вы-
работок во внутренних зонах, хотя усиленный отжим угля облег-
чает проведение выработок и выемку угля в очистных забоях.
Из сказанного следует, что по возможности необходимо избе-
гать оставления целиков угля, а оставленные целики желательно
отрабатывать. Кроме того, следует иметь точные сведения о рас-
положении целиков, чтобы знать зоны их влияния и при разра-
ботке нижележащих пластов принимать меры предосторожности
(усиливать крепь).
§ 33. ВЫЕМКА ЦЕЛИКОВ
Выемка целиков затрудняется по ряду причин. Целики испы-
тывают дополнительное давление и. кроме того, вдоль их границ
имеется зона шириной 10—30 м, испытывающая давление, вы-
зываемое наличием окружающего выработанного пространства.
Наконец, перед подвигающимся в целике забоем образуется но-
вая зона опорного давления, вызванная ведением очистных ра-
бот. Поэтому выемку целика следовало бы производить обратным
ходом со стороны выработанного пространства. Но в этом случае
будет непрерывно возрастать давление над оставшейся частью
целика, окруженного выработанным пространством. Выемка це-
лика облегчается, если забой выработки параллелен самой уз-
1 Spackeler G. Druckwirkungen im Liegenden. Gliickauf, 1930, S. 157;
Fricke H. Ober Auswirkungen von Restpfeilern im Ruhrgebiet. Diss.
Aachen, 1949.
260
кой стороне целика, так как в этом случае старые зоны опор-
ного давления от выработанного пространства скрещиваются
на самом коротком участке.
§ 34. ЗНАЧЕНИЕ ТРЕЩИНОВАТОСТИ И ОПОРНОГО ДАВЛЕНИЯ
НА ВЫЕМКУ И ОТЖИМ УГЛЯ
Естественная трещиноватость в угле возникает при горообра-
зовании. Различают главную и второстепенную трещиноватость
и, кроме того, четыре типа трещин я, в, с и dl. Первые два типа
трещин важны при решении вопроса о применении выемочных
машин.
Трещины типа а обычно расположены перпендикулярно на-
пластованию. Если в них нет следов скольжения, то их назы-
вают трещинами растяжения. На гладкой глянцевой поверхно-
сти таких трещин часто встречаются прослойки известкового
шпата или серного колчедана. Трещины типа в, называемые кли-
важными, имеют обычно наклон 27—72° к горизонту; расстоя-
ние между ними составляет 10—80 см\ с уменьшением крепости
угля это расстояние уменьшается. Характерными для этих тре-
щин являются землистая окраска и часто наличие в них угольной
пыли. Эти трещины могут продолжаться в боковых породах и
особенно в кровле. В ненарушенных горными работами породах
трещины типа в обычно закрыты. Под воздействием давления,
возникающего при выемке и в результате боковых сдвижений
угля в направлении забоя, они раскрываются.
При выемке отбойными молотками самым благоприятным яв-
ляется параллельное расположение угольного забоя по отно-
шению к основному кливажу. Но это возможно только в случае,
если нет больших трещин в кровле, грозящих ее обрушением.
Если такие трещины все же имеются, то забой должен быть рас-
положен под углом к ним в 14—23°. При применении врубовых
машин это вообще является правилом, так как после вруба
кровля лишается своей естественной опоры на массив угля; опора
может быть создана крепью только после выемки отбитого угля.
В струговых лавах также предпочитают располагать уголь-
ный забой под углом к основным кливажным трещинам
(рис. 185).
Особое значение наклон трещин имеет только тогда, когда
трещины типа в являются основными. Благоприятные условия
создаются, если трещины расположены с наклоном на забой
(4 на рис. 186). В результате этого производительность вы-
емки отбойными молотками повышается на 10—15% по
сравнению с наклоном кливажных трещин от забоя. Так как
в Рурском бассейне трещины типа в имеют восточное падение,
1 К u k и к Р. u. Н. R. Die ;Schlechtenarten und ihre verschiedene Bedeu-
tung fflr die Kohlengewtnnung.’Gliickauf, 1949, S. 227.
261
Рис. 185. Расположение
стругового забоя под углом
к основным кливажным тре-
щинам
то наиболее благоприятным является направление выемки на
запад.
При расположении кливажных трещин от забоя выемка угля
отбойными молотками может быть облегчена, если сначала будет
вырабатываться нижняя часть угольного забоя. При применении
врубовых машин направление трещин кливажа на забой при оп-
ределенных условиях может привести к преждевременному об-
рушению груди забоя. В случае пологого залегания пласта
(приблизительно 9°) определенную роль играет направление
простирания трещин и угол их наклона к линии забоя очистной
выработки. Забой может быть расположен по кливажу или про-
тив него. Лучшие результаты полу-
чаются при работе по кливажу, так как
в этом случае трещины раскрываются
в направлении падения за счет силы
тяжести (7 на рис. 186).
Лучший отжим угля наблюдается
при работе отбойных молотков по
кливажу и наклоне кливажных трещин
на забой и худший — при расположе-
нии забоя против кливажа и наклоне
кливажных трещин на завал.
На отжим угля оказывают также
влияние трещины в кровле. Они возни-
кают как вследствие дополнительного
горного давления, так и опускания
кровли в результате выемки. Такие
трещины всегда параллельны угольному забою, направ-
лены от кровли к почве через пласт и несколько отклоняются
внутрь пласта. Эти трещины можно сравнить с плоскостями
сдвига, которые имеют место на образцах кубической формы
при испытании на сжатие. Непосредственно около выемоч-
ного штрека трещины иногда имеют наклон в сторону послед-
него.
Наибольшее значение для добычи имеют кливажные трещины
и отжим угля при пологом падении, в то время как при крутом
залегании пласта эти факторы влияют уже меньше. К тому же
при крутом падении наиболее удобный угол естественного от-
коса и соответствующее расположение линии очистного забоя
важнее, чем его положение по отношению к кливажным трещи-
нам.
Если трещины направлены в сторону закладки (рис. 187) и
нарушенные ими породы кровли располагаются подобно кровель-
ной черепице, то кровля прогибается и опускается более рав-
номерно, чем тогда, когда эти трещины имеют наклон на забой
(рис 188). В этом случае кровля обрушается легче и могут про-
исходить вывалы пород из кровли в призабойное пространство
еще до посадки кровли
262
б 7
Рис. 186. Влияние расположения забоя по отноше-
нию к кливажным трещинам с точки зрения об-
легчения выемки угля:
/ — кровтя: ? -- почва; 3 — забой: 4 — наклон кливажных
трещин на забой: 5 — наклон кливажных трещин от забоя;
6 — линия забег.) против кливажа; 7 -- линия забоя по кливажу
Рис. 187. Разрез очистного забоя с трещинами,
наклоненными в сторону закладки
---восток
Рис. 188. Разрез очистного забоя с трещинами,
наклоненными на забой
§ 35. ВТОРИЧНЫЕ ОСАДКИ КРОВЛИ
Большое влияние на понимание еще во многом неясных про-
явлений горного давления оказало разделение налегающих на
пласт слоев пород на непосредственную и основную кровли. Оп-
ределенной границы между ними не существует. При планомер-
ном опускании кровли на закладку под непосредственной кров-
лей следует понимать слои, которые опускаются непосредственно
на закладку. При разработке с обрушением — это слои, которые
необходимо систематически обрушать.
Основная кровля, расположенная над непосредственной, ве-
дет себя часто иначе, так как петрографический состав ее иной.
Она не так быстро следует за сдвижениями непосредственной
кровли и опускается на нее спустя некоторое время, иногда че-
рез большие промежутки времени. Таким образом, вторичные
осадки, т. е. периодически проявляющееся более сильное давле-
ние, возникают тогда, когда сопротивление крепи в забое меньше
давления, возникающего при осадке основной кровли в выра-
ботанном пространстве. Длина нависающей в виде консоли
кровли непостоянна: она больше до обрушения и уменьшается
после него. Если обрушение происходит по трещинам, которые
образуются у груди забоя лавы, то нагрузка на стойки может
увеличиваться почти мгновенно, что нередко приводит к завалам
лав.
Особенно сильной бывает первая осадка основной кровли,
происходящая после подвигания лавы на 20—25 м по простира-
нию. При разработке с обрушением возникает опасность опро-
кидывания крепи, если перед этим она была слабо нагружена.
Такие сдвижения редко происходят за линией обрушения кровли,
чаще они наблюдаются в призабойном пространстве, а при уг-
лах падения 9° и более сдвижения происходят и в направлении
падения. Последующие вторичные осадки проявляются периоди-
чески после подвигания забоя на 20—30 м и продолжаются в те-
чение многих часов. При разработке с обрушением кровли про-
явления вторичных осадок менее сильны, чем при закладке, осо-
бенно пневматической, с большей усадкой. В последнем случае
вторичные осадки могут явиться даже причиной завала лавы.
Увеличению давления или вторичной осадке обычно предше-
ствуют характерные признаки, так что последствия их проявле-
ния можно предотвратить усилением крепи. Было замечено, что
металлическая крепь является надежной гарантией против зава-
лов в забоях. Этого нельзя сказать о деревянной крепи, так как
две или несколько стоек с небольшой несущей способностью мо-
гут оказаться рядом.
§ 36. ГОРНЫЕ УДАРЫ
В противоположность вторичным осадкам и обычному давле-
нию кровли горные удары проявляются неожиданно. Они наблю-
даются в случаях, когда в кровле залегают мощные слои крепких
264
пород, а почва оказывает большое сопротивление деформациям
любого вида. При неправильном ведении горных работ в этих
условиях в породах возникают необычно большие дополнитель-
ные напряжения. Такими породами являются песчаники, кварци-
ты1, хрупкие роговообманковые сланцы и ангидриды. Если
кровля и почва состоят из подобных твердых пород, то боковых
сдвижений последних не происходит и тем самым напряжения не
выравниваются, так как трение на контактах слоев очень велико.
Это может привести к слишком высокой концентрации напря-
жений в массиве впереди забоя и к резкому уменьшению их у его
груди. Одновременно кровля, характеризующаяся незначитель-
ной деформационной способностью, не имеет никакой опоры
или, получает очень неболь- / Н I
шую опору на закладке по- ----
зади очистного забоя. По ___i?zzzzzzzzzzzz<z.
мере выемки консоль пород
кровли становится все длин-
нее, происходит концентра-
ция изгибающих напряже-
Рис. 189. Горные удары (по Шпакелеру):
/ — положение кровли до разрушения угля;
2 — положение кровли после разрушения угля
ний до тех пор, пока не последует разрывов слоев кровли, вырав-
нивающих напряжения (с образованием или без образования
трещин впереди очистного забоя), и плита песчаника возвра-
щается в исходное положение (рис. 189). При этом происходит
сильный удар вниз (т. е. в пласт), более или менее большое ко-
личество измельченного угля заполняет рабочее пространство за-
боя, почва его вспучивается и в забой могут выбрасываться боль-
шие количества метана. На массиве угля временами возникают
так называемые «серебряные полосы». Эти полосы шириной в не-
сколько сантиметров пересекают пласт от кровли до почвы;
в них уголь имеет рыхлую структуру и особый блеск. Появляются
также щели шириной до 10 см между пластом и его кровлей.
Возникновение и частота горных ударов зависят от угла па-
дения, мощности пласта и глубины его залегания. Горные удары
проявляются в мощных пластах чаще, чем в тонких, и на поло-
гом падении чаще, чем на крутом.
В Южной Африке горные удары начинались обычно на глу-
бине приблизительно 500 м, а их количество с увеличением глу-
бины повышалось скачкообразно.На медных рудниках Верхнего
озера в США они также начинались на глубине 500 м, но их ча-
стота неожиданно резко возрастала на глубине свыше 1200 м.
В Индии и Каринтии эта зависимость с возрастанием глубины
не так заметна, что можно объяснить наличием сильных текто-
нических остаточных напряжений.
Массив и целики угля, окруженные горными выработками
(целики при камерной системе разработки или охранные целики
1 Hagen W. Gebirgsschlage im Erzbergbau. Gliickauf, 1952, S. 630.
265
угля), при жесткой кровле подвержены опасности разрушения.
Хотя эти явления и не представляют собой горных ударов, неожи-
данность делает их аналогичными последним. Опасность таких
проявлений усиливается, если массив угля ослаблен выработ-
ками. Во всяком случае, в массиве и в целиках угля концентри-
руются большие напряжения, так как здесь сосредоточивается
давление вышележащих пород. Если прочность массива и цели-
ков угля недостаточна, то наступают явления, аналогичные гор-
ным ударам.
В соляных и калийных шахтах имеются предпосылки для яв-
лений, аналогичных горным удаоам, при увеличении размеров
выработанного пространства и в особенности при кровле из ангид-
рида и недостаточных размерах целиков. Из-за пластической
деформации последних происходят опускание и незначительный
прогиб слоев ангидрида.
Для защиты от горных ударов следует избегать оставления
целиков угля, а также не допускать образования зон дополни-
тельного давления у линии очистного забоя. Так как горные
удары могут возникнуть и при обычных схемах разработки в слу-
чае наличия мощной кровли из песчаников, то выемку важно про-
водить так, чтобы не допустить высокой концентрации напря-
жений в породах кровли, либо дать им возможность постепенно
перераспределиться.
Наиболее действенной мерой предотвращения опасной кон-
центрации напряжений является предварительная отработка за-
щитного пласта над или под пластом, опасным по горным уда-
рам. Во время выемки нижележащего пласта расположенные вы-
ше песчаники деформируются и пронизываются трещинами, так
что опасная концентрация напряжений происходит в них позднее
или ослабляется. При отработке защитного пласта над пластом,
опасным по горным ударам, песчаник над последним разгру-
жается. Поэтому кровля воспринимает в течение длительного пе-
риода незначительное дополнительное давление и при последую-
щей отработке опасного по горным ударам пласта происходит
незначительная концентрация напряжений. Благоприятны также
условия, при которых кровля в выработанном пространстве до-
статочно хорошо поддерживается закладкой. Только очень плот-
ная закладка с высокой несущей способностью в состоянии, на-
пример на тонких пластах, выполнить эту задачу. Однако более
благоприятное действие оказывает полное обрушение кровли,
снижающее дополнительное давление. Удачным в некоторых
случаях является возведение закладки из бутовых штреков и по-
следующее взрывание кровли из этих штреков. Хорошие резуль-
таты дало также уменьшение скорости подвигания очистного
забоя, так как при этом обеспечивается достаточное время для
постепенного перераспределения напряжений в породах кровли.
Может оказаться полезным и сотрясательное взрывание. Для
этой цели по пласту угля пробуривают через 2 м шпуры глуби-
266
ной приблизительно 1,5 м, которые одновременно взрывают с бе-
зопасного расстояния. Благодаря сотрясательному взрыванию
искусственно вызывается горный удар, т. е. предупреждается его
внезапность.
§ 37. ТЕОРИИ ГОРНОГО ДАВЛЕНИЯ
Существует четыре теории, объясняющие горное давление
в самой выработке и вокруг нее. Это широко известные теории:
свода давления плиты 1 2, предварительного трещинообразова-
ния3 и пластичной перекрывающей кровли4. Все указанные тео-
рии исходят из того, что над подвигающимся очистным забоем и
впереди него имеется зона концентрации напряжений, в которой
давление в несколько раз выше нормального давления покры-
вающих пород и которая заканчивается на сравнительно боль-
шом расстоянии от очистного забоя.
Теория свода давления предполагает, что давление покры-
вающих пород в виде свода должно распространяться над при-
забойным пространством выработки, а также над примыкающей
к нему зоной, в которой уплотнение разрыхленных пород еще
не закончено.
Свод давления над очистным забоем опирается на массив
угля впереди забоя, на обрушенные породы или закладку и на
целики или закладку вдоль штреков. Заимствованный у строи-
телей термин «давление пяты свода» наиболее полно характери-
зует это явление. Поэтому можно говорить о давлении передней
пяты свода и о давлении задней пяты свода (рис. 190).
Давление покрывающих пород, увеличенное пригрузками, рас-
пределяется вокруг выработанного пространства. При этом ядро
свода не свободно от давления, которое, однако, ограничивается
весом пород внутри свода. Сопротивление крепи должно соответ-
ствовать весу пород передней части ядра свода, величина ко-
торого не зависит от глубины залегания пласта.
Практически невозможно применять крепь, сопротивление
которой было бы рассчитано на давление от полного веса по-
крывающих пород.
1 Gillitzer G. Das Wesen des Gebirgsdrucks. Gliickauf, 1928, S. 977;
Haack W. Die Belierrsclning des Gebirgsdrucks. Gliickauf, 1928, S. 711;
Spruth F. Die Verteilung des Gebirgsdrucks im Strebraum und seiner
Unigebung. Gliickauf. 1951, S. 337; S packet er G. Grundsatzliche Proble-
me des Gebirgsdrucks. Freiberger Forschungshefte 1954. S. 5.
1 Kegel K. Bergmannische Gebirgsmechanik. Halle, W. Knapp, 1942;
Kegel K. Neuere Erkenntnisse auf dem Gebiet der bergmannischen Gebirgs-
mechanik. Abt. d. dtsch. Akademie-Verlag. 1953.
3 Labasse H. Rock pressure in coal mines. Geol. Mijnbou, 1949, S. 31,
Kuhn. Die Liitticher Internat. Tagung iiber Gebirgsdruck. Gliickauf, 1951,
8. 694.
4Jacobi O. Druck auf Fioz tind Versatz. Sitzungsberichte der Internal.
Tagung iiber Gebirgsdruckforschung in Essen, 1956; Hilbig P. Uber
Bodenbewegungen und gebirgsmechanische Vorgange im Kali-und Steinsalz-
bergbau. Kali u. Steinsalz, 1954, H. 7.
267
Опережающее дополнительное опорное давление часто стано-
вится заметным на расстоянии до 30 м впереди забоя и прояв-
ляется в виде расслоения и трещин в кровле и почве пласта и
в боках штреков. Оно достигает максимальной величины в 10—
Рис. 190. Напряженное состояние пород кровли впереди очистного забоя
и за ним согласно теории свода давления
15 м впереди очистного забоя. Кроме того, его можно обнару-
жить путем точных маркшейдерских измерений на расстоянии
до 150 м впереди забоя при песчаниках и до 50 л при глинистых
сланцах.
Рис. 191. Распределение напряже-
ний в породах, окружающих
очистную выработку, согласно
теории плиты
Давление задней пяты свода (согласно теории свода давле-
ния) проявляется в выработанном пространстве в зоне, где за-
кладка уже уплотнилась. Еще
дальше в сторону выработанного
пространства давление постепен-
но понижается до величины нор-
мального давления покрывающих
пород. Таким образом, хорда сво-
да составляла бы 75—150 м, если
взять за основу расстояние между
.максимальными величинами
опорного давления в пятах свода.
Опережающее опорное (до-
полнительное) давление состав-
ляет 2 : 4-кратную величину от
нормального, а давление задней пяты свода — только часть нор-
мального давления покрывающих пород.
Согласно теории плиты, сжимающие напряжения в забое очи-
стной выработки можно объяснить тем, что покрывающие выра-
ботку слои кровли изгибаются частично вследствие давления
вышележащих слоев, частично вследствие собственного веса и
вызывают реакцию у опор. На рис. 191 приведено распределе-
ние напряжений вокруг очистного забоя по данным Кегеля.
Максимальная величина дополнительного давления может до-
стигать 250% от нормального давления. Она уменьшается
в сторону нетронутого угольного массива и в сторону выработан-
ного пространства. Над выработанным пространством (заклад-
кой) на некотором расстоянии от очистного забоя устанавли-
вается постоянное давление, определяемое весом покрывающих
пород.
268
По теории 'предварительной трещиноватости (по Лабассу1),
горное давление распределяется вокруг очистного забоя так
же, как в штреке, который подвигается параллельно самому себе.
На рис. 192 впереди забоя показана слегка изогнутая ли-
ния LI, которая под пластом и забоем проходит через точки
Е, Е' и Е". Она очерчивает так называемый контур зоны предва-
рительной трещиноватости.
Вне этой зоны породы не
работ, в то время как внутри
давления начинается дефор-
мация пород. Она захваты-
вает не только кровлю, но
и почву разрабатываемого
пласта. Особенно значитель-
ные деформации наблюда-
ются внутри контура зоны
сильной трещиноватости.
В этой зоне наблюдаются
максимальные напряжения.
Увеличивается расслоение
пород с их одновременной
деформацией и опусканием
кровли в рабочем простран-
стве забоя. При прогибе
нижних слоев кровли слои
ее, расположенные выше,
оседают и контур зоны силь-
подвергаются влиянию очистных
ее в результате дополнительного
в породах вокруг очистного забоя по
теории предварительной трещиноватости:
/ — земная поверхность; 2 — зона сильной тре-
щиноватости и деформации; 3 — контур зоны
сильной трещиноватости; 4 — зона предваритель-
ной трещиноватости; 5 — нетронутая зона; 6 —
контур зоны предварительной трещиноватости
7 — зона восстановленного равновесия
ной трещиноватости приоб-
ретает сводчатую форму с большим или меньшим наклоном
к угольному забою. Здесь начинается прогиб слоев и одновре-
менно их расслоение с образованием так называемых пустот Ве-
бера. Опускание продолжается в выработанном пространстве до
максимума, уменьшается сначала внизу и затем вверху и, нако-
нец, прекращается полностью после закрытия трещин. За очист-
ным забоем также располагается зона повышенного давления.
Этой теорией объясняются незначительные выделения метана
в дренажные шпуры, пробуренные в кровлю пласта впереди за-
боя, так как они сначала захватывают только нижнюю часть
зоны деформации. Уменьшение же газовыделения из этих шпу-
ров после отхода забоя на значительное расстояние объясняется
прекращением деформации и закрытием трещин в породах
кровли.
Угол наклона контура зоны сильной трещиноватости опре-
деляется рядом факторов. Он возрастает с увеличением мощ-
ности пласта, усадки закладки, а также с увеличением глу-
1Labasse Н. La mecanipue des terrains honilleres. Rev. Industr.
min., 1957.
269
бины разработки и длины забоя и уменьшается с возрастанием
скорости подвигания забоя, с увеличением угла падения пласта,
а также несущей способности пород. На форму контура зоны
трещиноватости влияет опережающая отработка вышележа-
щих пластов.
Якоби на основании измерений создал теорию пластичной пе-
рекрывающей кровли. Согласно этой теории кровля представляет
собой как бы перекрытие, которое после выемки угля распола-
гается на закладке. Породы кровли рассматриваются как псев-
допластичные; сдвижения их в призабойном пространстве проис-
ходят за счет трещиноватости. Вес пород, расположенных над
Рнс. 193. Распределение напряжений перед очистным
забоем и за ним но теории пластичной перекрываю-
щей кровли:
/ — опережающее дополнительное давление; 2 — давление по-
крывающих пород на глубине 600 лг, 3 — давление на закладку
очистным пространством, распределяется как дополнительное
давление, главным образом на массив перед очистным забоем,
а также по его сторонам. По мере подвигания забоя и опускания
кровли закладка принимает на себя постепенно возрастающую
часть горного давления до тех пор, пока не восстановится пер-
воначальное давление. В заложенном пространстве нет зон, в ко-
торых дополнительное давление превосходило бы нормальное
давление покрывающих пород (рис. 193).
В Германии, Голландии и Англии из названных теорий гор-
ного давления наибольшее число приверженцев имеет теория
свода давления. Несмотря на то, что эта теория резко отвер-
гается некоторыми учеными, нам кажется, что сторонников ее
в настоящее время больше, чем когда-либо. Кроме того, сле-
дует отметить, что поведение горных пород настолько разно-
образно, что в одном случае оно объясняется теорией свода дав-
ления, а в другом—теорией плиты.
Все эти теории объединяет положение о наличии дополни-
тельного давления впереди угольного забоя и по его краям. В от-
ношении дополнительного давления в выработанном простран-
270
стве эти теории расходятся. Теория плиты и пластичной пере-
крывающей кровли предполагает наличие подобной зоны; тео-
рия свода давления и предварительного трещинообразования
оспаривает ее существование.
Если по теории свода над горной выработкой образуется
свод давления, то это прежде всего воображаемый свод, возни-
кающий при рассмотрении вопроса о распределении линий сжи-
мающих напряжений вокруг очистной выработки. Эти линии на-
пряжений не заходят в очистную выработку, так как целостность
пород здесь нарушена. Линии напряжений концентрируются над
пластом угля впереди забоя и плотность этих линий считается
мерилом величины давления. Для образования свода давления
необходимо наличие зоны повышенного давления также и со сто-
роны выработанного пространства. Но эта зона необязательно
должна иметь размеры, аналогичные зоне над пластом, напри-
мер она может быть шире, а концентрация напряжений может
быть значительно меньше. В этом случае речь идет о несиммет-
ричном своде*. Внутри свода давления сначала опускаются
нижние слои кровли, а затем вышележащие. Оседание начи-
нается уже впереди очистного забоя. Величина оседания зави-
сит от податливости и сопротивления крепи, от свойств и со-
стояния пород. Например, оседание при глинистых сланцах
больше, чем при песчаниках, а при трещиноватых породах
больше, чем при монолитных.
Если породы кровли монолитны или имеют небольшую трещи-
новатость и высокую прочность на изгиб (например, песча-
ник), то внутри свода давления образуется плита и на кон-
тактных поверхностях действует дополнительное давление.
В нижних слоях непосредственной кровли такое явление
встречается реже: напротив, в основной кровле — чаше, и не
только при песчаниках, но и при песчанистых и глинистых
сланцах.
Имеются возражения, что величина дополнительного давле-
ния, действующего в выработанном пространстве, не может быть
измерена. Действительно, до настоящего времени проведено
очень мало подобных измерений и последние не дают определен-
ного ответа о наличии и, величине дополнительного давления. Для
решения этого вопроса должны быть проведены дальнейшие ис-
следования.
Далее, имеются возражения, что образование свода давле-
ния не вызвало бы образования мульды сдвижения, достигаю-
щей земной поверхности вдоль плоскостей обрушения, имеющих
наклон в сторону очистной выработки. Здесь следует отметить,
что эти плоскости обрушения кровли не образуются непосред-
ственно у двигающегося угольного забоя. Они возникают позади
1 Spru th F. Strebausbau in Stahl und Leichtmetall, 2 Aufl., S 25. Essen.,
Gilickauf, 1951.
271.
него, а затем над выработанным пространством *. Только при
остановке очистного забоя линия обреза кровли подвигается
вплотную к мульде оседания.
Теория предварительной трещиноватости родственна теории
свода давления1 2 3, что видно из сопоставления рис. 190 и 192,
а также из представления очистного забоя как штрека, подви-
гающегося параллельно своей оси. Согласно теории предвари-
тельной трещиноватости, существует также дополнительное дав-
ление, которое вызывает предварительную трещиноватость и
другие сдвижения пород; причина этого заключается в смеще-
нии той части пород, под которой пласт угля уже выработан.
Крепь в призабойном пространстве воспринимает лишь вес
нижних опускающихся слоев кровли. Вес последних возрастает
с увеличением размеров выработанного пространства, так как
сдвижения захватывают расположенные выше слои кровли. Рас-
пространение этого сдвижения происходит до тех пор, пока осе-
дание не закончится и снова не будет достигнуто первоначальное
напряженное состояние и равновесие. Передача значительного
давления со стороны слоев кровли (рассматриваемых как пере-
крытие или как плита) на угольный массив не может иметь ме-
ста при наличии сильной предварительной трещиноватости. На-
против, при незначительной предварительной трещиноватости
возможны дополнительные явления, обусловленные реакцией
заделанной плиты.
1 Patteisky К- Die Art des Vorhandenseins des Grubengases im
Gebirge. Bergbau-Archiv., 1951, S. 49.
3 Spackeler. Grundsatzllche Probleme des Gebirgsdrucks. Freiberger
Forchungshefte, 1954, S. 10.
Глава VII
КРЕПЛЕНИЕ ГОРНЫХ ВЫРАБОТОК
§ 38. ЦЕЛЬ КРЕПЛЕНИЯ ГОРНЫХ ВЫРАБОТОК
Креплением горных выработок обеспечивается:
1) поддержание выработок;
2) безопасность работы людей.
Как правило, обе задачи крепления совпадают, но далеко
не всегда. Поддержание горных выработок включает в себя
борьбу с горным давлением. Крепь должна восстановить рав-
новесие в горных породах, нарушенное проведением выработок;
наибольшее значение крепь приобретает при больших давле-
ниях. Напротив, для обеспечения безопасности людей в первую
очередь необходимо поддержание отслоившихся легкообрушаю-
щихся пород. При наличии устойчивых, но сильно давящих
горных пород к крепи предъявляются очень высокие требова-
ния; в неустойчивых породах, но с небольшим давлением часто
достаточно иметь сравнительно легкую крепь.
Неустойчивыми являются многослоистые породы осадочного
происхождения или породы, разбитые трещинами.
Большого внимания заслуживают различные включения
в кровле, которые слабо связаны с окружающими горными по-
родами. Особенно следует отметить конкреции глинистого же-
лезняка, а также корневища окаменевших деревьев, которые
часто залегают в кровле непосредственно над угольным пластом.
Они отделены от последнего тонким слоем углистых и глини-
стых сланцев и могут обрушаться в рабочее пространство за-
боя.
Также следует обратить внимание на рыхлые и несвязанные
.юроды. В этом случае применяют специальные крепи.
При разработке рудных жил. которые залегают часто в очень
крепких породах, можно вполне обойтись незначительной крепыо
пли вообще без нее; еще в большей степени это относится к ме-
сторождениям каменной соли и известняка.
1S Горное дело 273
При разработке каменноугольных и буроугольных место-
рождений, а также многочисленных рудных жил крепление
имеет очень большое значение. В 1952—1955 гг., по данным гор-
ного управления Дортмунда, при подземных работах причинами
почти. 39% несчастных случаев были обрушения кровли. Из всех
несчастных случаев, вызванных обвалами, большинство происхо-
дило в очистных забоях.
Крепление служит и для других целей: например, для ограж-
дения боков выработки при залегании в них глинистых сланцев,
предохранения этих пород от впитывания излишней влаги из
воздуха, предотвращения самовозгорания угля (защита угля от
проникновения в пего кислорода воздуха). Иногда крепь должна
предохранять отбитый уголь от засорения породой. С этой
точки зрения больше внимания уделяется плотности крепи, чем
ее несущей способности. Особенно плотной должна быть крепь,
служащая для ограждения от подземных вод. Такая водонепро-
ницаемая крепь применяется в особенности для крепления ство-
лов шахт, в то время как при креплении подготовительных выра-
боток она находит применение только в отдельных случаях.
§ 39. ГОРНОЕ ДАВЛЕНИЕ ВОКРУГ ГОРНЫХ ВЫРАБОТОК
Давление в ненарушенном массиве. Нетронутым массивом на-
зывается часть шахтного поля, в котором нет еще горных выра-
боток. Массив находится в напряженном состоянии, причиной
которого является вес покрывающих пластов или, другими сло-
вами, сила тяжести. Она действует вертикально вниз и вызывает
прежде всего вертикальные напряжения. Так как горные породы
обычно состоят из большого числа часгпц, расположенных друг
над другом и рядом, а частицы не могут расширяться в горизон-
тальной плоскости, то возникают напряжения и в боковом на-
правлении. Таким образом, горные породы подвергаются все-
стороннему давлению, причем последнее неодинаково по разным
направлениям. Поэтому можно рассматривать это давление как
пространственное напряженное состояние1. Оно схематично по-
казано на рис. 194, на котором кубик заменяет частицу горной
породы.
Напряжение вдоль вертикальной оси, т. е. в направлении
силы тяжести, является самым большим. До тех пор, пока в по-
родах наблюдаются упругие деформации, величину напряжений
можно определить расчетом по формуле стг —уЛ/1О [кг/сз!2]. При
этом h [jh] является высотой покрывающих пород или глубиной
залегания, а у [m/jw3J—объемным весом этих пород. Из табл. 3
видно увеличение давления покрывающих пород с увеличением
глубины при различном объемном весе пород.
1 Kiihn Р. Spannungs- und Strukturzustand des Gestelns im ungestdrten
Geblrge. Gilickauf, 1933, S. 560.
274
Таблица 3
Объемный вес пород, т/м* Давление покрывающих пород, [т/м?) при их залегании на глубине, м
100 200 300 500 1000 1500 2000
2 200 400 600 1000 2000 3000 4000
2,5 250 500 750 1250 2500 3750 5000
3 300 600 900 1500 3000 4500 6000
Рис. 194. Основные на-
пряжения в нетронутом
массиве
Основные боковые напряжения ах и ау одинаковы. Их вели,-
а,
чина аж = ау= у равна части главного вертикального на-
пряжения и зависит от коэффициента бокового распора М. Для
воды этот коэффициент равен 2, для пород колеблется между 5
и 12 и для каменноугольных пород мо-
жет быть принят в пределах 5—8. При
более мягких породах он меньше, при
более крепких — больше. Отсюда величи-
на боковых напряжений составляет 10—
25% от главного вертикального напря-
жения.
Упругая и пластическая деформация
горных пород. Твердые тела, а также гор-
ные породы под воздействием внешних
нагрузок претерпевают деформации. Ес-
ли порода после снятия нагрузки, прини-
мает первоначальную форму, то говорят
что деформация была упругой. Если же
после снятия нагрузки деформация остается, то такая деформа-
ция называется остаточной *.
Для упругих деформаций имеет силу закон Гука, т. е. напря-
жения и обусловленные ими деформации пропорциональны,
в то время как пластические деформации, возрастают быстрее,
чем напряжения. Если деформации превышают определенный
предел, то наступает разрушение.
Каждое твердое тело может упруго деформироваться до
определенной нагрузки; при превышении последней возникают
пластические деформации. Это же относится и к породам в не-
тронутом массиве, которые могут находиться как в упругом, так
и в пластичном состоянии. Поведение пород зависит от их физи-
ческих свойств, а также от величины и вида нагрузки на них.
Эти исследования были проведены Карманом2 и О. Мюллером.
1 Kiihn Р. Elastlzitat und Plastizitat des Gesteins und ihre Bedeutung
fiir die Geblrgsdruckfrage. Gliickauf, 1932, S. 185; Schreyer C. Praktische
Baustatlk, Leipzig, 1940.
’ Karman. Festigkeitsversuche unter allseltigem Druck. Z. VDI, 1911,
S. 1749; M ii 11 e r O. Untersuchungen an Karbongesteinen zur KISrung vom
Gebirgsdruckfragen. Gliickauf, 1930, S. 1601.
18*
275
Результаты опытов для песчаника приведены на рис. 195. Образ-
цы песчаника были подвергнуты вертикальной нагрузке при
различном боковом давлении. Кривые показывают, что так на-
зываемый предел прочности на сжатие возрастает с увеличением
бокового давления, а предел упругой деформации тем выше, чем
больше боковое давление о?. Кроме того, из рис. 195 видно, что
после превышения предела упругости начинается пластическая
Рис. 195. Предел упругости песчаников
в зависимости от вертикального давле-
ния при различных боковых давлениях
деформация песчаника, пре-
жде чем наступит его разру-
шение. Это явление имеет
место, однако, при опреде-
ленных соотношениях на-
грузки и напряжений. Чем
меньше боковое давление,тем
меньше допускаемая дефор-
мация породы и тем быстрее
наступает разрушение.
Исследования позволяют
сделать вывод, что большин-
ство пород в нетронутом
массиве, в пределах достиг-
нутых горными, работами
глубин, находятся в упругом
состоянии. Это относится к
изверженным породам,.кон-
гломератам, известнякам,
песчаникам и песчанистым
сланцам. При глинистых
сланцах упругое состояние
прекращается на меньшей
глубине, чем у песчаников, и
возможно, что в глубоких
шахтах предел их упругости
уже превзойден и наступила область пластических деформаций.
Даже на очень небольшой глубине глинистый сланец может до-
стичь области пластической деформации. У глин зона упругой
деформации играет подчиненную роль.
Мюллер 1 доказал также сжимаемость пород и нашел, что
в большинстве случаев уменьшение объема горных пород проис-
ходит в упругой зоне: при песчаниках оно больше, при глинистых
сланцах и угле — меньше. Способность пород расширяться
после частичной или полной их разгрузки нельзя рассматривать
как главную причину сдвижения пород, нарушенных горными
выработками. Но этим явлением можно объяснить, например,
1 Muller О. Untersuchungen an Karbongesteinen zur Klarung von
Geblrgsdruckfragen. Gliickauf, 1930, S. 1601.
276
наблюдавшееся Вайсснером 1 вспучивание подготовительных вы-
работок при проведении над ними очистной выемки. Стреляние
горных пород также может находиться в связи с этими явле-
ниями.
Если порода подвергается всестороннему сжатию, то ее со-
противляемость разрушению максимальна. В таком случае го-
ворят о предельной прочности породы на сжатие. Обычно же
пределом прочности горной породы на сжатие понимают предел
при сжатии кубика породы или несколько более высокий предел
при сжатии цилиндрического образца. Этот предел прочности
определяется путем сжатия кубика породы определенного раз-
мера между двумя плитами пресса в направлении основного дав-
ления. Определение предела прочности породы на сжатие имеет
для горной промышленности большое значение, так как по пери-
метру горных выработок породы не находятся в состоянии все-
стороннего сжатия. Например, целики при камерной системе раз-
работки подвергаются нагрузкам, аналогичным при испытании
образцов на прессе.
Ниже приведены пределы
пород (кг!см1 2).
Гранит..............1230—2000
Базальт............... 920—4570
Известняк........... 400—1920
Песчаник............. 300—1840
Глинистый сланец . . . 35—290
рочности на сжатие некоторых
Ангидрит2 ........... 1170 -1240
Калийная соль2 .... 310—475
Сильвинит............ 400
Твердая каменная соль2 280—350
Уголь................ 35—290
Следует отметить, что разрушению каменной соли и сильви-
нита предшествуют значительные упругие и пластические дефор-
мации.
Пределы прочности на изгиб, скалывание и растяжение
у горных пород имеют значительно меньшие величины, чем пре-
делы прочности на сжатие. Предел прочности на изгиб состав-
ляет обычно только 1/7, на скалывание— 1/14, а на растяже-
ние— 1/30 от предела прочности на сжатие кубиков породы.
Горное давление вокруг подготовительных выработок. С появ-
лением любой выработки равновесие, имеющееся в горных по-
родах, нарушается и распределение напряжений в ненарушен-
ном массиве, определяемое главным образом вертикальными
напряжениями, изменяется.
На рис. 196 эти напряжения показаны параллельными вер-
тикальными линиями. После проведения полевой подготовитель-
ной выработки околоствольного двора или камеры порода, на-
ходившаяся в периметре этих выработок, уже не принимает уча-
стия в поддержании вышележащих пород. Давление же этих
пород над выработанным пространством остается неизменным
и поэтому оно должно распределиться на бока выработки. Вер-
тикальные линии напряжения огибают в этом случае выработку
1 We issue г J. im Bd. 1 des Sammelwerks, 1942. Essen. Gilickauf.
2 Wdhlbier. Dissertation, Breslau, 1931.
277
и в боках ее происходит их уплотнение, что свидетельствует об
увеличении напряжений. Таким образом, вокруг выработки по-
являются дополнительные нагрузки. Характер изменения этих
нагрузок был установлен расчетами Кюна и Феннера *, а также
с помощью моделирования Дорстевицем 1 2 и Якоби. Они пришли
к выводу, что бока выработки подвергаются дополнительной
сжимающей нагрузке, а кровля и почва — растягивающей.
Величина дополнительного
давления в боках выработки
может быть в два и несколько
раз больше нормального дав-
ления; растягивающие напря-
жения в кровле и почве состав-
ляют 0,3—0,7 от нормального
давления. Часто дополнитель-
ное давление называют опор-
ной реакцией в пяте.
Влияние изменений напря-
жений может быть двояким.
Порода сможет выдерживать
такие напряжения, если они
меньше предела ее прочности.
Так, например, при нормаль-
ном давлении пород 125 кг/см1
на глубине 500 м, прочности
породы 600 кг/си2 и дополни-
тельном давлении 3X125=
= 375 кг/с-и2 горное давление
Рис. 196. Распределение напряжений не будет оказывать влияния на
вокруг выработки трапециевидного выработку. В этом случае вы-
сечения работка не нуждается в креп-
лении и для нее достаточна
легкая крепь, необходимая для предохранения от обрушения от-
слаивающихся кусков породы. Такая крепь часто применяется
при разработке руды, а в угольных шахтах — в выработках, про-
веденных по песчаникам.
Если же дополнительные напряжения превосходят прочность
породы, окружающей выработку, то в породе появляются тре-
щины и она начинает обрушаться. Обрушение не распростра-
няется произвольно, а ограничивается поверхностью эллиптиче-
ского сечения. Вокруг выработки образуется эллипс давления.
Когда в этом случае говорят о несущем своде или о своде дав-
ления, то имеют в виду явления, наблюдаемые только над поч-
1 Fenner R. Untersuchungen zur Erkenntnis des Gebirgsdrucks. Gliick-
auf, 1938, 8. 681.
2 Dorstewitz G. Spannungsoptische Untersuchungen als Beitrag zur
Klarung von Gebirgsspannungen um bergmannische Hohlraume. Diss. Aachen,
1940; Arch, bergb. .Forsch., 1940, S. 1; J а с о b i O. Die Tragfahlgkelt ver-
schiedener Streckenausbauten. Bergau-Archlv, 1952, S. 35.
278
вой выработки. Эллипс с длинной вертикальной осью соответ-
ствует той форме выработки, при которой возникает минималь-
ное дополнительное давление. Выработка с формой эллипса
лучше всего выдерживает горное давление. Очевидно, в этом
случае породы помогают восстановить состояние равновесия.
Размеры эллипса зависят от глубины разработки, характера по-
род и сечения выработки. Его высота над кровлей выработки со-
ставляет 5—30 и, а ширина, считая от боков, — 0,5—1 м и
больше.
Окружающие выработку породы разбиты трещинами и, есте-
ственно, могут воспринимать только незначительную часть на-
грузок.
В результате образования трещин и. разрыхления напряжен-
ное состояние у пород, расположенных внутри эллипса давления.
Рис. 197. Распределение на-
пряжений вокруг выработки
по породе
отсутствует полностью или частич-
но. Но ненарушенный трещинами
массив пород за пределами, эллипса
давления находится в напряженном
состоянии. Оно равно нормальному
напряжению, т. е. напряжению, со-
ответствующему данной глубине,
плюс дополнительное давление. Это
давление обычно в состоянии де-
формировать породу по краям эл-
липса. Благодаря образованию эл-
липса напряжения распределяются
лучше и могут восприниматься по-
родой без значительных деформа-
ций.
В массиве по направлению от
выработки общее напряженное со-
стояние постепенно уменьшается до
нормальной величины, т. е. дополни-
тельные напряжения исчезают.
На рис. 197 дано схематическое изображение распределения
напряжений согласно концепциям Кастнера *, Лабасса и Зель-
денрата. Вокруг выработки с формой поперечного сечения в виде
круга располагается зона уменьшенных напряжений I. В этой
эллипсообразной зоне действуют максимальные тангенциальные
напряжения st. Они слагаются из нормальных и дополнительных
напряжений. Внутри зоны 11 дополнительные напряжения посте-
пенно уменьшаются, вне ее уже действуют другие нормальные
напряжения. Кроме тангенциальных, следует различать еще ра-
диальные напряжения, т. е. действующие нормально к сечению
1 Kastner Н. Ober den echten Gebirgsdruck beim Bau tiefllegender
Tunnel. Ost. Bau-Z., 1949 S. 157.; Seldenrath Th. R. Theory and practice
of rockpressure on an advancing face. Leeds University Mining Society
Journal, 1954, S. 57.
279
выработки. Они возрастают от минимальной величины в боках
выработки до нормальной величины в конце зоны III (аг на
рис. 197).
Таким образом, крепь становится необходимой, как только
вокруг выработки образуется эллипсообразная зона нарушенных
и ослабленных пород. Однако крепь не должна быть рассчитана
на давление от веса всех вышележащих пород. Она должна
воспринимать вес ослабленных пород кровли и противостоять
давлению, обусловленному увеличением объема в результате
частичного разрыхления пород. Можно полагать, что реакция
крепи обусловливает величину зоны I. При незначительной реак-
ции со стороны крепи она будет больше, чем при большой.
Породы и их свойства настолько разнообразны, что не все
явления могут соответствовать данной схеме. Так, например,
еще Феннер 1 указал, что если между песчаниками имеется про-
слоек глины, то это приводит к образованию особенно растяну-
той зоны разрушения. Точно так же глинистый сланец и другие
пластичные породы нуждаются в особом рассмотрении. Воз-
можно, что слои глинистого сланца или какой-либо аналогичной
породы, образующей кровлю, при отсутствии опоры прогнутся
вниз. При перегрузке обрушение глинистых сланцев наступает
только после значительных изменений формы, причем увеличи-
вается их объем. Эти виды пород могут находиться в состоянии,
медленной текучести.
Именно этим можно объяснить наблюдаемые на больших глу-
бинах деформации, сжатия в кровле и почве при глинистых,
а также при песчанистых сланцах.
Вспучивание почвы объясняется главным образом танген-
циальным давлением на породы почвы, в результате которого'
они выдавливаются в выработку. При воздействии воды на гли-
нистый сланец эти, давления могут усилиться потому, что глини-
стый сланец размягчается водой и становится очень подвижным.
Довольно распространенный взгляд, что глинистый сланец впи-
тывает воду и тем самым увеличивает свой объем, оспаривается.
Терцаги 1 2.
Горное давление вокруг выемочного штрека3. Если выемоч-
ный штрек опережает на 75 м лаву, отрабатываемую прямым хо-
дом и продвинувшуюся более чем на 150 м, в штреке можно вы-
делить три, отличающихся друг от друга участка: передний,,
средний и задний.
Передний участок штрека еще не подвергается влиянию
очистных работ. Это собственно сам штрек, нарушающий перво-
1 Fenner R. Untersuchungen zur Erkenntnis des Gebirgsdrucks..
Glfickauf, 1938. S. 681.
2 Terzaghi K- Erdbaumechanik, Leipzig u. Wien, 1935.
3 Schwartz B. Die Gebirgsbewegung in Abbaustrecken. Die Bergbau-
wissenschaften 1957, S. 208; Fritzsche С. H. u. Giesa F. Beobachtungen
fiber Beanspruchungen des Ausbaus in Abbaustrecken. Gliickauf, 1935. S. 125.
280
начальное напряженное состояние массива. Вокруг штрека об-
разуется новое напряженное состояние пород. В боках его дей-
ствуют дополнительные напряжения сжатия, а в кровле и, поч-
ве— растягивающие напряжения. В результате незначительной
прочности пород, окружающих штрек, смещения пород могут
происходить быстрее, чем в полевых выработках по породе. Этот
участок нуждается в очень незначительном ремонте или вовсе
его не требует.
Средний участок сильно нагружен. Это объясняется: во-пер-
вых, наличием дополнительных напряжений, обусловленных
проведением самого штрека; во-вторых, действием опережаю-
щего и заднего дополнительных давлений в результате очист-
ной выемки, а также дополни-
тельного давления вдоль осталь-
ных границ выработанного
пространства. Это дополни-
тельное давление вдоль венти-
ляционного штрека действует
на участок ранее отработанной
лавы, а у откаточного штре-
ка— на прилегающий к нему
массив угля или раскоску. Кро-
ме того, происходит опускание
кровли пласта.
Все указанные выше причи-
ны, из которых наиболее суще-
Рис. 198. Сдвижение кровли, почвы
и боков выемочного штрека
ственная — опускание кровли, — являются составными элемента-
ми проявления горного давления и вызывают уменьшение попе-
речного сечения штрека. Кроме опускания кровли, более или
менее заметны следующие явления (рис. 198): смешение боков
штрека и вертикальные или наклонные сдвижения почвы штрека.
Боковые сдвижения почвы штрека, как правило, направлены
в сторону выработанного пространства. Наконец, имеют место
незначительные смешения, в особенности кровли, по направле-
нию оси штрека, чаще всего — от забоя штрека к выработанному
пространству. Однако иногда наблюдаются сдвижения в проти-
воположном направлении — в сторону очистного забоя. Кровля
и почва наклонных и крутых пластов, кроме того, сдвигаются
в направлении падения.
Размеры этих сдвижений различны; они в большей степени
зависят от мощности пласта: с увеличением последней величина
опускания возрастает. Та же зависимость имеет место и при
уплотнении закладки бутовых стенок и сжатии костров вдоль
штрека. Определенную роль играет также прочность угля и боко-
вых пород (прежде всего кровли). Если в почве мягкие породы,
то они не выдерживают дополнительных нагрузок, действующих
от кровли через пласт угля и бутовые стенки, в результате вер-
тикальных и боковых сдвижений. Отсюда следует, что необхо-
281
димо разгрузить штрек от действия этих сил путем устройства
раскоски между штреком и прилегающим к нему массивом угля.
Податливость этой раскоски должна быть не меньше величины
опускания кровли. Если же раскоска штрека менее податлива,
то напряжения будут концентрироваться над штреком, что при-
ведет к образованию трещин в кровле и к деформации штрека.
Продолжительность сдвижений пород в выемочном штреке
зависит от прочности угля, боковых пород и способа управления
кровлей в лаве. Создалось мнение, что при залегании в кровле
сланцев сдвижения протекают быстрее, чем при песчаниках.
Вертикальные сдвижения длятся дольше боковых. Опускание
кровли полностью прекращается в 50—150 м позади забоя.
Работы по ремонту среднего участка штрека являются са-
мыми значительными. Решающую роль при этом играют пра-
вильный выбор крепи, ее податливости и, наконец, расстояние
между рамами крепи.
Задний участок выемочного штрека расположен между квер-
шлагом или слепым стволом и местом, где сильные сдвижения
среднего участка затухают. На этом участке влияние очистных
работ уже не сказывается и ремонтные работы в общем незначи-
тельны; во всяком случае, они меньше, чем на среднем
участке.
Статическое и динамическое горное давление. Рассмотренные
выше проявления горного давления могут быть отнесены к про-
явлениям статического характера, единственной причиной ко-
торых является сила тяжести. Однако в горных выработках воз-
никают и напряжения в результате динамического горного
давления. Эти явления возникают благодаря взаимному влиянию
горных выработок друг на друга. Источником их особенно
часто бывают нарушения равновесия сил в массиве при очистной
выемке.
Как указывалось выше, в массиве пород над очистной вы-
работкой возникают напряжения сжатия и растяжения. Они
охватывают не только земную поверхность, но и все выработки,
расположенные над очистной выработкой. Горные выработки
опускаются, сжимаются и растягиваются; породы вокруг них
становятся трещиноватыми и сдвигаются; таким образом могут
возникнуть динамические напряжения, которые далеко превосхо-
дят статическое горное давление.
В боковом, т. е. в горизонтальном, направлении также имеет
место передача дополнительного давления, возникающего в ре-
зультате очистных работ и проведения выработок. Выше упоми-
налось об опережающем дополнительном давлении.
Шпакелер 1 проводил наблюдения в квершлаге, пройденном
под разрабатываемым пластом. При подвигании очистной выра-
ботки с востока на запад сечение квершлага изменялось:
1 Spackeler. Druckwirkungen im Liegenden. Gilickauf, 1930, S. 801.
282
«начала оно принимало форму эллипса, наклоненного на восток,
затем форму круга и, наконец, форму эллипса, наклоненного на
запад. Этими наблюдениями можно одновременно воспользо-
ваться как доказательством упругого поведения напряженных
пород. Действием горного давления при разгрузке пород можно
объяснить часто наблюдаемые поднятия надработанного квер-
шлага.
Горное давление и глубина разработки. Горное давление, т. е.
напряжения, которым подвержены горные породы, возрастает
с увеличением глубины. Но из этого еще не следует, что видимые
проявления горного давления увеличиваются в такой же степени.
До тех пор, пока прочность горных пород, окружающих выра-
ботки (имеются в виду в первую очередь штреки), соответствует
действующим напряжениям, возрастания проявлений горного
давления не наблюдается. Только в случае, когда напряжения
превышают предел прочности горных пород, наступают явления
разрушения и текучести. Безусловно, что на больших глубинах
эти явления происходят быстрее и сильнее и охватывают более
значительную зону вокруг поперечного сечения выработки, чем
на меньших. Однако в общем можно предполагать, что имеет
место самоподдержка пород: разрыхление и обрушение пород
вокруг выработки прекращается, как только сечение ее примет
благоприятную форму для противодействия напряжениям. Такой
формой выработки, на основании наблюдений и опытов модели-,
рования, является эллипс с вертикально расположенной большой
осью. Если же проявления горного давления возрастают с уве-
личением глубины, то возрастание не происходит пропорцио-
нально последней. В этой связи важным является переход гор-
ных пород с увеличением глубины залегания из упругого состоя-
ния в пластичное. При таком переходе проявления горного дав-
ления могут возрастать скачкообразно.
Горное давление и форма поперечного сечения выработки
(статические наблюдения). Величина и характер дополнитель-
ных напряжений, действующих вокруг выработки, в значитель-
ной мере зависят от формы ее поперечного сечения. При модели-
ровании. с различными сечениями выработок при вертикальном
давлении сверху эта зависимость стала особенно очевидной.
Наиболее неблагоприятные условия имеют место при сечении
в виде трапеции и прямоугольника. Бока выработки подвер-
гаются сильному давлению, что видно по сгущению линий на-
пряжений в этих местах (см. рис. 196). Кроме того, в почве
и кровле выработки возникают значительные напряжения растя-
жения (рис. 199), которые сильно уменьшаются, если сечение
выработки имеет форму полукруга или пятиугольника. Так как
при многоугольном сечении напряжения концентрируются
в углах, то из четырех указанных выше форм сечений наиболее
благоприятной является многоугольник. Например, шестиуголь-
ник является неблагоприятной формой сечения. При этом сече-
283
нии зоны растяжения в почве и кровле уменьшены, однако бока
на всем протяжении подвержены значительным напряжениям.
То же относится к сечению в форме стрельчатой арки, при ко-
тором, как, впрочем, и при других сечениях, можно уменьшить
зону растяжения в почве, чтобы обеспечить возможность ее
подрывки. Круг представляется нам также менее благоприятной
формой сечения, чем это принято считать. К зонам растяжения
в кровле и почве добавляются здесь сильные напряжения, дей-
ствующие в боках выработки.
Наиболее благоприятны формы сечения, у которых высота
больше ширины. Лютген 1 и другие сделали аналогичный вывод
из опытов, проведенных на шахте.
Это сечения, имеющие форму капли
или эллипса. При первом из них
растягивающие напряжения в кроз-
ле совершенно исключаются
(рис. 200), а при вытянутом эллип-
се они исчезают и, в почве. Одновре-
менно по спокойным и малоуплот-
ненным линиям напряжений можно
видеть, что напряжения в боках вы-
работки также находятся в умерен-
ных пределах (рис. 201 и 202). Фор-
ма вытянутого эллипса имеет тот не-
Рис. J99. Напряжение сжатия
и растяжения вокруг выработ-
ки трапециевидного сечения
достаток, что ширина штрека недо-
статочна для транспорта и передвижения людей.
Из сказанного, однако, не следует, что нельзя применять се-
чения выработки в форме трапеции,, полукруга и круга. Их
можно применять повсюду, где имеются незначительные или
умеренные проявления давления. Если же ожидаются очень
сильные давления, то пятиугольнику следует предпочесть форму
эллипса или капли с учетом того, чтобы конструкция и материал
выбранной крепи соответствовали друг другу.
Разнообразие применяемых форм крепей и материалов для
них приводит к выводу, что выбор наиболее целесообразного
типа крепи основывается йена математическом расчете, а прежде
всего определяется опытными данными, полученными в течение
ряда лет. Расчет размеров крепи по законам механики невозмо-
жен, так как отсутствуют методы, позволяющие заранее хотя
бы приблизительно определить величину и направление горного:
давления.
Нагрузка на крепь подземных выработок всесторонняя, но
по разным направлениям имеет различную величину и подвер-
жена временным изменениям. Крепь, кроме напряжений сжатия
часто испытывает растягивающие напряжения. Поэтому лучше
применять для крепления такие прочные на изгиб материалы.
1 Lit th gen W. Stempellose Abbaustrecken, Gliickauf, 1929, S. 393.
284
как сталь и дерево, чем хрупкие строительные материалы (кам-
ни, бетон и др.). Таким образом, если имеет место сильное и из-
меняющееся давление, то жесткой крепи следует предпочесть
крепь, способную к изменению своей формы.
Рис. 200. Напряжения
сжатия и растяжения
вокруг выработки капле-
образного сечения
Рис. 202. Напряжения
сжатия и растяжения
вокруг выработки эллип-
тического сечения
Рис. 201. Распределение напряжений
вокруг выработки эллиптического се-
чения
§ 40. КРЕПЛЕНИЕ ОЧИСТНЫХ ВЫРАБОТОК МЕТАЛЛОМ
1. Способы крепления
В угольной промышленности западноевропейских стран на
пологих пластах преобладает стальная крепь. В Западной Гер-
мании из забоев на пластах пологого и наклонного падения, за-
крепленных стальной крепью, добывается более половины всего
угля. На пластах же крутого падения только около 6% угля до-
быто из забоев, закрепленных стойками из легкого металла и
деревянными верхняками.
Металлические стойки самостоятельно в качестве крепи не
применяют; повсюду распространено крепление рамами (как
правило, по простиранию), состоящими из двух или трех стоек
под верхняк, или Т-образной крепью, т. е. одной стопкой под
верхняк.
Крепление рамами на пологих и наклонных пластах. Крепление
рамами (рис. 203) из металлических стоек и верхпяков длиной
от 1,6 до 2,5 м («длинные всрхняки») принципиально не отли-
чается от крепления деревянными рамами. В лавах с пневмати-
ческой закладкой должен быть установлен ряд деревянных стоек
для предохранения кровли от обрушения и прикрепления
285
отшивки закладываемой полосы. Иногда пытаются обойтись без
этого ряда стоек, а устанавливают под верхняки деревянные
стойки. Часто необходимо также применять деревянные верх-
няки для обеспечения выбивки удаленных от забоя стоек, даже
если извлечение верхняков невозможно.
В лавах с металлической крепью и при. управлении кровлей
обрушением применение костров является излишним. Часто в до-
полнительной крепи на линии обрушения вообще нет необходи-
мости. В других случаях в качестве последней достаточно одной,
реже — двух дополнительных стоек на линии обрушения , кого-
Рис. 203. Схема крепления рамами
с металлическими верхняками по
простиранию
сколько просели. Поэтому вновь
ряда, как правило, воспринимай
рые называют орган
Органные стойки могут уста-
навливаться под верхняк ря
дом с крайней (со стороны за-
боя) стойкой рамы или проби-
ваться между стойками по-
следнего ряда крепи.
При, выбивке крепи сначала
извлекают дополнительные
стойки и вновь устанавливают
их на следующей линии обру-
шения рядом со стойками, ко-
торые уже нагружены и не-
остановленные стойки органного
т небольшую нагрузку. Их наз-
начение оправдывается при первичных и вторичных осадках
кровли. На пластах большой мощности дополнительные орган-
ные стойки устанавливают часто только для предотвращения
проникновения обрушенных пород из выработанного простран-
ства в призабойное.
Применяют следующие четыре способа крепления лав, осна-
щенных врубовой машиной, металлическими, стойками и верх-
няками:
1. С установкой «средней стойки». При этом способе после
погрузки врубового штыба возможна передвижка конвейера на
машинную дорогу, благодаря чему расстояние погрузки стано-
вится минимальным.
2. Крепью с консольными верхняками (рис. 204).
3. Т-образной крепью, т. е. верхняками под одну стойку
(рис. 205).
4. Крепью с шахматным расположением верхняков. Под-
держание машинной дороги опережающей крепью.
Из-за большой ширины дорог, неудобства обращения и не-
значительной несущей способности длинных верхняков от их при-
менения все больше отказываются.
1 Для каждой рамы забойной крепи. (Прим, перед.)
286
Т-образные крепи с «короткими верхняками»'. Этой крепи,
состоящей из металлических стоек и коротких верхняков,
отдается предпочтение при двухцепных скребковых конвейерах,
передвигаемых без разборки,
лучше всего используется при
шиной, работающей с рамы
Верхнякп имеют длину
до 1,6 м и могут быть шар- <
нирными и несоединяемы.ми, <
т. е. без замковых устройств. '
Так как в струговых ла- I
вах дорога струга необяза- 1
тельно должна полностью
Преимущество этого вида крепи
выемке стругом или врубовой ма-
конвейера.
поддерживаться, достаточ- psic 204. Крепление консольными верх-
но, как правило, более де- никами (по Шпруту)
шевых несоединяемых верх-
няков; однако шарнирные верхняки и в этом случае часто бы-
вают необходимыми. Если выемка угля производится отбойными
молотками, или врубовой машиной, то обязательно применение
консольных шарнирных верхняков.
На рис. 206 показано крепление струговой лавы шарнирными
Рис. 205. Схема крепления
лавы Т-образной крепью (по
Шпруту)
верхняками, располагаемыми в виде
пилы. При таком расположения
каждый третий верхняк доходит до
забоя. Другие два верхпяка отста-
ют от забоя соответственно на 1/3
и 2/3 своей длины. Такой способ
выбирается, чтобы производить на-
веску консольных верхняков и уста-
новку стоек равномерно в течение
смены. Этот способ крепления мо-
жет применяться при относительно
устойчивой кровле, но имеет недо-
статок, заключающийся в трудности
обеспечения пилообразного располо-
жения верхняков. Поэтому в на-
стоящее время такой способ применяется редко.
Так называемое треугольное или шахматное расположение
крепи, при котором каждый второй верхняк выдается на 1/2 дли-
ны соседнего верхпяка, не имеет указанного недостатка. Этот
способ широко распространен, особенно на пластах тонких
и средней мощности. На рис. 207 показано такое крепление
струговой лавы с расположением шарнирных верхняков по тре-
угольной схеме.
1 Ritter Н. U. Die Anforderungen der neuen Gewinnungsverfahren an
den Strebausbau. Glflckauf, 1943, S. 31.
287
При выемке угля врубовой машиной или отбойными молот-
ками для крепления применяют шарнирные верхняки (рис. 208).
0,Ь0
0,00
1,20
Необходимое увеличение
плотности крепи для мощ-
ности пласта 1,6 м дости-
гается не только уменьше-
нием расстояния между
1,20
Рис. 206. Схема крепления струго-
вой лавы при пилообразном рас-
положении коротких верхняков
Рис. 207. Схема крепления
струговой лавы при треуголь-
ном (шахматном) расположе-
нии коротких верхняков
Рис. 208. Схема крепления лавы
шарнирными верхняками
(по Шпруту)
Рпс. 209. Схема портального крепления
лавы (но Шируту)
рамами крепи по падению до 0,70 .и, по и тем, что каждый верх-
няк поддерживается попеременно одной или двумя стойками.
Портальная крепь. Если при работе без установки стоек
у груди забоя происходит слишком большое опускание
кровли или если у угольного забоя необходимо устанавливать
288
вспомогательные стойки для поддержания консольных верхня-
ков, рекомендуется применение портальной крепи. Схема такой
крепи в лаве с выемкой угля отбойными молотками приведена
на рис. 209, а в лаве с врубовой машиной — на рис. 210.
Портальная крепь с ко-
роткими верхняками имеет
много преимуществ. Она
допускает более широкие
дороги, а также консольное
крепление кровли у забоя.
Кроме того, возможно кон-
сольное поддержание кров-
ли у линии обрушения. При
пневматической закладке
под этим понимают кон-
Рис. 210. Схема портального креплеиич
лавы с усилением линии обрушения
органным рядом стоек
сольные верхняки, концы
которых временно могут засыпаться закладочным материалом.
Тогда можно извлекать стойки без дополнительной установки
вспомогательных стоек. Наконец, при улучшении состояния кро-
вли портальная крепь допускает быстрый переход к работе без
установки стоек у груди забоя.
2. Конструкции металлической крепи
Применение металлических стоек и верхняков вместо дере-
вянных оправдывается в том случае, если они обеспечивают эко-
номию средств, повышают безопасность работ или имеют техни-
ческие преимущества. К последним относятся возможность соз-
дания бесстоечного пространства у груди забоя, а также приме-
нения консольного крепления с помощью шарнирных верхняков.
Металлические стойки и верхняки значительно дороже дере-
вянных. Так, например, стальная стойка для очистного забоя по
пласту мощностью 1,3 м стоит 70—80 марок, а соответствующая
ей сосновая стойка диаметром 15 см почти 1,50 марки. Отсюда
следует, что металлическую стойку для получения экономиче-
ского эффекта надо использовать многократно. Необходимо
сравнивать между собой не только затраты на приобретение, по
и эксплуатационные расходы при различных видах крепи. Кроме
расходов на амортизацию, сюда относятся расходы на ремонт
стоек и на надзор за ними, которые необходимы только при ме-
таллической крепи. Большую роль играют также транспортные
расходы. В очистных забоях с металлической крепью должны
заменяться только поврежденные или потерянные стойки и верх-
няки, причем потери составляют 1—2% в месяц. Наоборот, боль-
шинство деревянных стоек и верхняков должно ежедневно до-
ставляться с поверхности. Например, для лавы длиной 250 м, при
суточном подвигании 1,50 м, необходимо 500 деревянных
стоек.
19 Горное дело
289
В Рурском бассейне крепление лав пологих пластов металли-
ческими, стойками и верхняками дешевле примерно на 1—2 мар-
ки на 1 т добычи по сравнению с деревянной крепью. Если не-
сущая способность металлических и деревянных стоек разли-
чается незначительно, то при металлической крепи повышается
безопасность работ и обеспечивается равномерное распределение
нагрузок и лучшее поддержание кровли. Это особенно харак-
терно при управлении кровлей способом полного обрушения,
когда извлечение металлических стоек проще, чем деревянных.
Решающим техническим преимуществом металлической
крепи, наконец, является также возможность создания бесстоеч-
ного пространства у груди забоя. Деревянные верхняки, для этой
цели вообще непригодны. При металлических стойках могут при-
меняться деревянные и металлические верхняки. В угольной
промышленности на пластах пологого падения максимальные
преимущества дает применение металлических стоек в комплексе
с металлическими верхняками, а смешанная крепь применяется
все меньше и меньше.
Из общего числа всех металлических стоек и верхняков при-
близительно 90% составляет стальная крепь. Опа применяется
преимущественно на пологих пластах мощностью до 3 м. На
крутых пластах наибольшее распространение получили стойки
из легких сплавов. Однако такие стойки используются в неболь-
ших масштабах, что можно объяснить двумя причинами,: крутые
пласты имеют менее выдержанную мощность, вследствие чего
для одного забоя требуются стойки различных типоразмеров;
подвигание забоя меньше и частота перестановки стоек умень-
шается. В этом случае металлическая стойка заменяет меньшее
количество деревянных стоек и экономия существенно умень-
шается.
Требования к металлическим стойкам. Требования к стойкам
из стали и легких сплавов очень разнообразны. Они должны:
1) выдерживать определенную рабочую нагрузку после про-
седания до 50 мм, которая у стоек для пластов пологого падения
должна быть больше, чем у стоек для крутых пластов. Для пла-
стов пологого падения требуются стойки с рабочим сопротивле-
нием до 40 т. Однако обычно оно составляет 20—25 т. На пла-
стах наклонного падения достаточно рабочее сопротивление
15—20 m, а для крутых пластов — 8—12 m. Следует отличать,
предельное сопротивление стоек от рабочего сопротивления. Под
первым следует понимать центренную нагрузку, при которой
стойка начинает изгибаться;
2) иметь начальное сопротивление не менее 10 т. Началь-
ным сопротивлением называют нагрузку, которую воспринимает
стойка после закрытия замка при начале проседания выдвижной
части;
3) иметь минимальный вес. Это особенно важно для пластов
наклонного и крутого падения;
290
4) соответствовать в определенных пределах колебаниям
мощности, пласта;
5) легко устанавливаться и извлекаться;
6) иметь при одинаковой конструкции возможно близкие ха-
рактеристики;
7) ремонтироваться в подземных условиях.
Общие сведения о конструкциях металлических стоек. Каждая
стойка состоит из двух частей: нижней, или корпуса, и, входя-
щей в нее верхней, или выдвижной.
Выдвижная часть и корпус стоек трения соединены между
собой замком. Последний обеспечивает не только связь корпуса
и выдвижной части,, но и необходимую податливость стойки. При
проседании выдвижной части стойка развивает более или менее
значительное сопротивление за счет работы трения или дефор-
мации. Поэтому их называют стойками трения. Сопротивление
достигается благодаря взаимодействию нескольких клиньев
в замке, причем детали замка упруго сжимаются, а корпус его
упруго растягивается. Для увеличения силы трения иногда ис-
пользуют фрикционные прокладки из легких сплавов или дерева.
Первые имеют довольно постоянный коэффициент трения, вслед-
ствие чего разброс сопротивления стойки незначителен. Дере-
вянные прокладки или клинья быстро деформируются.
В функцию замка входит, кроме того, обеспечение легкой
установки, и выбивки стойки.
Формы профиля, вид и качество материала для металлических
стоек. Для уменьшения веса стойки наряду с использованием со-
ответствующего материала 1 необходим выбор статически благо-
приятной формы профиля, лучшей из которых является трубча-
тая. Однако профили трубчатой формы плохо сочетаются с кли-
новыми замками и поэтому редко используются для стоек тре-
ния. Корпус стоек, как правило, изготовляют из коробчатого
профиля, получаемого из U-образпого или уголкового профиля.
Для выдвижных частей стоек применяют, наряду с коробчатым
профилем, также двутавровые и специальные профили, которые
статически благоприятны или улучшают работу трения.
Преобладающим материалом для стоек является сталь: для
выдвижных частей обычно — Ст. 60, для корпусов — Ст. 50 или
Ст. 52. Легкие сплавы применяют мало; хотя они более легки
и хорошо штампуются, но их распространение ограничивает вы-
сокая стоимость. Вопросы безопасности, работ в этом случае не
принимаются во внимание2.
Головки стоек стандартизованы и у всех типоразмеров стоек
одинаковы; их полезная ширина составляет 88 мм. Размеры
1 D о г t с 1 mann, Hiils ebeck u. Jacobi. Stahlleichtbau als lech-
nischer Fortschritt im Strebausbau. Gliickaui, 1957, S. 737.
Schultz e-R h о n h о f f H. Versuche fiber die Zfindgefahrliclikeit von
Aluminiumfunken. Gilickauf, 1956, S. 111.
19* 291
нижних опор стоек не стандартизованы, их площадь обычно со-
ставляет 150 см1 2. Опоры меньших размеров применяют только
при очень крепкой почве, а с увеличенной площадью — при мяг-
ких почвах. Однако извлечение стоек при выбивке затруд-
няется, если опоры увеличенной площади все же внедрились
в почву.
Конструкция и характеристика стоек трения. Стойки трения
лучше всего классифицировать по действию их замка под на-
грузкой, которое определяется рабочей характеристикой стойки.
Характеристика представляет собой кривую «нагрузка—подат-
ливость» (на горизонтальной оси наносится величина податли-
вости, стойки, а на вертикальной — нагрузка на стойку).
По характеристикам различают: стойки нарастающего сопро-
тивления, стойки с самозатяжным устройством и стойки посто-
янного сопротивления. Естественно, что есть стойки, характе-
ристики которых можно отнести к промежуточным, поэтому рез-
кого разделения между отдельными, группами нет. Если стойка
имеет высокое начальное сопротивление до начала ее проседа-
ния, то говорят о стойках, быстро воспринимающих нагрузку *.
Если же начальное сопротивление низкое, а величина проседания
стойки до достижения большей части или всего рабочего сопро-
тивления относительно велика, то такая стойка относится
к медленно воспринимающим нагрузку2.
Фирменные характеристики, несмотря на то, что они опреде-
ляются на основе стендовых испытаний, как правило, отличаются
от полученных в производственных условиях. Так, фактическая
нагрузка всегда оказывается меньше фирменной. Этот факт, по-
жалуй, можно объяснить меньшим коэффициентом трения в под-
земных условиях по сравнению с таковым при стендовых испы-
таниях и тем, что в процессе деформации деталей замка значи-
тельную роль играет фактор времени. В подземных условиях
для этого требуется значительно большее время, чем при стен-
довых испытаниях.
Причинами уменьшения коэффициента трения являются уве-
личение хрупкости поверхностей трепня, связанное с холодным
упрочнением, а также наличие влаги и угольной пыли.
Особенного внимания заслуживают так называемые «скачки»
металлических стоек, обусловливающие их щелканье при просе-
дании. Под этим следует понимать внезапное проседание вы-
движной части стойки на несколько миллиметров, сопровождае-
мое значительным уменьшением ее сопротивления. Такое просе-
дание выдвижной части происходит за счет разности коэффици-
1 Spruth F. Strebausbau In Stahl und Leichtmetall. Essen., Verlag
Gliickauf , 1951; Weddige Л. Der Grubenausbau im Spiegel der Bergbau-
Ausstellung, 1954; B. Strebausbau. Schlagen u. Eisen, 1954, S. 335.
2 Haarmann A. Neuerc Erkentnisse iiber die Pflege des Hangenden.
Bcrg-u. hiittenm. Monats — Z. Wien, 1949, S. 211.
292
ентов трения покоя и движения ’. Скачки можно уменьшить или
исключить путем использования прокладок из легких сплавов,
так как у последних разница между коэффициентами трения
покоя и движения меньше, чем у стали.
Стойки нарастающего сопротивления. Стойка нарастающего
сопротивления характеризуется постоянно возрастающим сопро-
тивлением после начала ее проседания
Стойки с начальным сопротивлением
приблизительно до 10 т, как, напри-
мер, стойка Герлах (модель 47j, отно-
сятся к стойкам, медленно восприни-
мающим нагрузку, а свыше 25 т — к
стойкам с повышенным начальным со-
противлением. К последним относятся
стойки GHH (модели AR и DR), двух-
клиновая стойка Шмидт, стойки Гер-
лах-Тандем, Герлах с четырьмя по-
верхностями трения и Дуплекс фирмы
Герлах.
Выдвижные части стоек нарастаю-
щего сопротивления имеют клиновид-
ную форму с уклоном от 1 : 70 до
Рис. 211. Общий вид и раз-
рез замка стойки GHH мо-
делей AR и DR
Рис. 212. Общий вид и разрез замка стойки Герлах:
1 — выдвижная часть; 2 — корпус замка; 3 — промежуточные клинья; 4 — по-
перечный забивной клин; 5 — стальная пластина; 6 — деревянный вкладыш
1 :300-^400. Выдвижная часть проседает в клинообразный кар-
ман замка различной конструкции, например с клиновой пере-
дачей, двумя забивными клиньями, поворотным хомутом, от кото-
рых зависит величина начального сопротивления стойки и ее ра-
бочая характеристика. Наиболее распространены стойки с двумя
поверхностями трения, но имеются также конструкции стоек
с несколькими поверхностями трения.
1 Jacob i О. u. Link 11. Das Springen von Reibungsstempeln. Gliickauf
1951, S. 299.
293
На рис. 211 показан замок стоек GHH (моделей AR и DR).
Два вертикальных клина, движущихся в противоположном на-
правлении, раздвигаются третьим—горизонтальным.
Еще большее разложение сил трения и деформации имеет
место в замках стойки Герлах (рис. 212), выпускаемой метал-
Рис. 213. Влияние вкла-
дышей на характеристи-
ку стойки Герлах:
1 — нормальный вкладыш; 2—
прессованный вкладыш; 3 —
деревянная накладка; 4 —
стальной вкладыш
Рис. 214. Разрез замка (а) и общий вид (б) двухклиновой
стойки Шмидт
лургическим заводом Вангейм (Дуйсбург). При проседании
выдвижной части, выполненной в форме клина с уклоном от
1 :47 до 1 : НО (чаще 1 :60 или 1 : 70), эти силы передаются на
замок, охваченный цельнотянутыми кольцами, а внутри замка
они разделяются и гасятся в результате соответствующего распо-
ложения нескольких клиньев (промежуточных 3 н забивного 4).
При этом клинья 3 действуют через стальные прокладки 5 на
поверхность скольжения выдвижной части. Часть возникающих
усилий в замке тратится на преодоление сил трения. Определен-
294
ная податливость в этой стойке достигается за счет деформации
деревянной прокладки.
Для уменьшения величины податливости нужно применять
прокладки из твердой древесины или металла. На рис. 213 пока-
Рис. 215.
Стойка Гер-
лах с че-
тырьмя по-
верхностями
трения
Рис. 216. Характеристика стойки нарастающего сопротивления
с высоким начальным сопротивлением (стойка Герлах с че-
тырьмя поверхностями трения)
Рис. 217. Стойка Герлах фирмы Дуплекс с винтовой головкой:
1 — головка стойки; 2— гайка; 3 — выдвижная часть; 4 — фрикционная нак-
ладка; 5 — заклепка; 6 — корпус замка; 7 — упор; 5 —корпус стойки;
9 — винт; 10 — направляющая пластина; И — штифт; 12 — фрикционная
колодка; 13 — поворотный рычаг; 14 — замковый клин; 15 — нижняя опора
зано, как меняется характеристика стойки при различных про-
кладках. Замок закрывается путем забивки горизонтального
клина.
На рис. 214 показана двухклиновая стойка Шмидт завода
Бланденштейн (Рур), а на рис. 215 — стойка Герлах металлур-
295
гического завода Вангейм с несколькими поверхностями трения.
Выдвижная часть ее состоит из двух спецпрофилей. между ко-
торыми установлена прокладка трения. Таким образом, стойка
имеет четыре поверхности трения, чем достигается начальное
сопротивление почти в 25 т (рис. 216).
Стойка Дуплекс фирмы Герлах (рис. 217) может изготов-
ляться с многими поверхностями трения или же с простой вы-
движной частью. Ее замок отличается тем, что поворотный рычаг
замка своим верхним плечом давит на колодку трения почти с той
же силой, с какой на последнюю нажимает забивной замковый
т
50-
Рис. 218. Характери-
стика стойки с само-
затяжным устрой-
ством (стойка Шварц-
Универсаль)
т
50
30-
20
10-
10 20 30 W 50 60 мм
Рис. 219. Характери-
стика стойки постоян-
ного сопротивления
(стойка Шварц)
клин. Усилие зажатия выдвижной части, таким образом, почти
удваивается. Начальное сопротивление стойки с обычной
выдвижной частью составляет 20—30 т, стойки с многими по-
верхностями трения — до 35 т. Особенно следует отметить, что
головка со встроенным распорным винтом позволяет осущест-
влять более быструю установку и распор стойки.
Стойки с самозатяжным устройством. Наличие в стойке затя-
гивающегося клина, поворотного клина и зажимной скобы вызы-
вает самозатяжку замка, т. е. автоматическое увеличение вос-
принимаемой стойкой нагрузки. После проседания стойки на не-
сколько миллиметров кривая поднимается вверх, а после оста-
новки затяжного клина поднимается вертикально до так назы-
ваемой критической точки (рис. 218). После критической точки
сопротивление стойки в результате перехода трения покоя в тре-
ние движения несколько снижается. Обычно у стоек с неклино-
вой выдвижной частью рабочий участок характеристики распо-
лагается горизонтально, т. е. стойка оседает при определенной,
почти постоянной нагрузке, например в 30—50 т. Проседание
клиновой выдвижной части связано с возрастанием восприни-
маемой стойкой нагрузки.
296
Критическая точка (точка изгиба) делит характеристику
стойки иа две части. Из сравнения характеристик на рис. 216,
218 и 219 видно, что стойка с самозатяжным устройством ведет
себя сначала как стойка нарастающего сопротивления, а затем
как стойка постоянного сопротивления.
Стойки с самозатяжным устройством изготовляются фирмами
Бекорит, GHH, Шварц (Ватеншайд), металлургическим заводом
Вангейм, фирмами Вимап. Репель, Бранд и др.
Рис. 220. Поперечный и
продольный разрезы зам-
ка стойки Бекорит
На рис. 220 показан замок стойки Бекорит. При забивке гори-
зонтального поворотного клина выдвижная часть зажимается
между задней пластиной и скользящей зажимной колодкой. При
проседании выдвижная часть благодаря трению захватывает за-
жимную колодку и перемещает ее до нижнего конечного положе-
ния. При этом поворотный клин поворачивается до горизоталь-
ного положения и натягивает хомуты замка, изготовленные из
пружинной стали. Для повышения сопротивления па выдвижной
части стойки со стороны колодки наварены топкие полоски из
твердого сплава (рис. 221). Эти полоски при проседании вы-
движной части увлекают за собой зажимную колодку, частично
ее сострагивая.
При простом поворотном клине обеспечивается рабочее со-
противление стойки в 30 /и; при применении поворотного клина
297
и клинового компенсатора сопротивление стойки увеличивается
до 40—50 т. По этому же принципу работает стойка Бекорит,
изготовленная из легкого сплава особого профиля и предназна-
ченная для крутых пластов; ее рабочее сопротивление состав-
ляет 15 т.
Далее следует упомянуть легкую стойку GHH из стали,. Для
выдвижной части и корпуса этой стойки применяют особые про-
фили из высокопрочной листовой стали. Стойка при максималь-
ной длине 2000 мм весит только 52 кг.
Рис. 222. Общий вид (а) и разрез через замок (б)
стойки Шварц-Универсаль:
/’—выдвижная часть; 2 — корпус стойки; 3 — хомут замка;
4—затяжной клин; 5 — забивной поперечный клин; 6 — зажим-
ная колодка; 7 — разгрузочный эксцентрик; 8 — фрикционные
накладки; 9 — пружина; Ю — упорная шайба; // — направляющий
уголок; 12 — заклепка; 13 — накладка; 14 — пластинки скольже-
ния. • 15 — головка стойки; 16 — опора стойки; /7 — предохрани-
тельный штифт; 18 — масленка; 19 — распорный клин
В универсальной стойке Шварц (рис. 222) в качестве само-
затяжного устройства используется скользящий клин. В этой
стойке зажимная колодка 6, снабженная фрикционной наклад-
кой, прижимается к выдвижной части 1, изготовленной из спе-
циального двутаврового профиля. Одна зажимная колодка рас-
положена на накладке 13 корпуса стойки 2 и давит на попереч-
ный клин 5, который в свою очередь прилегает к разгрузочному
эксцентриковому болту 7. Вторая зажимная колодка служит
затяжным клином 4, который при открытом замке посредством
пружины 9 устанаваивается в крайнее верхнее положение. На
внутренней поверхности хомута замка затяжной клин. сопри-
298
касается со специально обработанной клиновой поверхно-
стью?
Для предохранения поверхностей скольжения от коррозии
применяют пластинчатые прокладки 14 из нержавеющей стали,.
После сборки в нижний конец выдвижной части вставляют пре-
дохранительный штифт 17, предотвращающий расчленение
стопки на отдельные части. После установки и распора стойки
замок закрывают посредством забивки поперечного клина 5. При
этом удлиненная рычагообразная серьга эксцентрика 7 должна
быть установлена параллельно оси стойки. Характеристика уни-
версальной стойки Шварц показана па рис. 218.
Стойка Алько-2 фирмы Виман относится к стойкам с забив-
ным клином, но с несколькими поверхностями трения. В этой
стойке некоторые детали, замка выполнены из легких сплавов.
Наличие нескольких поверхностей трения достигается благодаря
особой форме выдвижной части, состоящей из двух полукруглых
профилей, между которыми затягивают клин, удерживаемый пру-
жиной в исходном положении. Клин располагают по диагонали,
т. с. наклонно вниз. Горизонтальный забивной клин служит для
распора и выбивки стойки.
Стойки постоянного сопротивления. Если стойки с самозатяж-
ным устройством называют «быстро воспринимающими нагруз-
ку». то стойки постоянного сопротивления (см. рис. 219) назы-
вают «мгновенно воспринимающими нагрузку». Постоянное со-
противление практически равно номинальной нагрузке, т. е. при
определенной нагрузке стойка проседает.
К таким стойкам относятся прежде всего стойки из легких
сплавов фирм GHH (RS), Вапгейм (R53) и Виман (Алько-1)
для крутых пластов с рабочей нагрузкой 10—12 т. При длине
750/1250 мм стойки весят только 9—11 кг.
На рис. 223 показан замок стойки Алько-1. Корпус стойки 1 —
овального сечения; выдвижная часть 2 состоит из двух полу-
круглых профилей. Собственно замок в этой стойке отсутствует.
Верхний конец корпуса усилен двумя стальными, кольцами 4 и 5,
между которыми размещен клин 3. Он направлен по диагонали
вниз, т. е. горизонтальный клип при проседании выдвижной ча-
сти может сдвигаться вниз. Благодаря перемещению забивного
клина выдвижная часть упруго деформируется и прижимается
к корпусу, чем обеспечивается зажимное усилие.
Для повышения приспособляемости стойки к изменяющейся
мощности пласта на корпусе можно закрепить съемные под-
ставки.
На рис. 224 показана трубчатая стойка GHH из легкого
сплава для крутого падения. Посредством забивного попереч-
ного клина выдвижная часть, состоящая из двух полукруглых
профилей, плотно прижимается к внутренней стенке корпуса
замка. Таким образом, в этой стойке имеются четыре поверхно-
сти трения.
299
Стойка Шварц с зажимным кольцом изготовляется из легкого
сплава; выдвижная часть и корпус стойки—из трубчатого про-
филя (рис. 225). С помощью хомута 2 особой формы корпус и
выдвижная часть соединяются друг с. другом, причем обеспечи-
вается равномерное зажимное давление по всей окружности хо-
мута. Затягивание и освобождение хомута производится кли-
ном 7.
/—корпус стойки; 2 — выдвижная часть; *3 — забивной
клин; 4 — верхнее усиливающее кольио; 5— нижнее усили-
вающее кольцо; 6 — предохранительный штифт; 7 — опора
Рис. 225. Разрез замка стойки Шварц с зажим-
ными кольцами:
/ — выдвижная часть; 2- хомут; 3 — растягиваемые плас-
тины; 4 — прилив; 5 — опора; 6 — клиновой кулак; 7 — по-
перечный клнн; 8 — предохранительный штифт
Рис. 224. Трубчатая
стойка GHH из легкого
сплава
Распорный винт, находящийся на конце стойки, позволяет
производить регулировку длины до 5 см. Вес стойки составляет
14 кг при, длине 1,6 м. На крутых пластах стойки соединяют друг
с другом цепями, чем предупреждается падение стоек при вы-
бивке.
Стандартизация длин стоек. Для упрощения производства и
применения стойки стандартизованы (стандарт DIN 21561).
Стандарты установлены на длину стоек в раздвинутом состоянии,
так как длина стойки в сдвинутом состоянии зависит от кон-
струкции замка.
300
Стандартные длины стоек следующие, мм:
630, 800, 1000, 1250, 1600, 2000, 2500, 2800 и 3150
У стоек длиной до 2000 мм длина выдвижной части и кор-
пуса примерно одинакова, у трех последних типоразмеров удли-
нен корпус, а длина выдвижной части равна 1350 мм во избежа-
ние ее деформации при больших нагрузках.
Рис. 226.
Стойка вре-
менной кре-
пи
Рис. 227. Распорная ско-
ба GHH
Согласно данным Шпрута, для пластов мощностью до 1,2 м
следует выбирать стойки такой длины, которая близка мощно-
сти пласта или несколько меньше ее. Так, при мощности пласта
1,0—1,1 м достаточна стойка длиной 1000 мм. При мощности
пласта 1,2 и 1,6 м следует принимать длину стоек несколько
больше мощности пласта, а для пластов свыше 1,6 м предпочти-
тельнее еще более длинные стойки. Так, например, при мощности
пласта 1,9 м следует выбирать стойку длиной 2,24 м. Колебания
мощности пластов также влияют на выбор длины стоек. Это
особенно относится к тонким пластам.
Временная крепь. Временная крепь должна поддерживать
кровлю в течение короткого периода, пока не будет возведена
постоянная крепь. Основная область применения временной
крепи — пологие пласты. В качестве временной крепи можно
применять деревянные стойки. Чаще же применяют легкие ме-
таллические стойки, которые весят 5—20 кг. На рис. 226 пока-
зана подобная стойка Корфманн (Виттен).
Приспособления для распора стоек. Металлические стойки при
установке должны получать предварительный распор в 5—10 т,
чтобы верхняки были прижаты к кровле.
301
Фирма Шварц снабжает свои стойки двойным рядом проре-
зей в корпусе, а при больших длинах только одним рядом, кото-
рый ослабляет корпус меньше и допускает более высокий пред-
варительный распор. При двойном ряде прорезей распорные
клинья забивают попеременно в одну из прорезей под выдвиж-
ную часть и поднимают ее вверх. При одном ряде прорезей
в корпусе у нижнего конца выдвижной части также имеется про-
резь. Один раз клин вставляют под выдвижную часть, второй
раз — в ее прорезь и снова под выдвижную часть и т. д. (см.
рис. 222).
Распорная скоба GHH (рис. 227) основана на принципе
клина. Она надевается на замок стойки, хомут обхватывает вы-
движную часть, а распорным клином производится подъем по-
следней и распор стойки.
Следует упомянуть также клиновые распорные устройства
фирмы Виман, винтовое распорное устройство Герлах, а также
устройство с зубчатой рейкой фирмы Нойхауз (Виттен).
Металлические верхняки. Вместе с металлическими стойками
следует применять верхняки из стали и легких сплавов и избе-
гать применения деревянных затяжек. Требования основаны на
том, что дерево придаст большую податливость крепи, что
в большинстве случаев нарушает необходимую характеристику
крепи; особенно это относится к стойкам с высоким начальным
сопротивлением. Верхняки значительной длины неудобны в об-
ращении и легко деформируются. Для крепления широкого при-
забойного пространства следует предпочитать применение двух
коротких верхняков.
Для изготовления верхняков, особенно для пластов значи-
тельной мощности, применяют главным образом коробчатый
профиль из стали. Для лучшего прилегания верхняка к стойке
на ее головке обычно имеются выступы, предотвращающие со-
скальзывание головки при проседании стойки. В менее мощных
пластах предпочтительнее верхняки из двутавровых профилей.
Для пластов малой мощности применяют верхняки из волнистой
стали, особенно распространенные в нижнем Руре, Голландии
и Великобритании.
Шарнирные верхняки. Наряду с обычными короткими верхня-
ками большое значение имеют шарнирные верхняки, так как они
позволяют обходиться без временной крепи. Каждый последую-
щий верхняк навешивается на предыдущий и может консольно
закрепляться путем расклинивания, так что оба верхняка обра-
зуют единое целое. Консольно установленный шарнирный верх-
няк в состоянии выдержать на свободном конце нагрузку до 2 т.
Он представляет собой временную крепь и становится частью
постоянной крепи после установки под него стойки.
Симметричные верхняки целесообразнее несимметричных, так
как в случае изгиба их можно повернуть на 180° и выправить
за счет давления пород кровли.
302
Соединение верхняков должно обеспечивать возможность от-
клонения соседних звеньев на угол 7—8° в вертикальной плоско-
сти, чтобы обеспечить хорошее прилегание верхняков к неров-
ной кровле. В горизонтальной плоскости верхняки также должны
допускать отклонение на 5—6°, чтобы можно было выравнивать
отклоненные нитки верхняков. Навеска верхняков должна про-
изводиться снизу вверх на себя, т. е. по возможности из безопас-
ного положения, чтобы крепильщик не переходил конвейер и не
находился на незакрепленной дороге. Для лучшего перераспре-
деления нагрузок на верхняки в нитке необходимо во время
Рис. 228. Вер.хияк Ванверш
установки стойки под консольный верхняк обеспечить шарнир-
ность его соединения. Кроме того, должна быть обеспечена воз-
можность установки дополнительной стойки под верхняк по
всей его длине.
На рис. 228 показан верхняк Ванверш металлургического за-
вода Вангейм. На переднем конце верхпяка имеется вилка, а на
заднем — клинообразная проушина. В передней части вилки
имеется отверстие для штыря, а рядом с ним два отверстия друг
над другом, вместо которых может быть одно большое — оваль-
ное. Проушина снабжена большим круглым отверстием. Верх-
няки соединяют между собой путем продевания штыря-шарнира
через два передних отверстия вилки и отверстие в проушине.
Навешенный верхняк поворачивают до упора в кровлю, в верх-
ние отверстия забивают круглый клин.
На рис. 229 показана лава, закрепленная башмачными верх-
няками GHH *. При навеске цапфа верхпяка вставляется сбоку
в отверстие ранее установленного верхпяка. Вслед за этим верх-
няк поворачивается до упора в кровлю и жестко расклинивается
при помощи клинового башмака. После установки стойки баш-
мак надвигается на замок стойки. Такое соединение обеспечи-
вает возможность отклонения звеньев в вертикальной и горизон-
тальной плоскости до 14°.
Jacobi О. Die Zapfengelenkkappe der Gutehoffnungshiitte als Bcispiek
einer technischen Entwicklungsarbeit. Gliickauf, 1949, S. 439.
303
Следует упомянуть верхняки Шломс (фирмы Бранд), Гре-
чель и Реппель, распор которых осуществляется при помощи
клиньев. Верхняя фирмы Лоренц Полигон (Дортмунд) основан
на принципе зажимного действия эксцентрика на нажимные
пластины ранее установленного верхняка. Для консольной на-
вески верхняков металлургического завода Роте Эрде (Дорт-
мунд) применяется съемный башмак, укрепляемый на конце ра-
нее установленного верхняка.
Фирма Бушман (Эссен Край) выпускает головки стоек, че-
рез которые пропускаются навешиваемые верхняки.
Рис. 229. Лава, закрепленная башмачными верхня-
ками GHH
Костры. Костры применяют в лавах для повышения надежно-
сти крепи нд линии обрушения, а также в местах наибольшего
давления, например вдоль зон нарушения. Применяют деревян-
ные и металлические костры.
Большой несущей способностью при незначительной подат-
ливости обладают костры из деревянных брусьев, в особенности
из сосны или других твердых пород дерева, например из быв-
ших в употреблении железнодорожных шпал. Несущую спо-
собность костров из брусьев с большими поверхностями сопри-
косновения с кровлей можно показать следующим расчетом.
При пределе прочности сосны на сжатие (поперек волокон)
150 кг/сл2 и ширине бруса 20 см опорная поверхность четырех
брусьев составляет 4 X 202 = 1600 см-. Несущая способность
костра составляет 240 т (1600 с.и2Х150 kzIcm2). При этом
предполагается, что весь костер воспринимает равномерную на-
грузку и должен быть тщательно расклинен.
Для облегчения разгрузки таких костров служит разгрузоч-
ный рельс или специальная разгрузочная балка. Разгрузочный
рельс устанавливается в нижней части костра (вместо одного
304
из брусьев), ближе к краю костра, так что его легко выбить при
помощи кувалды. Однако разгрузочный рельс в деревянных
кострах может оказаться сильно зажатым. Поэтому необходимо
заменять деревянные брусья выше и ниже разгрузочного рельса
металлическими.
Длина брусьев в деревянных кострах при работе с обруше-
нием зависит от мощности пласта и угла его падения. Как пра-
вило, длину брусьев принимают равной 0,5—0,7 мощности пла-
ста. Длина брусьев для пологих пластов большой мощности
принимается меньше, чем для
пластов средней мощности с
несколько большим углом па-
дения.
В настоящее время вместо
деревянных костров применя-
ют металлические разборные
костры: металлические пере-
движные костры, сваренные из
стальных листов и снабженные
разгрузочными приспособле-
ниями, а также металлические
посадочные стойки с большой
несущей способностью и уве-
личенной площадью верхней и
нижней опор. На рис. 230 по-
казан металлический костер
Мекапиле фирмы Реккер. Фир-
ма Виман (Бохум) выпускает
посадочные стойки трения с вы-
Рис. 230. Стальной костер Мекапиле
фирмы Реккер (Вюрзелен):
1 — скользящий клин: 2 — скользящий клин с
закрепляющим и разгрузочным приспособле-
ниями; 3 — корпус костра; 4 — подставка
соким рабочим сопротивле-
нием, а фирма Даути — гидравлические посадочные стойки
с рабочим сопротивлением 80—100 т. Их преимущества, по
сравнению с деревянными кострами, заключаются в легкости
и быстроте передвижения и экономии затрат труда. Однако ис-
пользование их для пластов большой мощности менее целесо-
образно.
3. Область применения металлической крепи 1
Высокая первоначальная стоимость стоек и верхняков из
стали и легких сплавов требует правильного выбора и примене-
ния их, а также ухода, чем обеспечивается надежность работы
крепи.
На значение правильного выбора типоразмера стойки ука-
зывалось выше, то же относится и к выбору длины верхняка.
Не рекомендуется применять одновременно стойки с различ-
1 Ritter Н. U. Fehler beim Einsatz neuzeitlichen Strebausbaus. Gilickauf,
1954, S. 709.
20 Горное дело
305
ными рабочими характеристиками. Следует избегать также
совместного применения деревянных и металлических стоек. Во
избежание внецентренной нагрузки стойки должны устанавли-
ваться перпендикулярно боковым породам. В случае необходи-
мости следует применять деревянные прокладки. Стойка под
верхняком не может быть установлена косо, так как в против-
ном случае в верхняке появятся повышенные изгибающие на-
пряжения. Для установки стойки с большим предварительным
распором необходимо применять специальные распорные при-
способления.
Стойки должны быть установлены правильными рядами, а их
замки направлены в одну сторону. Стойки не должны исполь-
зоваться в качестве опор для передвигающихся машин. У кон-
сольно закрепленных верхняков после установки под ними
стойки распорные приспособления должны сниматься, в против-
ном случае верхняки легко деформируются. Под консольный
верхняк необходимо по возможности быстрее устанавливать
стойки. Выбитые стойки и верхняки нельзя класть на почву, их
следует хранить в вертикальном положении. Это необходимо
для уменьшения потерь, а также предохранения элементов крепи
от загрязнения и коррозии. Корпуса стоек должны периоди-
чески очищаться от угольного штыба и породной мелочи. Необ-
ходим также уход за замками стоек. Хорошо себя зарекомендо-
вала периодическая выдача и чистка стоек на поверхности.
4. Плотность крепи
Плотность крепи зависит от количества стоек, приходящихся
на 1 Л12 поддерживаемой кровли; чем больше плотность крепи,
тем меньше нагрузка на каждую стойку. Плотность крепи при
разработке с обрушением должна быть больше, чем при работе
с закладкой, а в мощных пластах больше, чем в тонких. При
полной закладке плотность крепи изменяется от 0,8 до
1,2 ctoiikuIm2. Для условий разработки с обрушением Риттер
дает следующие величины плотности крепи:
Мощность пласта, м Плотность крепи, стоек [м1
Меньше 1,0...............0’8—0,9
1,2—1,8...............1,2—1,3
1,8—2,0...............1,4-1.5
2.2—2,4...............1,5-1,6
В лавах с бесстоечным пространством у груди забоя плот-
ность крепи такая же, как и в лавах со стойками у забоя. На
рис. 231 приведена схема крепления лавы. В начале добычной
смены (рис. 231, а) в лаве по простиранию установлено по
2 стойки под 2 верхняка длиной 1 м каждый; расстояние между
рядами крепи 0,5 м. Каждый ряд поддерживает 2-0,5 м= 1 л2
площади забоя, т. е. плотность крепи равна -р = 2 стойки/м2.
306
К концу добычной смены (рис, 231, б) в каждом ряду навеши-
вают по одному консольному верхняку, конвейер еще не пере-
двинут и число стоек остается прежним. Ряд стоек поддержи-
вает 3 Л1-0,5 м -= 1,5 м2 площади забоя. Плотность крепи со-
ставляет 2:1,5= 1,33 стойки! м2. После передвижения конвей-
еров (рис. 231, в) под каждый консольный верхняк устанавли-
вают одну стойку, и плотность крепи снова составляет
2,0 стойки!м2. Таким образом, следует различать максимальную,
н минимальную плотность крепи.
Кроме плотности крепи Айзен-
меигер и Веддиге ', подсчитывают
плотность установки и извлечения
стоек.
Плотность установки стоек по-
казывает, сколько стоек на 1 Л12
кровли должно быть установлено.
При ее определении учитываются
также все временные стойки, уста-
навливаемые у забоя и у ли-
нии обрушения или закладки.
Аналогично ведется подсчет
плотности извлечения стоек.
Например, на рис. 231 плотность
установки и извлечения равна
максимальной плотности крепи —
2 стойким2. Если устанавливают
временные стойки, то плот-
ность установки стоек выше
плотности крепи. Если дере-
вянные стойки при ппевматиче
кладке не извлекают, то плотность извлечения стоек меньше
плотности установки и чаще всего равна плотности крепи.
Наиболее благоприятным является паспорт крепления, при
котором при данной плотности крепи обеспечиваются мини-
мальная плотность установки и извлечения крепи, а также по-
стоянство плотности крепи в течение цикла.
Рис. 231. Схема крепления лавы
(к расчету платности крепи)
ской или механической за-
s. Гидравлические стойки
Применяемые в настоящее время стойки трения не вполне
отвечают требованиям поддержания кровли и особенно умень-
шения ее опускания у забоя. Начальное сопротивление этих
стоек, как правиле, недостаточно и различно у разных стоек,
так как они воспринимают неодинаковую нагрузку и некоторые
из них при этом перегружаются. Измерения нагрузок на стойки
’Eisenmenger u. Weddige. Der Wirkungsgrad der Ausbauarbeit Im
Streb. Gliickauf, 1954, S. 1633.
20*
307
в подземных условиях посредством динамометров показали,
что фактическое сопротивление большинства стоек трения,
стальных и из легких сплавов, на 50% меньше, чем при стен-
довых испытаниях. Различные сопротивление и податливость
стоек затрудняют поддержание кровли, вследствие чего с точки
зрения безопасности в забое необходимо иметь более высокую
плотность крепи.
Рис. 232. Характеристики гидравлической стойки
металлургического завода Вангейм:
1 — рабочее сопротивление 40 т\ 2 — начальное сопротив-
ление
Приведенные недостатки стоек трения отсутствуют у гидрав-
лических стоек. Все гидравлические стойки состоят из трубча-
тых выдвижной части и корпуса, которые входят друг в друга,
как поршень в цилиндр, а податливость выдвижной части ре-
гулируется количеством вытекающей жидкости. Для установки
гидравлической стойки служат насосы. Обычно последние
встраиваются в выдвижную часть и приводятся в действие
вручную; иногда жидкость подается в стойки от одного или не-
скольких групповых насосов высокого давления, устанавливае-
мых в лаве или в выемочном штреке, и соединяется со стой-
ками трубопроводами.
На рис. 232 приведена рабочая характеристика гидравличе-
ской стойки с рабочим сопротивлением 40 т. Начальное сопро-
тивление стойки составляет 20 т. После проседания на 3—4 льч
стойка развивает полное рабочее сопротивление. Незначитель-
ная предварительная податливость стойки объясняется упругой
деформацией труб и некоторой сжимаемостью рабочей жидко-
сти. Дальше стойка проседает при постоянной рабочей на-
грузке.
В английской угольной промышленности в настоящее время
применяются около 500 тыс. гидравлических стоек. Последние
начинают применяться и в Западной Германии.
308
Конструкции гидравлических стоек'. На рис. 233 приведена
гидравлическая стойка металлургического завода Вангейм
Рис. 233. Гидравлическая стойка
металлургического завода Ван-
гейм:
1 — скоба; 2 — выдвижная часть; 3 — руч-
ка; 4 — опора; 5 — регулирующее устрой-
ство; 6 — головка стойки; 7 — рабочий
клапан; 8 — разгрузочный клапан; 9 —
привод насоса; 10 — трубчатый шток иа-
соса; 11 — уплотнение; 12 — направляю-
щее колыю; 13 — втулка; 14 — резервуар;
15 — корпус стойки; /6 — плунжер низко-
го давления; 17 — двухступенчатый насос;
18 — плунжер высокого давления; 19 —
инжиий конец выдвижной части; 20 — ра-
бочая камера
Рис. 234. Гидравлическая стойка
Даути:
/ — головка стойки; 2 — разгрузочный
клапан; 3 — разгрузочный рычаг; 4 — при-
вод насоса; 5 — соединительная трубка;
6 — резервуар; 7 — корпус стойки; 8 —
шток; 9 — плунжер низкого давления;
10 — плунжер высокого давления; // —
поршень
(Дуйсбург). Она состоит из
корпуса и выдвижной части,
нижний конец которой вы-
полнен в виде поршня и снабжен двухступенчатым насосом.
В головку стойки встроены разгрузочный и рабочий клапаны
1 Kuhn О. Der Grubenausbau auf der Deutschen Bergbau-Aus-
stellung 1954. Gilickauf, 1954, S. 1397; Lange F Stand und Aussichten der
bergtechnischen Forschungs- und Entwicklungsarbeit im Steinkohlenbergbau.
Gilickauf, 1956, S. 1451.
309
п регулирующее устройство рабочего сопротивления стойки. Ра-
бочее сопротивление стойки составляет 40 т. Установка и раз-
движка ее производятся посредством встроенного насоса, пере-
качивающего масло из резервуара выдвижной части в рабочую
камеру, т. е. в пространство между днищем корпуса и выдвиж-
ной частью. Плунжер высокого давления насоса соединен
со штоком жестко, а насос низкого давления — через пружину.
После упора стойки в верхняк и некоторого распора ступень
низкого давления насоса отключается, а при помощи ступени
высокого давления насоса стойка получает предваритель-
ный распор в 20 т. После увеличения нагрузки на стойку выше
ее рабочего сопротивления (например, 40 т) масло из рабочей
камеры через шток насоса поступает в головку стойки и через
рабочий клапан выбрасывается в выдвижную часть. Для раз-
грузки стойки необходимо открыть разгрузочной клапан, причем
масло из рабочей камеры быстро перетекает в выдвижную
часть, а последняя опускается. Верхняя часть корпуса стойки
снабжена кольцом, которое служит направляющей для выдвиж-
ной части, а также уплотнением, предохраняющим простран-
ство между корпусом и выдвижной частью от попадания уголь-
ного штыба и воды.
Распространенная в английской угольной промышленности
стойка Даути снабжена двухступенчатым насосом. В Западной
Германии она выпускается фирмой Зальцгиттер (рис. 234). Эта
стойка работает аналогично стойке Вангейм; предварительный
распор ее составляет до 15 т (максимум 20 ш). Стойка снаб-
жена шариковыми клапанами.
Фирма Клёкнер-Ферроматик (Гастроп-Рауксель) выпускает
гидравлическую стойку, конструкция которой отличается от
описанных выше тем, что раздвижка и распор осуществляются
водо-масляной эмульсией из напорного трубопровода лавы пу-
тем подсоединения его через быстроразъемную муфту. Необхо-
димость в специальном установочном насосе отпадает. На
рис. 235 показан разрез гидравлической стойки Клёкнер-Фер-
роматик, а на рис. 236 — участок лавы, закрепленный такими
стойками.
Преимущества и недостатки гидравлических стоек. Основное
преимущество гидравлических стоек заключается в их высоком
предварительном распоре и постоянном сопротивлении, что
улучшает поддержание кровли. При гидравлических стойках
в кровле образуется значительно меньше трещин оседания, чем
при применении стоек трения. В зонах нарушения, где имеются
внецентренные нагрузки, гидравлические стейки также зареко-
мендовали себя хорошо. Вследствие незначительного веса
стойки удобны в обращении. В мощных пластах это преимуще-
ство особенно важно, потому что крепильщик должен устана-
вливать стойку один. Установка этих стоек облегчается, так
как легко получить высокий предварительный распор стойки
310
в стесненных условиях лавы. Кроме того, величина предвари-
тельного распора гидравлических стоек в меньшей степени за-
висит от тщательности работы крепильщика.
Применение гидравлических стоек позволяет уменьшить
плотность крепи в лаве. Число резервных стоек уменьшается,
так как гидравлические стойки снабжаются подставками, кото-
рые позволяют применять один и тот же типоразмер стойки
при большом диапазоне колебаний мощности пласта.
Р;:с. 235. Р::.'<;)еч тчд-
раглической стойки
Клёкнер-Ферроматик
Рис. 236. Участок лавы, закрепленный
гидравлическими стойками
Клёкнер-Ферроматик
Затраты труда на извлечение гидравлических стоек на
20—30% меньше, чем стоек трения. В связи с улучшением со-
стояния кровли потери и деформации гидравлических стоек
меньше, чем стоек трения. Наличие дистанционной разгрузки
уменьшает количество несчастных случаев при работах по из-
влечению таких стоек. Количество ремонтируемых стоек тре-
ния составляет 8% в месяц, а гидравлических — только около
5% от общего количества стоек.
В качестве недостатка гидравлических стоек следует отме-
тить сложность их ремонта, который обходится дорого и выпол-
няется заводами-изготовителями. Кроме того, гидравлические
стойки сложны по конструкции и могут деформироваться
в результате неосторожного обращения при перевозке и в лаве.
Особенно следует обращать внимание на то, чтобы стойки хра-
нились в вертикальном положении (во избежание потерь
масла).
311
Важнейшим недостатком гидравлических стоек является их
высокая стоимость по сравнению со стойками трения равной
длины. Однако не следует определять степень экономичности
гидравлических стоек только их ценой. Вследствие малого
объема применения гидравлических стоек в западногерманской
каменноугольной промышленности до сих пор еще не ясно, ка-
кие стойки, гидравлические или трения, обеспечивают меньшие
эксплуатационные расходы. Если принять во внимание, что при
гидравлических стойках производительность труда по выбивке
и установке выше (т. е. оплата работы крепильщиков соответ-
ственно меньше), а потерн стоек и их резерв меньше, то, воз-
можно, они будут экономичнее по сравнению со стопками тре-
ния.
6. Общие сведения о механизированной крепи
для очистных выработок
В связи с созданием и внедрением гидравлических стоек
появилась возможность механизировать крепь для очистных
выработок1. Последнее необходимо по различным соображе-
ниям. После того как выемка и доставка угля по лаве были
механизированы, затраты труда и средств на крепление нача-
ли занимать сравнительно большое место среди других расхо-
дов по лаве. Например, на одной шахте, в которой в 10 за-
боях выемка угля производилась стругом при управления
кровлей полным обрушением, 42% затрат труда по лаве прихо-
дились на крепление, что в стоимостном выражении составляло
53"/о. Из них 2/з приходились на эксплуатационные расходы
и ‘/.ч — на амортизацию. Чтобы улучшить технико-экономические
показатели по лаве, необходимо механизировать работы по
креплению. Крепление в значительной степени превратилось
в тормоз для увеличения скорости подвигания очистного забоя,
так как даже большое количество крепильщиков не может
обеспечить своевременного крепления подвигающегося забоя.
С механизацией крепи отпадают трудоемкие работы по креп-
лению. От механизированной крепи требуется, чтобы она на-
дежно поддерживала кровлю и легко приспосабливалась
к различным горным условиям. Элементы крепи должны легко
демонтироваться, чтобы можно было заменять их в забое.
Механизированную крепь для очистных забоев можно разделить
на комплектную крепь и передвижные костры.
1 Lange F. Stand und Aussichten der bergtechnischen Forschungs- und
Entwicklungsarbeit im Steinkohlenbergbau. Gliickauf, 1956, S. 1451; Schu-
bert E. Vollmechanisierter Strebausbau. Bergbau-Rdsch., 1957, S. 361;
Obladen F. Die Bemiihungen der Klbckner-Bergbau Victor-Ickern AG
um die Entwlcklung eines hydraulischen Grubenausbaus. Gliickauf, 1957,
S. 821.
312
Рис. 237. Гидравлическая комплектная крепь Клёк- '
нер-Ферроматик в лаве на пологом пласте
I
Рис. 238. Гидравлический костер Симен
313
Гидравлическая комплектная крепь. Секция комплектной
крепи представляет собой две или несколько гидравлических
стоек, соединенных у кровли верхняком, а у почвы — лежнем.
Стойки не имеют индивидуальных клапанов и насосов; обычно
каждая секция крепи снабжается общей клапанной коробкой
с обратным, разгрузочным и предохранительным клапанами,
с которой соединен проложенный по лаве трубопровод высокого
давления. Управление обратным и разгрузочным клапанами
осуществляется вручную или дистанционно, а предохранитель-
ный клапан срабатывает автоматически, как только нагрузка
на стойку превышает ее рабочее сопротивление.
Чтобы исключить потери рабочей жидкости при оседании и
щ редвижке крени, предусмотрен сливной трубопровод, вслед-
ствие чего рабочая жидкость имеет замкнутый круг циркуляции.
Для обеспечения устойчивости секций верхняки и лежни соеди-
няют между собой тягами (на шахте «Виктор Иккерн» гидравли-
ческую крепь испытывают в забое крутого пласта')• Секции пере-
двигаются каждая отдельно или небольшими группами. После
передвижки открывается обратный клапан и секция получает
предварительный распор. Величина последнего зависит от дав-
ления жидкости в центральном трубопроводе и по возможности
должна приближаться к рабочему сопротивлению крепи, что
уменьшит опускание кровли у забоя.
Для передвижки секции служит гидравлический домкрат
двойного действия, который соединяет секцию или группу секций
с другой секцией или с конвейером. Кроме того, для передвижки
может быть использован передвижник, передвигаемый вдоль
лавы и перемещающий секции крепи. Возможно дистанционное
управление секцией с выемочного штрека.
На рис. 237 показана гидравлическая комплектная крепь для
.пологих пластов фирмы Клёкнер-Ферроматик с домкратом пере-
ЯВИ/ККИ.
Передвижные гидравлические костры. Передвижные гидрав-
лические костры состоят из четырех и более гидравлических
стоек, закрепленных на основании. Передвижка костра осущест-
вляется гидравлическим домкратом.
На рис. 238 показан английский костер конструкции Симен.
1 Obladen I-’. Versuche mit schreitendem livdraulischen Ausbau in
ilacher und steiler Lagcrung. Gliickauf, 1954, S. 1317.'
Глава VIII
РУДНИЧНЫЙ ТРАНСПОРТ
§ 41. ОБЩИЕ СВЕДЕНИЯ
Рудничный транспорт включает совокупность устройств, уста-
новок и приспособлений, служащих для перемещения добытого
полезного ископаемого, породы, материалов, машин и оборудо-
вания от забоя до приемной площадки надшахтного здания.
В данной главе рассматривается только подземный транс-
порт. Транспорт на повсгхаости освещается лишь в той степени,
з кон он связан с подомным транспортом.
Имеются две основные группы транспортных средств: непре-
рывного и прерывное, действия. В первых транспортирование
производится в одном ни'.иравлеипи и процесс транспортирования
постоянен, в то врем > как во вторых он складывается из отдель-
ных никлов с иерпо.;:: неким изменением направления движения.
Установки для а ирерывного действия можно в свою очередь
рвде.тить на две группы:
I) установки, при помощи которых транспортируемый мате-
риал перемещается по опорной поверхности непрерывным пото-
ке.м. К ним относ;,гея качающиеся, ленточные и скребковые кон-
вейеры, а также установки для пневматического или гидравличе-
ского транспорта (например, при гидравлической пли пневмати-
ческой закладке) и др.;
2) установки с бесконечным тягозым органом (канатом или
цепью), к которому па одинаковых расстояниях прикреплены
вагонетки или скипы (например, канатная или цепная откатка).
При прерывном транспорте применяют установки с одним
сосудом — скиповой или клетевой подъем по шахтным и слепым
стволам, транспорт по бремсбергу в вагонетках и т. д. и уста-
новки с несколькими сосудами (локомотивная откатка, скрепер-
ные установки).
Установки первой группы могут работать с одной или двумя
рабочими ветвями тягового органа, з зависимости от того, пере-
315
мещаются ли одновременно только груженые или только порож-
ние или и те и другие сосуды одновременно.
В установках непрерывного действия отсутствуют потери
энергии на разгон и замедление (кроме перерывов в работе),
свойственные установкам прерывного действия, а производитель-
ность их не зависит от длины пути перемещения. Производитель-
ность установки непрерывного действия имеет определенные
максимум и минимум, так как она должна быть экономически
оправдана. Такие установки, являются менее гибкими в эксплуа-
тации, чем установки прерывного действия, которые значительно
проще приспособить к изменению нагрузки во времени и в про-
странстве (к изменению количества транспортируемого мате-
риала, поступающего в единицу времени,, или к изменению места
поступления материала).
При непрерывном транспорте производительность установки
Q (т) определяется площадью сечения материала F (.и2) на
конвейерной ленте или желобе и т. д., скоростью транспортируе-
мого материала v (м/сек) и его насыпным весом у (т/м3):
Q = ЗбОО/Д'у, т час.
Для установок с бесконечным тяговым органом основными
параметрами являются: полезный груз .V (т) отдельных транс-
портных сосудов, расстояние между ними а (л) и скорость дви-
жения тягового органа с; производительность определяется тем,
что представляет собой промежутки времени, через которые
сосуды прибывают на конечный пункт
~ 360CW ЗбООеУ
(J г=----= - . т час.
а а
v
Производительность установок прерывного действия зависит
от полезного груза отдельных сосудов и числа составов, прибы-
вающих за час; последняя величина определяется длиной транс-
портирования L (Л1), средней скоростью движения v и продолжи-
тельностью пауз между прибытием составов t (сек). Таким обра-
зом, при установке с двумя рабочими ветвями тягового органа
„ 3600
Q = —£------- , т час
~v + Z
и при одной рабочей ветви
Л 3600W
Q—----------г-, ш час.
2 — -1]
1 v I
Для скреперных установок и локомотивной откатки, если
учитывать только транспортирование до ствола, действительна
формула для одной рабочей ветви.
16
Примеры. 1. Скорость движения ленты конвейера 1,2 м/сек,
среднее сечение груза на ленте 0,035 м2 и насыпной вес груза
1.3 т/м\
Производительность конвейера
Q = 3600 • 0,035 • 1,2 • 1,3=197 in/час.
2. Бесконечная канатная откатка; одновременно переме-
щаются две вагонетки с полезным грузом по 0,8 т, скорость дви-
жения 0,8 м/сек и среднее расстояние между вагонетками 18 м.
Производительность откатки
3600 • 0,8 • 2 • 0,8 о_„
Q =--------ig------= 256 т, час.
3. Локомотив перевозит составы из 50 вагонеток, вмещаю-
щих по 0,8 т каждая, скорость движения 2,5 м/сек, длина транс-
портирования 2000 м, продолжительность пауз между прибы-
тием составов 10 мин. = 600 сек.
Производительность откатки
3600 50 • 0,8 _. .
Q = --72000-----Г ~ 51,4 т, час.
2 ( 2,5 + 600)
4. Двухклетевая подъемная установка с полезным грузом
8 т (8 вагонеток по 1000 кг), глубина подъема 700 м, средняя
скорость движения клетей 12,5 м/сек, продолжительность пауз
между подъемами 50 сек.
Производительность подъема
Q = -700 — = 2/ 1,7 т час.
12,5 + 50
Транспортные устройства разделяются на установки, слу-
жащие для перемещения грузов в горизонтальном или близком
;< горизонтальному направлении, и установки для наклонного п
вертикального транспорта. Можно положить в основу классифи-
кации другой признак—место работы транспортной установки;
транспорт по забою, по выемочным штрекам, транспорт между
горизонтами, по главным откаточным штрекам, подъем по шахт-
ному стволу. Это соответствует пути движения добытого полез-
ного ископаемого от забоя до поверхности.
Ряд транспортных установок, применяемых в очистных за-
боях, используется также в выемочных штреках, а иногда и
в главных откаточных штреках. С другой стороны, некоторые
транспортные установки главных откаточных штреков применя-
ются в измененном виде в выемочных штреках, а при горизон-
тальном залегании пласта и выработках большого сечения мо-
гут быть использованы и в забоях. Между подъемными установ-
317
ками в главных шахтных и слепых стволах имеется много об-
щего.
Схема подземного транспорта от забоя до приемной пло-
щадки в надшахтном здании заключается в основном в следую-
щем:
1) непрерывный транспорт в наклонных и горизонтальных
очистных забоях;
2) рельсовый транспорт по горизонтальным выработкам;
3) транспорт по бремсбергам, подъем по слепым стволам и
по вертикальным и наклонным шахтным стволам.
При наклонном и горизонтальном залегании пластов непре-
рывный транспорт является основным способом транспорта в очи-
стных забоях (лавы, камеры и другие забои), в наклонных вы-
работках, и отчасти в выемочных штреках. В качестве транс-
портных установок используются неподвижные рештаки, качаю-
щиеся, ленточные, пластинчатые и цепные конвейеры. Установки
для прерывного транспорта в виде скреперов применяются в за-
боях, главным образом при добыче калия и каменной соли,
иногда на металлических рудниках и, реже, на угольных шахтах.
Горизонтальный рельсовый транспорт применяется в глав-
ных откаточных выработках, в выемочных штреках, если в по-
следних не применяется непрерывный транспорт, а при разра-
ботке мощных горизонтальных пластов — также и в очистных за-
боях. Наибольшее распространение при рельсовом транспорте
получили локомотивы; канатная откатка имеет второстепенное
значение.
Наряду с рельсовым транспортом в настоящее время приме-
няют в камерах безрельсовый транспорт.
В вертикальных и наклонных стволах и слепых стволах
используется преимущественно прерывный транспорт, но встре-
чаются также установки для непрерывного транспорта (напри-
мер, спиральный спуск) и изредка — установки с бесконечным
тяговым органом.
§ 42. ЛЕНТОЧНЫЕ КОНВЕЙЕРЫ
Конвейерные ленты. Подавляющее большинство конвейерных
лент имеет прокладки из хлопчатобумажной ткани, реже — из
синтетических материалов. Прокладки придают ленте механиче-
скую прочность и воспринимают тяговые усилия, действующие
на ленту, в то время как обкладки из резины или подобных ей
материалов служат только для защиты ленты от износа, повреж-
дений и воздействия влаги. Прокладки, количество которых мо-
жет достигать девяти, соединяют между собой вулканизацией.
В подземных условиях наибольшее распространение получила
пятислойная лента с прокладками из хлопчатобумажной ткани
В60 с прочностью на разрыв 60 кг/см на одну прокладку. Тол-
щина резиновых обкладок обычно принимается 2 мм.
318
Рис. 239. Соединение (фирмы
Нилос), запрессованное в лен-
ту, и отдельный крючок
Наряду с обычными резиновыми лентами в меньшем объеме
применяют конвейерные ленты со стальными тросиками. В них
хлопчатобумажные прокладки заменены прокладками с основой
из стальных тросиков и утком из синтетического волокна, напри-
мер перлона. Тросики защищены обкладкой, которая восприни-
мает значительную часть тягового усилия.
В последнее время для предотвращения пожаров от ленточ-
ных конвейеров выпускают конвейерные ленты в огнестойком,
исполнении *, в которых рези-
на выполнена негорючей за
счет добавления специальных
веществ, или заменена синтети-
ческими материалами, напри-
мер неопреном или полихлорви-
нилом; однако при этом стои-
мость ленты повышается на
25%. Согласно инструкции, го-
рение этих лент должно пре-
кратиться сразу же или вскоре
после удаления ленты из пла-
мени; поэтому горение ее или
не распространяется, или огра-
ничивается небольшим участ-
ком. Однако такие ленты не в
состоянии предотвратить воз-
никновения пожара.
Соединение концов конвей-
ерных лент. В горной промыш-
ленности применяют три способа соединения концов лент: при по-
мощи соединительных крючков, вулканизацией и холодным склеи-
ванием (холодной вулканизацией). Самым распространенным и
дешевым является разъемное соединение с крючками1 2. Острия
крючков отшлифованы, чтобы устранить повреждение тканевых
прокладок во время запрессовки крючков или в процессе эк-
сплуатации. Кроме того, крючкам придана такая форма, что при
запрессовке они сгибаются и закрепляются в ленте подобно ан-
керным болтам. На рис. 239 справа показан крючок фирмы Ни-
лос, а ниже — разрез конвейерной ленты с запрессованными
крючками. Запрессовка крючков в концы конвейерной ленты
производится посредством приспособлений в виде клещей; при
этом образуется два ряда петель, входящих друг в друга по-
добно гребням; внутрь петель вводится стержень, служащий
1 Passmann В. Das flammwidrige Fdrderband. Schlagel u. Eisen 1953,
S. 659; V i e r 1 i n g A. Entwicklungsrichtungen der Fdrdertechnik im Bergbau.
Gliickauf, 1952, S. 1075.
2 Ehlers. Die Kosten von Bandverbindungen durch Verbindehacken.
Gliickauf, 1951, S. 751.
319-
осью шарнира (рис. 240). Прочность соединения зависит от ка-
чества его выполнения, поэтому концы ленты должны быть чи-
сто обрезаны и строго перпендикулярны ее оси.
Достоинством соединения крючками является простота сборки
и разборки; на выполнение соединения требуется всего 5—
15 мин. Недостатки: меньшая прочность соединения на разрыв
но сравнению с прочностью ленты; просыпание угольной пыли
или шлама в местах соединений ленты при транспортировании
отходов из углемойки, что приводит к загрязнению конвейерной
установки и может вызвать неполадки в ее работе. Возможно
Рис. 240. Соединение концов ленты
также проникновение воды в ленту через открытые торцовые по-
верхности в стыках и в местах входа крючков в ткань.
Лучшим является соединение бесшовной вулканизацией1.
Этот способ широко применяется на поверхности; использование
его в подземных условиях затруднено из-за необходимости
в электрическом подогреве и опасности воспламенения резины и
растворителя (вулканизирующей жидкости). Процесс вулканиза-
ции длится 3—5 час. Такие соединения являются неразъемными
и поэтому их можно применять на конвейерных установках по-
стоянной длины и с длительным сроком службы.
Другой, очень надежный метод соединения — холодное склеи-
вание (холодная вулканизация). При этом клеем покрывается
место соединения, торцы ленты и ее верхняя поверхность, на ко-
торой сделаны насечки для придания шероховатости. На склеи-
вание концов ленты также требуется около 5 час., причем работу
следует производить в свободной от пыли обстановке.
1 Lugwig u. Scherer. Gesichtspunkte fur das Verbinden von Forder-
bandern durch Vulkanisieren unter Tage. Gliickauf, 1951, S. 216; Kroll G.
Zur Frage der Forderbandverbindungen. Gliickauf, 1950, S. 510.
320
Классификация конвейеров. Ленточные конвейеры разде-
ляются на конвейеры с верхней и нижней рабочей ветвью. В под-
готовительных выработках применяют исключительно конвейеры
с верхней рабочей ветвью. Преимущество конвейера с нижней ра-
бочей ветвью состоит в меньшей высоте загрузки и, следова-
тельно, в компактности конвейерной установки. Поэтому такие
конвейеры находят применение в забоях преимущественно тон-
ких пластов, а в сочетании с угольными комбайнами — также бо-
лее мощных пластов.
В маломощных пластах с
хорошей кровлей успешно при-
меняют конвейеры с волоча-
щейся по почве лентой, которая
наматывается лебедкой. К кон-
вейерам, где тяговое усилие пе-
редается не лентой, а специ-
альным тяговым органом, от-
носится ленточно-цепной кон-
вейер с лентой Херстерман.
Для установок небольшой
длины выпускаются специаль-
ные лотковые конвейеры с бор-
тами.
Конвейеры с верхней рабо-
чей ветвью. Лента движется
между двумя барабанами, пе- Рис. 241. Подвесной ленточный конвейер
ремещаясь по опорным роли- с закрытой нижней лентой
кам. Ролики укреплены на ро-
ликоопорах, жестко соединенных между собой. В зависи-
мости от условий эксплуатации применяют опорные кон-
струкции с закрытой нижней лентой (рис. 241) или открытого
типа (рис. 242). В первых роликоопоры, расположенные на
расстоянии 1,8—3 м друг от друга, соединяются защитными ли-
стами, которые закрывают нижнюю ветвь ленты и придают же-
сткость конвейерной секции. В очистном забое нижнюю ветвь
ленты обычно закрывают; в противном случае, во время навалки
на нее попадает уголь. При доставке по штрекам и хорошем
центрировании ленты можно отказаться от защитных листов,
заменив их полосовой или угловой сталью, что облегчает до-
ступ к конвейеру. Конструкции конвейера, препятствующие скоп-
лению на нижней ветви ленты просыпавшегося мелкого угля,
уменьшают опасность загорания ленты. Конвейерные секции для
конвейера с верхней рабочей ветвью стандартизованы
(ДИН22111). Как показано на рис. 242, придание верхней ветви
ленты лотковой формы достигается установкой двух-трех роли-
ков под углом друг к другу в вертикальной плоскости, в то время
как плоская нижняя ветвь ленты движется по одному, более ши-
рокому ролику. В настоящее время лотковые конвейеры получили
21 Горное дело
321
повсеместное распространение, так как при одинаковой ширине
ленты имеют большую производительность по сравнению с кон-
вейерами с плоской рабочей ветвью.
Для равномерного прилегания ленты к роликам конвейерные
секции при монтаже должны быть тщательно выверены в верти-
кальной и горизонтальной плоскостях. При волнистой почве под
Рис. 242. Секция ленточного конвейера от-
крытой конструкции
конвейер подкладываются деревянные брусья, которые для по-
вышения устойчивости приболчиваются к секции. На некото-
рых шахтах конвейерные секции не ставят на почву, а подвеши-
вают к рамам крепи выработки при помощи цепей или прово-
лочных канатов (см. рис. 241). Подвеска устраняет влияние пу-
чения почвы на работу конвейера. Длина цепей или канатов ре-
гулируется для приспосабливания к осадке кровли; чаще всего,
их приходится укорачивать.
Высокие требования предъявляются к качеству изготовле-
ния опорных роликов. Трение ленты, особенно груженой, о не-
подвижные ролики приводит к быстрому износу ее и, кроме того,
к перегрузке привода. Для уменьшения трения ролики устанав-
ливают на шарикоподшипниках, что дает возможность умень-
шить мощность двигателя на 30% по сравнению с роликами дру-
гих типов. Расстояние между роликоопорами составляет, в за-
висимости от размеров секций, 1,2—1,5 м для верхней ветви
ленты и 0,9—1,8 м для нижней. Чем больше ширина и погонный
вес ленты, тем меньше расстояние между роликоопорами.
Как правило, ролики заполнены густой смазкой, которой
хватает на несколько месяцев работы. В шахте производится
только замена роликов, а удалять смазку рекомендуется на по-
верхности во время чистки ролика. Уплотнительное кольцо за-
щищает внутреннюю часть ролика от проникновения пыли.
Положение барабана натяжной головки (рис. 243) регули-
322
руется болтами. Барабан должен быть строго перпендикулярен
оси ленты, так как иначе лента сползает в сторону.
В Англии и в США диаметр барабана (в сантиметрах) опре-
деляют исходя из числа прокладок (D = 10 X число прокла-
док+10). В ФРГ диаметр приводного барабана принимают
равным 100-кратной, а диаметр барабана 80-кратной толщине
ленты1. Для устранения сбегания ленты в сторону применяют
барабаны с выпуклой поверхностью, вершина которой находится
посередине барабана. Кривизна составляет 1,5—2% от ширины
барабана.
Рис. 243. Натяжная головка
Натяжная головка сообщает ленте необходимое натяжение и
обеспечивает регулирование ее длины в пределах 2%. Головка
оттягивается натяжными винтами и цепями, которые прикреп-
ляют к стойкам или крепят к почве. В конвейере с закрытой ниж-
ней ветвью ленты перед натяжной головкой ставят телескопи-
ческий рештак с величиной хода до 1700 мм.
Расположение приводов. Выбор места установки приводов
конвейера с резиновой или стальной пластинчатой лентой осно-
ван на том, чтобы тяговое усилие передавалось грузовой ветви
ленты, как правило, верхней, а в конвейере с нижней рабочей
ветвью — нижней ветви ленты.
В зависимости от числа приводных барабанов различают
одно- и двухбарабанные приводы. Величина тягового усилия, пе-
редаваемого от приводного барабана ленте, зависит от коэффи-
циента трения поверхности барабана, угла обхвата лентой ба-
рабана и от натяжения ленты. Коэффициент трения у гладких
барабанов составляет 0,3, у барабанов с футеровкой тканью — 0,4.
Однако следует считаться с уменьшением коэффициента трения
1 S с h u 1 z е-М a n i t i u s. Konstruktive Voraussetzung zur Schonung von
Fdrderbandern. FOrdertechn., 1941, S. 161.
21* 323
при высокой влажности; в этих условиях при сильно нагружен-
ных лентах особое внимание уделяется большому углу обхвата.
На рис. 244 приведены различные способы увеличения угла
обхвата. Схема а пригодна только для конвейеров небольшой
длины и малой производительности. Схема б предусматривает
а
разгрузку транспортируемого материала непосредственно при
огибании лентой приводного барабана;
угол обхвата увеличен за счет при-
жимного ролика. При схеме в лента
огибает специальный выносной бара-
бан, служащий разгрузочным; такая
конструкция позволяет удалить при-
вод конвейера от погрузочного пункта.
В схемах а, б, в применяется один
приводной барабан, в схеме г — два
Ы ’ 180°
приводных барабана.
В конвейере с однобарабанным при-
водом из-за меньшего угла обхвата
требуется большее натяжение ленты
по сравнению с двухбарабанным; по-
этому он малопригоден при волнистой
почве. Кроме того, при однобарабан-
ном приводе вследствие большого на-
тяжения возникает опасность перена-
пряжений длинных лент. Достоинство
однобарабанного привода состоит в
^ео°
Рис. 244. Схемы привода
ленточного конвейера:
а — однобарабанный привод; б —
однобарабанный привод с прижим-
ным роликом; в — однобарабанный
привод с выносным барабаном и
двумя прижимными роликами; г —
двухбарабанный привод с вынос-
ным барабаном
ленты.
том, что к нему не может прилипать
влажный транспортируемый материал.
При одно- и двухбарабанных приво-
дах с выносной головкой необходимы
скребки для очистки ленты от угольной
мелочи.
Угол обхвата на двухбарабанном
приводе вдвое больше, чем на одпоба-
рабапном, в связи с чем при одинако-
вых мощностях двигателей и количестве транспортируемого ма-
териала двухбарабанный привод дает возможность увеличить
длину конвейера примерно на 30% без повышения натяжения
При мощности привода не более 15 л. с. и на коротких
горизонтальных конвейерах можно ставить однобарабан-
ный привод. Такой привод обычно применяется для до-
ставки на длину до 100 м и производительности не бо-
лее 80 т/час.
Двухбарабанный привод рекомендуется при мощности более
15 л. с., при установке конвейеров на волнистой почве и при
транспортировании материала вверх или вниз с углом наклона
до 6°. Этот тип привода желателен при изменяющихся эксплуа-
324
тационных условиях, особенно в случае необходимости частого
удлинения конвейеров.
Однако равномерное распределение тягового усилия между
двумя барабанами затруднительно. Как правило, в конвейере
с однобарабанным приводом с верхней рабочей ветвью натяже-
ние распределяется пропорционально между верхней и нижней
ветвями. В двухбарабанном приводе соотношение натяжения
обеих лент подвержено резким колебаниям; практически невоз-
можно обеспечить одинаковое натяжение ленты на обоих бара-
банах. Иногда на сбегающей со второго барабана ветви ленты,
особенно если она слабо нагружена, натяжение вообще отсут-
ствует. Существует и другая причина изменения натяжения лен-
ты. Если на барабане, по которому проходит загрязненная сто-
рона ленты, образуется слой налипшего материала, то эффектив-
ные диаметры, а следовательно, и окружные скорости обоих
барабанов станут различными, в результате чего появляется про-
скальзывание ленты, ее смещение в сторону и перенапряжение
от трения.
При доставке сухого материала и равномерной загрузке
ленты эти недостатки двухбарабанного привода, за исключением
ускоренного износа ленты, не имеют большого значения и ком-
пенсируются преимуществами данного привода.
Типы приводов. Конвейерные приводы могут работать на
сжатом воздухе или на электрической энергии.
К достоинствам пневматического двигателя относятся: плав-
ный разгон ленты, меньшая стоимость сравнительно с электро-
двигателем, возможность применения без каких-либо изменений
в конструкции на участках, опасных по газу. Недостатком яв-
ляется высокая стоимость энергии. Преимущества электропри-
вода заключаются в дешевой энергии; кроме того, при исполь-
зовании этого вида энергии уменьшается нагрузка на пневмати-
ческое хозяйство шахты. К недостатку (поскольку применяются
электродвигатели с короткозамкнутым ротором) следует отне-
сти высокий пусковой момент, вызывающий перегрузку ленты и
особенно ее соединений. Для ограничения момента, передавае-
мого на ленту в пусковой период, между электродвигателем и ре-
дуктором ставят эластичные или гидравлические муфты. На
мощных приводах успешно применяется турбомуфта Фойт-Син-
клер.
Электропривод имеет наибольшее распространение в подго-
товительных выработках, а в забоях, где трудно прокладывать
электрический кабель, преобладает пневматический привод. На
рис. 245 показан однобарабанный привод фирмы Эйкгоф. Бара-
бан большого диаметра является приводным, а второй барабан
представляет собой подпружиненный прижимной ролик, служа-
щий для увеличения угла обхвата и направления нижней
ленты. Приводной барабан является одновременно разгрузоч-
ным.
325
На рис. 246 показан двухбарабанный привод. Он состоит из
редуктора, опоры барабана и двигателя (не показан). Примене-
ние зубчатых с косыми зубьями колес из закаленной стали улуч-
шает зацепление и обеспечивает бесшумную работу передач.
Рис. 245. Однобарабанный конвейерный привод
фирмы Эйкгоф
Приводные барабаны могут быть легко сняты с опорной рамыдля
замены. Их можно вынуть без удаления подшипника с фланцем.
Рис. 246. Двухбарабанный привод
Кроме двух приводных барабанов, на раме установлено два на-
правляющих ролика и скребок для очистки нижней ветви ленты.
Изменение скорости движения ленты производится путем за-
мены двух пар зубчатых колес в редукторе.
Наряду с нормальным зубчатым редуктором создан ряд спе-
циальных редукторов для тяжелых эксплуатационных условий
326
(например, если из-за загрязнения приводных барабанов их ок-
ружные скорости становятся различными); к ним относится Двух-
барабанный дифференциальный привод западногерманских за-
водов (Вестдейче Ветрибеверке).
Пневмо- и электробарабаны. Особым видом однобарабанного
привода является барабан, в который встроен приводной дви-
гатель. Вследствие компактности он особенно пригоден для кон-
вейеров небольшой производительности. Такие приводы выпу-
скаются мощностью до 20 л. с.
Электробарабаны фирмы Сименс-Шуккерт показаны на
рис. 247. Барабан при помощи подшипников установлен на вы-
водных концах валов двигателя и редуктора. Корпус двигателя
укреплен на внешней стороне барабана, а с внутренней его сто-
роны вал двигателя соединяется муфтой с валом редуктора. Кор-
пус редуктора вращается с заданной конечной скоростью и увле-
кает за собой барабан. Для отвода тепла от электродвигателя
предусмотрено внутреннее проветривание: вентилятор установ-
лен на муфте, соединяющей электродвигатель с редуктором.
Центральное расположение привода. В особых случаях, на-
пример при спуске материала вниз и на стационарных ленточных
конвейерах в подготовительных выработках, можно рекомен-
довать расположение привода не в конце конвейерной установки,
а примерно посередине. Такое расположение целесообразно при
частой передвижке разгрузочной или натяжной головки. Цент-
ральное расположение привода показано на рис. 248.
Петлевое устройство устраняет необходимость в примене-
нии регулировочных кусков ленты при ежедневном удлинении
конвейера. За счет сближения барабанов этого устройства до-
стигается удлинение конвейера на 25 м. На длинных конвейерных
установках петлевое устройство можно также использовать для
натяжения ленты. При доставке груза по горизонтали и на
подъем петлевое устройство монтируется за приводом, а при до-
ставке вниз — между разгрузочным барабаном и приводом (см.
рис. 248).
В пунктах перегрузки транспортируемого материала с одного
конвейера на другой, имеющий иное направление, устанавли-
вают желоба и борта, которые зачастую заменяют старыми ре-
зиновыми лентами. Если оба конвейера имеют одинаковое на-
правление движения, то целесообразно монтировать привод од-
ного конвейера и натяжную головку другого на общей опор-
ной раме.
Оправдало себя расположение разгрузочного барабана на
телескопической стреле, поворачивающейся в вертикальной пло-
скости (рис. 249). Стрела позволяет изменять как расстояние
между приводом и местом разгрузки, так и высоту разгрузки.
Конвейеры с нижней рабочей ветвью. В этих конвейерах ниж-
няя рабочая ветвь движется непосредственно по подошве, а верх-
няя по неподвижным трубам или роликам, закрепленным под
327
Рис. 247. Приводной барабан со встроенным электродвигателем:
1 - приводной барабан; 2 --электродвигатель; 3 — редуктор; 4, 5 — подшипники;
6 — муфта; 7 — корпус редуктора; 8 — вентилятор
Рис. 248. Центральное расположение привода с петлевым
устройством:
1 — разгрузочный барабан; 2 — петлевое устройство; 3 — привод; 4 — бара-
бан натяжной головки
Рис. 249. Поворотная выносная стрела фирмы Эйкгоф
328
кровлей1. Натяжной барабан также прикрепляется к крепи. При-
меняют следующий способ установки роликов верхней ленты: их
подвешивают между двумя параллельными проволочными кана-
тами, которые натягивают под кровлей на расстоянии, равном
££&££££ аваййй : ШМ
Рис. 250. Перегрузочная станция при конвейере с нижней рабочей
ветвью
ширине роликов. Отдельные куски каната соединяют стяжками.
Фирма Эйкгоф разработала регулируемую опорную конструк-
цию, предназначенную
для установки конвей-
ера с нижней рабочей
ветвью в бесстоечном
призабойном простран-
стве.
Конвейеры с ниж-
ней рабочей ветвью
имеют натяжную го-
ловку, обычный конвей-
ерный привод и устрой-
ство перевода ленты
наверх. Перегрузка
транспортируемого ма-
териала с одного кон-
вейера с нижней рабо-
чей ветвью на такой же
другой в призабойном
Рис. 251. Петлевое разгрузочное устройство
для конвейера с нижней рабочей ветвью
пространстве невоз-
можна вследствие его стесненности, поэтому доставка должна
производиться одним конвейером с нижней рабочей ветвью. У
конвейеров большой длины и производительности на натяжной
головке ставится второй привод.
Конвейер с нижней рабочей ветвью может разгружать уголь
на конвейер с верхней рабочей ветвью или в вагонетки. На
рис. 250 показаны привод и направляющее устройство для пере-
грузки угля на конвейер с верхней рабочей ветвью. Уголь с раз-
грузочного барабана попадает сначала на короткий попереч-
ный конвейер или перегрузочный желоб. Наиболее распростра-
нена конструкция (рис. 251), при которой груз передается непо-
1 Haack К. Untcrbandantrieb in gedrangter Bauweise fur enge Bandstre-
cken. Gliickauf, 1949, S. 388; Langecker. Erfahrungen mit UnterbandfOr-
derern. Gliickauf, 1949, S. 645.
329
средственно с нижней ленты забойного конвейера на верхнюю
ленту штрекового конвейера. Приводные барабаны расположены
один над другим для придания приводу компактности.
Конвейер с нижней рабочей ветвью благодаря небольшой вы-
соте и легкой загрузке особенно удобен в маломощных пластах.
Отсутствие жесткой опорной конструкции облегчает и ускоряет
процесс переноски. Конвейер с нижней рабочей ветвью пригоден
для доставки материала как на подъем, так и на спуск, поэтому
его можно применять в забоях с волнистой почвой и даже
при небольших сбросах. Конвейер может доставлять также
закладочный материал и поэтому, если допускает мощность
пласта, позволяет применить метательные закладочные ма-
шины.
Недостатком конвейера с нижней рабочей ветвью является
значительный износ ленты вследствие трения о почву. Износ за-
висит от твердости угля и свойств пород почвы. Быстро изна-
шиваются также соединения ленты,
но для их защиты существуют спе-
циальные приспособления (рис. 252).
С другой стороны, при конвейерах
такого типа уменьшаются затраты
на ролики и опорные конструкции.
Наконец, следует учесть возмож-
ность применения конвейеров с ниж-
ней рабочей ветвью на пластах, в
которых другие транспортные сред-
ства не могут работать.
Конвейер с волочащейся лентой.
Успешно применяются при разра-
ботке весьма тонких пластов конвей-
еры с волочащейся лентой. Они со-
Рис. 252. Соединение концов
ленты конвейера с нижней ра-
бочей ветвью (фирма Нилос)
стоят из резиновой ленты, приводного барабана, на который на-
матывается лента, лебедки и каната. Длина ленты равна длине
очистного забоя. Лента заводится в забой при помощи каната
и лебедки. После загрузки ленты включается барабан и лента
начинает двигаться в обратном направлении, перемещаясь не-
посредственно по почве. При спаренных лавах со средним вы-
емочным штреком можно отказаться от барабана и затягивать
ленту с помощью канатов и лебедки поочередно в обе лавы. В
этом случае уголь перегружается плужковым сбрасывателем на
ленточный конвейер, установленный в среднем выемочном
штреке *.
Можно также установить у концов спаренных лав небольшие
лебедки, которые с помощью канатов перемещают по лавам ку-
сок ленты, загружаемый за 0,5 мин.
1 Scheer A. u. Christoph О. Abbau eines sehr diinnen flachgela-
gerten Flozes mit einem neuartigen Bandforderer. Gliickauf, 1952, S. 779.
330
Ленточно-цепной конвейер фирмы Херстерман >. Ленточно.
цепной конвейер отличается от обычного ленточного конвейера
главным образом способом передачи тяговых усилий. Передача
усилий осуществляется цепью с укрепленными на ней пласти-
нами, покрытыми сверху материалом с большим коэффициентом
трения. Лента приводится в движение за счет сил трения между
ней и пластинами (рис. 253). На приводной и натяжной головках
имеется по барабану для ленты и по звездочке для тяговой цепи.
Звездочка и барабан имеют одинаковые окружные скорости.
В этом конвейере применяются секции стандартных ленточных
конвейеров, в середине которых
расположен ролик для тяговой
цепи.
Конвейеры с лентой
Херстерман. могут быть любой
длины, так как допускают уста-
новку промежуточных приво-
дов. Достоинства этого кон-
вейера: уменьшение разрывов
ленты и ее износа, возмож-
ность применения дешевых кон-
вейерных лент с пониженной
прочностью на разрыв, почти
полное устранение опасности
Рис. 253. Конвейер фирмы Херстер-
ман
пожара на приводе и роликах.
Ленточный лотковый конвейер с бортами. Конвейер лотковый
с бортами применяется для доставки угля на короткие расстоя-
ния при небольших скоростях движения ленты. Как показано
на рис. 254, секция конвейера состоит из двух выгнутых бортов,
между которыми укреплены ролики, служащие одновременно
поперечной связью для обеих частей секции. Верхняя несущая
ветвь опирается в средней, наиболее нагруженной части на ро-
лики, а менее нагруженные края ленты покоятся на бортах. Про-
изводительность конвейера этой конструкции с лентой шири-
ной 500 мм такая же, как стандартного конвейера с лентой ши-
риной 650 мм.
Описанные конвейеры выпускаются для лент шириной 400,
500 и 650 мм. В зависимости от условий работы применяется
электрический или пневматический двигатель с редуктором.
Ленточные лотковые конвейеры с бортами предназначены для
забоев небольшой длины; кроме того, они хорошо работают при
нарушенном залегании пластов. Для конвейера характерны лег-
кость удлинения или укорочения, удобная переноска, так как
длина отдельных секций всего 2 м и они имеют легкоразбор-
ные клиновые соединения.
1 Мае vert W. Das Horstermannband, ein Beitrag zur Beseitigung der
Brandgefahr in F&rderstrecken. Gliickauf, 1952, S. 62.
331
Область применения и производительность. Конвейеры с рези-
новой лентой пригодны для транспортирования угля и других
полезных ископаемых, а также закладочных материалов. Но сле-
дует считаться с тем, что крупнокусковые и абразивные мате-
риалы вызывают повышенный износ ленты.
Область применения конвейеров с резиновой лентой ограни-
чивается предельно допустимыми углами наклона: при движении
под уклон— 12° и на подъем — 20°. Но оптимальными условиями
эксплуатации являются: углы наклона при доставке под ук-
лон— 6°, на подъем — 8°. Если углы наклона сильно отличаются
от оптимальных величин, то рекомендуется выбрать другой спо-
Рис. 254. Лотковый ленточный кон-
вейер с бортами
соб транспорта.
Производительность кон-
вейера определяется шириной
и скоростью движения ленты.
Скорость зависит от прочности
ленты, мощности приводного
двигателя, которая в свою оче-
редь определяется длиной кон-
вейера, углом наклона, мето-
дом и качеством соединения
ленты. Ширина ленты унифи-
цирована (ДИН22111) и составляет 500, 650, 800 и 1000 мм.
На шахте следует ограничиваться одним, максимум двумя
размерами конвейерной ленты; это обеспечивает взаимозаме-
няемость и уменьшает запасы материалов на шахтных складах.
Для конвейеров производительностью не более 200 m/час можно
применять ленту шириной 800 мм.
Скорость движения ленты обычно принимается в пределах от
1 до 2 м/сек. Целесообразно выбирать ее ближе к нижнему пре-
делу, так как с возрастанием скорости повышается склонность
ленты к смещениям в стороны. Как правило, скорость ленты в за-
боях принимается равной 1м/сек, в штреках—1,5 м/сек. В осо-
бых случаях, когда ленточные конвейеры доставляют большие
количества материалов, например при вскрышных работах на
буроугольных разрезах, можно увеличивать скорость движения
ленты до 4 м/сек и даже более.
Мощность конвейерного привода колеблется в пределах 15—
80 л. с. Большинство применяемых в Рурском бассейне ленточ-
ных конвейеров имеет приводы мощностью 15—30 л. с. Не сле-
дует применять на обычных конвейерах приводы мощностью ме-
нее 15 л. с., даже если мощность привода короткого конвейера
является завышенной. Мощность двигателя всегда выбирается
по конечной длине конвейера. Максимальная длина конвейера
с одним приводом — 400 м при установке по горизонтали. Она
уменьшается при доставке на подъем и увеличивается при до-
ставке под уклон. При расчете мощности двигателя наряду с тео-
ретическим значением необходимо учитывать эмпирический ко-
332
эффициент. На рис. 255 приведена номограмма для выбора мощ-
ности привода горизонтального конвейера. Например, требуется
определить мощность привода конвейера со следующими пара-
метрами: производительность 100 т угля в час, длина конвей-
ера 300 м, ширина ленты 650 мм, скорость движения 1,25 м/сек.
Порядок определения этой величины показан пунктирными ли-
ниями со стрелками. Для рассматриваемых условий мощность
привода равна 21 л. с.
-----------доставки
Рис. 255. Номограмма для определения мощности привода ленточного
конвейера при доставке по горизонтали
Мощность привода конвейеров, работающих на подъем, выше
и выбирается по соответствующим номограммам.
Уход за лентой. Наиболее дорогой частью ленточного кон-
вейера является лента, за которой необходим тщательный уход’.
Разрывы ленты и ее соединений происходят главным образом
из-за чрезмерного натяжения, остановки роликов или их отсут-
ствия, загрязнения конвейера, небрежной сборки, непрямоли-
нейности конвейерного става. Для предупреждения загрязнения
необходимо применять конвейеры с полностью открытой или со-
вершенно закрытой нижней ветвью. Нежелательно частичное пе-
рекрытие нижней ветви защитными листами или применение ли-
1 S с h u 11 е- М a n i t i u s II. Schadenverhiitung an Fdrderbandern. Tech-
nik, 1949, S. 107..U. 203.
333
стов с отверстиями, так как при этом чистка затрудняется. Между
тем достаточно даже небольшого скопления грязи и мелочи
для нарушения движения ленты: происходит ее торможекие,
повреждение обкладок и разрыв. На конвейерах открытого типа
следует предусмотреть достаточное количество сбрасывателей
(рис. 256). Особое внимание следует уделять очистке ленты
до того, как будут установлены защитные листы. В противном
Рис. 256. Сбрасыватель для ленточного конвейера:
1 — верхняя ветвь; 2 — нижняя ветвь; 3 — сбрасыватель
случае, куски угля или породы застревают между лентой и ли-
стами, вызывая остановку и порчу ленты. То же происходит при
отсутствии роликов на нижней ветви: лента сильно провисает и
транспортируемый материал может сбоку попасть на нижнюю
ленту. При взрывных работах или во время обрушения больших
масс угля надо ставить на забойный конвейер боковые борта для
предохранения краев ленты или закрывать ее. Перегрузка ленты
недопустима: следует увеличить скорость движения или заменить
в этом случае ленту более широкой.
Зачастую причиной повреждений ленты является плохое со-
стояние пунктов, где происходит загрузка ленточных конвейеров.
При загрузке материал должен подаваться в направлении дви-
жения ленты и со скоростью, примерно равной скорости ленты,
причем высота падения должна быть небольшой. Целесообразно
производить загрузку с помощью колосников: на ленту сна-
чала просыпается мелкий уголь, образующий постель для круп-
ных кусков. Загрузочные желоба или воронки должны иметь до-
статочную длину и слегка расширяться в направлении движе-
ния, чтобы транспортируемый материал не застревал между их
стенками и лентой. Разгрузка материала с ленты должна по воз-
можности производиться при огибании ею барабана, т. е. безуча-
стия сбрасывателя. Как правило, лента движется в одном на-
правлении, т. е. без реверсирования.
Необходимо тщательно выполнять соединения ленты. Чтобы
число соединений свести к минимуму, применяют отрезки ленты
длиной до 50 м.
Трудно обеспечить прямолинейность ленточных конвейеров-
большой длины; кроме того, они требуют высокого натяжения
334
ленты. По этим соображениям, следует выбирать оптимальную,,
а не максимально допустимую длину конвейера.
Около 60% пожаров на ленточных конвейерах вызывается
трением неподвижной (заторможенной) ленты о вращающиеся
приводные барабаны, а 30% —о неподвижные конвейерные ро-
лики *. Для предупреждения пожаров необходим тщательный
уход за конвейером и рекомендуется применение негорючих лент.
Известную безопасность обеспечивают спринклеры, автомати-
чески включающиеся при недопустимом перегреве или в случае
пожара.
Наиболее надежным средством предупреждения пожара яв-
ляется контрольный прибор 2, который сначала сигнализирует об
увеличении скольжения ленты, а затем при скольжении, пре-
вышающем допустимую норму, или при остановке ленты выклю-
чает конвейерный привод. Прибор фирмы Нилос регистрирует
скорость движения приводного барабана и ленты, суммирует
величины скольжения с помощью счетного механизма и по дости-
жении заданного предела останавливает привод.
На последовательно установленных ленточных конвейерах
необходимо предусмотреть систему сигнализации или блокировки
для того, чтобы при остановке какого-либо конвейера не мог
продолжать работать конвейер, подающий на него уголь.
§ 43. ПЛАСТИНЧАТЫЕ КОНВЕЙЕРЫ
Несущим элементом пластинчатых конвейеров является пла-
стинчатая лента. Она состоит из стальных пластин толщиной
3—4 мм с загнутыми краями, образующими борта. Пластины
установлены так, что перекрывают друг друга и не расходятся
при огибании приводного и натяжного барабанов. Длина пла-
стины в направлении движения обычно равна 160 мм, высота
бортов—100—130 мм, стандартная ширина — 400, 540, 640
и 800 мм.
Ролики и цепи. Применявшиеся в течение многих лет кон-
вейеры со стационарными опорными роликами вытеснены кон-
вейерами с роликовыми цепями. В конвейерах первого типа пла-
стинчатая лента движется по роликам, стационарно укреплен-
ным на опорных конструкциях, а в конвейерах второго типа ро-
лики укреплены на ленте и перемещаются по направляющим из
уголкового железа. Решающим достоинством конвейера с ро-
ликовыми цепями является меньший расход энергии и возмож-
ность увеличения длины конвейера.
У конвейера со стационарными роликами каждая несущая
пластина проходит путь от наиболее низкой точки, расположен-
’Passmann В. Entstehung von Branden an Gummlforderbandern.
GlQckauf, 1951, S. 1191.
2Velhagen. Bandwachter fiir elektrisch angetriebene Gummibander.
Gliickauf, 1949, S. 865.
335
ной между роликами, до верхнего положения — при переходе
через ролик. При этом звенья цепи поворачиваются относи-
тельно друг друга, что увеличивает их износ; кроме того, транс-
портируемый материал подвергается попеременному разрыхле-
нию при проходе над роликами и сдавливанию при проходе
между роликами. Наоборот, у конвейеров с роликовыми цепями
положение участков пластинчатой ленты между роликами всегда
одинаково: они имеют постоянный, ярко выраженный прогиб.
Рис. 257. Поперечный разрез через одно- и двухиепной пластин-
чатый конвейер:
/ — ограждение для защиты рук; 2 — направляющая
Величина прогиба должна быть минимальной, однако некото-
рый прогиб желателен, так как при нем уменьшается пусковой
момент. Пластинчатые конвейеры выпускаются фирмами Эйк-
гоф, Хаухинко, Демаг, Прюнте, Аумунд, Тиле и др.
В качестве тягового элемента применяют пластинчатые или
круглозвенные цепи ’. Наиболее распространены пластинчатые
цепи. На их звеньях укреплены несущие пластины. Длина звена
цепи такая же, как длина пластины (160 мм), поэтому они сов-
местно огибают концевые звездочки с 10 или 12 зубьями. Как
правило, на конвейере имеются две пластинчатые цепи (рис. 257),
установленные рядом с несущими пластинами или под ними.
Преимущества бокового расположения цепей: цепи легко до-
ступны для осмотра и обслуживания, хорошо омываются венти-
ляционной струей и поэтому быстрее высыхают. Недостатки:
цепи легко засоряются просыпавшимся материалом, особенно
на погрузочных пунктах; увеличивается необходимая ширина
пластинчатой ленты. Поэтому фирмы Эйкгоф, Хаухинко, Демаг
и др. предпочитают нижнее расположение цепей по краям пла-
стин.
Если конвейер имеет только одну тяговую цепь (рис. 257),
tg она находится под пластинами посередине ленты. Достоин-
ством центральной цепи является возможность прохождения
криволинейных участков с наименьшим радиусом (15 м), в то
время как двухцепные конвейеры без специальных устройств до-
пускают искривление по радиусу не менее 60 м. К таким устрой-
1 Knaust Н. Der EinfluB der Kettenfiihrung von Stahlplattenbandern
auf den Leistungsbedarf und den VerschleiB der Ketten. Gliickauf, 1949, S. 861.
336
ствам относятся шарнирные соединения между отдельными несу-
щими пластинами, расположенными на некотором расстоянии
друг от друга; этот способ применяется в конвейере Аумунд.
Второй способ заключается в уменьшении интервала между ро-
ликами. Особенно широко эти средства использованы в изги-
бающемся конвейере Хемшейдт. В настоящее время одноцепные
конвейеры применяют с лентами шириной 400 или 540 мм\ более
широкие ленты при расстоянии между роликами 1,3—2,0 м мало-
устойчивы. Кроме того, прочность на разрыв цепи недостаточна
для большой нагрузки.
Рис. 258. Пневматический привод пластинчатого кон-
вейера
Круглозвенная цепь имеет меньшую стоимость; пластинча-
тая лента с расположенной посередине круглозвенной цепью про-
ходит кривые малого радиуса без применения каких-либо спе-
циальных шарнирных звеньев в самой цепи. Соединение кругло-
звенной цепи с несущими пластинами имеет более сложное
устройство. Будущее покажет, какой тип цепи лучше.
Расстояние между роликами зависит от необходимой вели-
чины искривления конвейера. В прямолинейных конвейерах,
предназначенных для транспортирования тяжелых грузов (на-
пример, частей машин), следует принимать расстояние между ро-
ликами 1,3 м, а в других случаях, даже на конвейерах со ста-
ционарными роликами, достаточно устанавливать их через
2,0 м.
Опорные конструкции и приводы. Опорные конструкции кон-
вейеров собирают из оперных секций из сортового проката, рас-
положенных на расстоянии примерно 3 м друг от друга, и соеди-
няют их направляющими из уголкового железа (без применения
болтов).
Приводы пластинчатых конвейеров бывают головные, хвосто-
вые и промежуточные. В головных и хвостовых приводах (см.
22 Горное дело
337
рис. 258) имеются звездочки, которые через редуктор и эла-
стичную или гидравлическую муфту приводятся в действие од-
ним или двумя двигателями, установленными с обеих сторон кон-
вейера.
В промежуточном приводе или в приводе, расположенном по-
середине конвейера (рис. 259), имеются, как правило, одна или
две бесконечные ведущие цепи с укрепленными на них пальцами
для захвата конвейерной цепи. Существенное достоинство про-
межуточных приводов состоит в том, что при их применении
Рис, 259. Промежуточный привод пластинчатого
конвейера
можно иметь конвейер практически неограниченной длины. Осо-
бенно это важно при транспортировании на подъем, так как от-
падает необходимость в промежуточных перегрузочных стан-
циях с их обслуживанием, уменьшается пылеобразование и т. д.
В пластинчатых конвейерах сохраняется тот же принцип дей-
ствия, как и в ленточных конвейерах: движущая сила передается
несущей ветви. При горизонтальном расположении и произво-
дительности 150 m/час конвейер с одним приводом может иметь
длину до 800 м. Как правило, скорость движения пластинчатой
ленты принимается равной 0,8 м/сек, но за счет сменных шесте-
рен в редукторе сс можно увеличить до 1 и 1,2 м/сек. Для оста-
новки ленты при выключении двигателя и транспортировании на
подъем или под уклон в приводах имеется колодочный тормоз.
Изменение направления движения ленты осуществляется за
счет реверса двигателя.
Область применения. Пластинчатые конвейеры наиболее при-
способлены для выемочных штреков и наклонных выработок
и предназначены для транспортирования угля, породы, соли и
руды. Конвейеры стандартной конструкции допускают угол на-
клона при транспортировании на подъем не больше 25° и под
338
уклон до 22°. Предельные углы повышаются соответственно
до 40 и до 35° при лентах с ребрами — уголками, которые при-
клепывают или привинчивают к ленте с интервалом через 4—
8 пластин.
Специальные типы пластинчатых конвейеров. Кроме обыч-
ных пластинчатых конвейеров, созданы различные специальные
конструкции, например изгибающийся конвейер Хемшейдт.
Ниже приводятся данные об изгибающемся конвейере с рель-
совыми направляющими фирмы Шмитц унд Зоне, о конвейере
для кривых малого радиуса, роликовом желобчатом конвейере
Эрбо и конвейере с гофрированной лентой.
В одноцепном изгибающемся конвейере с рельсовыми направ-
ляющими на пластинчатой цепи укреплены желобчатые несущие
пластины с роликами на их концах. Ролики движутся по рель-
сам, установленным на опорной конструкции. Наименьший
радиус кривизны — 10 м. Изгиб ленты конвейера при прохожде-
нии ею кривых достигается посредством шарнирных соединений,
установленных на определенных расстояниях друг от друга.
В одноцепном конвейере Эрбо для кривых малого радиуса
применена специальная конструкция пластинчатой цепи и, кроме
того, на криволинейных участках с радиусом 10 м установлены
направляющие ролики для цепи. Двухцепной роликовый пла-
стинчатый конвейер Эрбо 1 снабжен цепями, допускающими воз-
можность изгиба конвейера по радиусу не менее 25 м. Прочные
борта не только обеспечивают плотное соединение всего кон-
вейерного става, но и допускают перемещение по конвейеру вру-
бовых машин и угольных стругов. Поэтому такие конвейеры
(имеющие к тому же низкий расход энергии) можно применять
в очистных забоях. Поперечное сечение конвейера равно 450 см-
при ширине 500 мм и высоте бортов 60 мм.
Другим типом изгибающегося конвейера является конвейер
с гофрированной лентой фирмы Вестфалия Люнен. Слегка вогну-
тые стальные пластины имеют резиновое покрытие. Пластины
соединены между собой эластичным гофрированным материалом
с поперечными складками (рис. 260). Поперечные складки могут
сжиматься и растягиваться и делают возможным транспортиро-
вание материала на подъем до 30°. Три отрезка ленты соединены
друг с другом на рамках. Брусья оканчиваются внизу двумя
выступами, имеющими по одному опорному и по два направляю-
щих ролика, движущихся в направляющих швеллерного профиля!
(рис. 261). Несущая и холостая ветви ленты могут быть распо-
ложены одна над другой или рядом. Пластинчатая лента переме-
щается круглозвенной цепью с длинными звеньями. На этом кон-
вейере возможна установка промежуточных приводов. Часовая
производительность конвейера 200—300 м3!час при скоростях.
Wawersik R. Der Rollentrogf&rderer, ein neuartiges Abbauforder-
mittel. Gliickauf, 1954, S. 983.
22*
339’
движения ленты 0,8—1,35 м/сек. Конвейер — реверсив-
ный.
Изгибающийся конвейер
Рис. 260. Гофрированная лента
Вестфалия Люнен
конструкции Хемшейдт-Гребе >. Из-
гибающийся конвейер маши-
ностроительного завода Хем-
шсйдт может быть изготов-
лен как конвейер замкнутой
конструкции с бесконечной
лентой, но чаще он выпу-
скается в виде так называе-
мого конвейерного поезда,
В этом случае опорные кон-
струкции располагаются на
всем пути транспортирова-
ния и по ним курсируют
один или несколько конвей-
фирмы ерных поездов длиной по
80—160 м. Количество поез-
дов зависит от количества
транспортируемого материала. В 1954 г. на шахтах, разрабаты-
вающих крутые пласты, общая длина выработок, на которых ра-
ботали конвейерные поезда, составляла 30 000 м.
На опорных конструкциях
смонтированы для каждой из
двух ветвей пластинчатой лен-
ты по две боковых и по одной
средней направляющей из
швеллерного профиля длиной
по 2 м. В них движутся боко-
вой и средний ролики пластин,
из которых составлена лепта.
Стальные пластины с загнуты-
ми краями имеют длину около
260 мм и ширину 450, 550 или
700 мм. Емкость конвейерного
поезда длиной 100 м составляет
соответственно 5,6; 8,5 или
13 м\
Пластины перекрывают
друг друга и соединяются ме-
жду собой пластинчатой цепью
Рис. 261. Опорная конструкция кон-
вейера с гофрированной лентой фир-
мы Вестфалия Люнен
специальной конструкции (рис.
262). Таким путем достигается возможность прохода по кривым
с минимальным радиусом.
1 Wormann A. Das Kurvenband, Bauart Hemscheidt-Grebe als Streb-
"Strecken-Band auf der Zeche Monopol. Gliickauf, 1951, S. 241.
.340
Часовая производительность установки зависит от состоя-
ния пути, длины и числа конвейерных поездов, а также от ско-
рости движения, которая принимается в пределах 1—1,5 м/сек.
Конвейер работает на подъем до 25°.
Рис. 262. Изгибающийся конвейер Рис. 263. Стрелочный перевод на три
Хемшейдт-Гребе направления
Особенностью этого изгибающегося конвейера является воз-
можность применять стрелочные переводы на 2—3 направления
с ручным или дистанционным управле-
нием (рис. 263).
Конвейерные поезда передвигаются
при помощи промежуточных приводов
(рис. 264). Расстояние между этими
приводами должно быть несколько
меньше длины конвейерного поезда
для того, чтобы поезд всегда был под-
ключен к одному из приводов. Как
правило, мощность приводов равна
12—20 л. с. При пневматическом при-
воде двигатели через редуктор приво-
дят в действие бесконечную цепь с по-
парно укрепленными па ней пальцами,
которые захватывают среднюю цепь
конвейера. Конвейерный поезд имеет
автоматическое управление. При дви-
жении он нажимает на контакты, регу-
лирующие подачу сжатого воздуха;
поэтому в работе находится только
Рис. 264. Промежуточный
привод для конвейерного
поезда Хемшейдт-Гребе
один привод, за исключением кратковременных периодов пере-
ключения двух соседних приводов. Движущийся поезд произво-
дит также включение цилиндров управления стрелками на его
пути. Специальные устройства предотвращают пропуск поезда
341
при неправильной установке стрелки и устраняют столкновение
конвейерных поездов, если в работе находится одновременно
несколько таких поездов.
В электрическом приводе следует предусмотреть установку
гидравлической муфты. Метод управления такой же, как при
пневмоприводе.
Рис. 265. Пример применения конвейерного поезда Хемшейдт-Гребе при раз-
работке крутых пластов:
/ — выработка лля откатки породы; 2 — опрокидыватель для разгрузки вагонеток с закладоч-
ным материалом; 3 — бункер для закладочного материала; 4 — центральный погрузочный
пункт; 5 — углеспуск; 6 — подача угля к слепому стволу; 7 — доставка закладочного мате-
риала к забою; 8 — закладка; 9 — добыча угля
На схеме, приведенной на рис. 265, дается пример примене-
ния конвейерного поезда при двукрылой разработке двух сбли-
женных крутых пластов. Конвейерный поезд служит для до-
ставки угля от забоя и закладочного материала — к забою.
С переходом на транспортирование при помощи конвейерного
поезда увеличилась производительность транспорта по углю и
закладочному материалу, что привело к значительному росту
концентрации работ на крутом паденииКонвейерные поезда
конкурируют с изгибающимися конвейерами других типов, а так-
же с большегрузными вагонетками с боковой разгрузкой или
с откидными днищами для перевозки породы.
1 S с 11 с е г F. Betricbsziisaiiimenfassung in stciler Lagerung mil Hilfe
der BandzngfOrdernng usw. Gliickauf, 1953, S. 389.
342
§ 44. СКРЕБКОВЫЕ КОНВЕЙЕРЫ
В скребковых конвейерах транспортируемый материал сколь-
зит по опорной поверхности, которая представляет собой
рештаки (желоба) из листовой стали. В противоположность кон-
вейерам с резиновой или пластинчатой лентой эта опорная по-
верхность неподвижна. Перемещение груза достигается при
помощи скребков, закрепленных на одной, двух, а в последних
конструкциях даже на трех бесконечных цепях, которые дви-
жутся по рештакам в направлении транспортирования мате-
риала и возвращаются по рештакам холостой ветви.
В зависимости от того, требуется ли проталкивание мате-
риала или его торможение, различают тяговые и тормозные кон-
вейеры. Тяговые конвейеры могут транспортировать материал на
подъем и под уклон, а назначение тормозных конвейеров состоит
в том, чтобы замедлить движение материала при спуске его соб-
ственным весом и большом угле наклона.
Поскольку тяговая сила передается грузовой ветви цепи, оба
типа конвейеров различаются главным образом расположе-
нием привода: у тяговых конвейеров он расположен в разгру-
зочной части, а у тормозных вссчда установлен па верхнем конце,
так как здесь тяговая сила передается нижней цепи.
Применяют тяговые конвейеры с направляющими для верх-
ней цепи и без них. Тяговые и тормозные конвейеры могут быть
одно- и двухцепными.
Скребковые конвейеры с направляющими для цепей (двухцеп-
ные). Характерными особенностями этих конвейеров являются:
наличие двух верхних цепей с направляющими и рештаков тяже-
лой конструкции, соединения которых допускают отклонение со-
седних рештаков на некоторый угол в горизонтальной и верти-
кальной плоскостях. В последнее время начинают выпускать
трехцепные конвейеры; это дает возможность при разрыве цепи
на нижней ветви продолжать ее перемещение до тех пор, пока
разорванные концы не окажутся на верхней ветви.
Важным достоинством двухцепных конвейеров наряду с вы-
сокой производительностью является возможность осуществлять
механическую передвижку конвейера без разборки по всей длине
.т<шы. Необходимое условие для этого — применение способов
крепления, обеспечивающих отсутствие стоек между конвейе-
ром и грудью забоя. Передвижка конвейера без разборки по
всей длине может производиться во время выданной смены
или в конце ее, так что отпадает необходимость в выделении
специальной смены на переноску конвейера. Как правило, пе-
редвижка обходится дешевле и требует меньше времени, чем пе-
реноска с разборкой конвейерного става; при этом обеспечи-
вается не только экономия средств, но и увеличивается время на
добычу угля. Однако двухцепные конвейеры все больше начи-
?43
нают применять в таких забоях, где состояние кровли не допу-
скает поддержания свободного от стоек пространства у груди
забоя. Применению двухцепных конвейеров в этих условиях
способствует рост производительности труда по переноске кон-
вейера с разборкой; в настоящее время она достигает 20 м,
а в отдельных случаях — 40 м на 1 чел.-смену.
При переноске двухцепного конвейера не обязательно раз-
бирать его на отдельные секции; можно разделить его посере-
дине. Нижняя часть конвейера целиком перемещается в верх-
нюю половину лавы, верхняя часть — в нижнюю половину, за-
тем обе части соединяются на новой конвейерной до-
роге.
Второе существенное достоинство указанных двухцепных
конвейеров заключается в том, что их можно использовать в ка-
честве направляющих для угольного струга и для передвижения
по ним врубовых и врубово-погрузочных машин. Поэтому такие
конвейеры, как правило, незаменимы в полностью механизиро-
ванных очистных забоях; часто их применяют при выемке угля
отбойными молотками и взрывными работами. Направляющие
для цепей дают возможность применить конвейеры в лавах с вол-
нистой почвой и со сбросами, высота которых достигает мощно-
сти пласта. Наибольший угол для доставки под уклон — 30°, на
подъем — 15°.
В подавляющем большинстве случаев описанные конвейеры
служат для доставки угля в лавах, но иногда применяются и
в выемочных штреках; в этом случае двухцепные конвейеры рас-
полагают между выходом из лавы и штрековым ленточным кон-
вейером. Недостатками двухцепных конвейеров являются: боль-
шие потери на трение и высокий расход энергии.
Двухцепные конвейеры различных типоразмеров с направляю-
щими для верхней цепи выпускают фирмы: Байен — под назва-
нием «Универсалы» и «Рекорд», Вестфалия Люнен— так назы-
ваемый панцирный конвейер, Эйкгоф — двухцепной конвейер
«Эйкгоф-Бишоф», Демаг— «модель G». Конвейеры наиболее тя-
желой конструкции предназначены для полностью и частично
механизированных забоев, конвейеры более легких типов — для
частично механизированных и немеханизированных забоев, кон-
вейеры специальных типов — для маломощных пластов и специ-
фических условий эксплуатации.
Панцирный конвейер Вестфалия Люнен. У панцирного кон-
вейера наиболее тяжелого типа (рис. 266) рештаки состоят из
бортов из спецпрофиля с толщиной стенок 10 лш и приварен-
ного к ним днища такой же толщины. Кроме нормальных решта-
ков шириной 620 мм, высотой 180 мм и длиной 1500 мм имеются
также короткие рештаки, служащие для регулирования длины
панцирного конвейера. Рештак длиной 1,5 м весит 148 кг. Ре-
штаки соединяют болтами, причем соединения допускают откло-
344
нение соседних рештаков на угол 4° в горизонтальной и верти-
кальной плоскостях. Это позволяет изгибать панцирные конвей-
еры, например при передвижке. На стороне конвейера, обра-
щенной к выработанному пространству, можно прикреплять бол-
тами съемные борта (см. рис. 266), устраняющие просыпание
угля за конвейер. Зачастую борта используются в качестве ка-
нала для силовых, осветительных и других кабелей, а также слу-
жат опорами для светильников.
Рис. 266. Рештак панцирного кон-
вейера Вестфалня-Люнен со съем-
ным бортом в виде желоба для
кабеля
Рис. 267. Соединение
звеньев цепи
панцирного конвейера
Для перехода от нормальных рештаков к приводным голов-
кам служат концевые рештаки, в которых расстояние между це-
пями постепенно становится равным диаметру звездочки.
Цепи со звеньями диаметром 18 жлс изготовляют из высо-
кокачественной стали; разрывное усилие составляет 30 т. Их
собирают из отрезков длиной 1 м при помощи соединительных
звеньев, которые используют одновременно для крепления скреб-
ков (рис. 267).
Приводная головка длиной 2,5 м и высотой около 0,5 м со-
стоит из опорной рамы, приводного барабана с 8-лучевыми звез-
дочками, редукторов и пневмо- или электродвигателей. Тяже-
лая конструкция и большие потери на трение обусловливают
мощность приводов до 100 кет и более. В зависимости от длины,
угла наклона, производительности и способа выемки требуется
1—4 двигателя, которые устанавливаются на обоих концах кон-
вейера. Главный привод (рис. 268) передает тяговое усилие
грузовой ветви цепи, а хвостовой привод — холостой ветви. При
большом угле падения пласта и для уменьшения износа решта-
ков целесообразна установка приводных головок у обоих кон-
цов конвейера. Можно установить на обоих приводах электро-
или пневмодвигатели или на одном приводе — электрические.
345
а на втором— пневматические двигатели. В последнем случае
верхний вспомогательный пневмопривод используется для регу-
лирования скорости движения цепи (например, во время ос-
мотра конвейера и при доставке материалов).
При электрическом приводе устанавливают турбомуфту, пред-
назначенную для облегчения пуска и равномерного распределе-
ния нагрузки между отдельными электродвигателями, которые
всегда имеют неодинаковое число оборотов. Турбомуфты обес-
печивают мягкие пусковые характеристики. Цепь конвейера
Рис. 268. Привод панцирного конвейера Вестфалия-Люнен с электриче-
ским и пневматическим двигателями:
/ _ зубчатый редуктор с коническими и цилиндрическими передачами типа WHM
39ON, мощность до 55 л. с.; 2 — турбомуфта Фдш-Синклер типа TV422; 3 — элек-
тродвигатель мощностью 28—42 кет; 4 — приводной барабан; 5 — пневмодвигатель
мощностью до 55 л. с.
включается только после того, как двигатели достигнут опреде-
ленного числа оборотов; следовательно, пуск двигателей проис-
ходит вхолостую.
В зависимости от производительности конвейера и эксплуа-
тационных условий скорость движения тяговой цепи принимается
в пределах 0,5—0,7 м!сек. Конвейер такого типа при длине до-
ставки 250 м имеет производительность 200 т!час и более.
Конвейер передвигается всем ставом, как правило, без раз-
борки, при помощи пневматических домкратов, а иногда — ле-
бедками.
Легкий панцирный конвейер отличается от конвейера тяже-
лого типа главным образом меньшими размерами и приводом
облегченной конструкции; поэтому он приюден для маломощных
пластов. Безболтовые соединения рештаков облегчают пере-
носку конвейера с разборкой, если невозможна его механиче-
ская передвижка без разборки. В приводных головках преду-
смотрены барабаны для затягивания цепи на конвейер при его
346
монтаже. Производительность конвейера типа PFO при длине
200 м достигает 150 т/час и более.
Из панцирных конвейеров минимальными размерами обла-
дает «карликовый» конвейер, который очень удобен для доставки
небольших количеств грузов при проведении штреков с раскос-
кой и других подобных работах, а также в качестве промежу-
точного конвейера при переходе геологических нарушений.
Конвейер «Рекорд» фирмы Байен. Основное отличие конвей-
ера «Рекорд» от панцирного конвейера Вестфалия Люнен за-
ключается в конструкции конвейерных рештаков (рис. 269).
Боковые стенки 6 из листов толщиной 8 мм соединены между
Рис. 269. Поперечное сечение рештака конвейера «Рекорд» фирмы Байен:
1 — съемный борт; 2 — оси цепей; 3 — соединительное звено; 4 — направляющая; 5 — на-
правление движения; 6 — боковые стенки; 7 — днище; 8 — ребра жесткости; 9 — уголки;
10 — штыри; Л — полосы
собой днищем 7 и поперечными ребрами жесткости 8. Направ-
ляющими для верхней цепи служат сменные уголки 9. По мере
износа уголки заменяют новыми, чем увеличивается срок службы
рештака. Соединение рештаков производят внахлестку, что обес-
печивает плавный переход угля через стыки. По требованию,
между направляющей 9 и боковой стенкой 6 крепят съемные
борта с кольцами, которые могут быть выполнены также в виде
кабельного канала. Рештаки соединяются овальными звеньями,
в которые входят штыри 10, укрепленные на торцах рештаков.
Соединения обеспечивают отклонение соседних рештаков в го-
ризонтальной плоскости до 3° и в вертикальной — до 5°. Попе-
речные связи рештаков перекрыты полосами 11 для плавного
перехода нижних ветвей цепи в местах соединения рештаков.
Главный привод может быть заказан с выносной частью дли-
ной около 1,5 м, на которой установлены ведущие звездочки,
соединенные посредством двойной цепной передачи с приво-
дом. Скорость движения цепей (0,85 м!сек) несколько выше,
чем у панцирного конвейера. При отсутствии выносной части
можно снизить скорость до 0,6 м!сек за счет смены пары ше-
стерен в редукторе.
Фирма Банен наряду с конвейером «Рекорд» выпускает кон-
вейер «Универсаль» более легкой конструкции, который приго-
ден для работы с разборкой при переноске.
347
Конвейеры Байен легкого типа предназначены для маломощ-
ных пластов, для лав с геологическими нарушениями и т. п. усло-
вий.
Двухцепной конвейер Эйкгоф-Бишоф. Конвейерные рештаки
двухцепного конвейера Эйкгоф-Бишоф (ЕВ-конвейеры) имеют
длину 1,5 м и выпускаются легкого и тяжелого типов. Они со-
стоят из двух симметричных желобов, приваренных друг к другу,
так что образуется двойное днище (рис. 270), благодаря чему
рештаки можно переворачивать и отделение для холостой ветви
превратить в отделение для рабочей. Такая перестановка необ-
ходима при одностороннем из-
носе рештаков, например при
работе в мульдах и на седло-
Рис. 270. Поперечное се-
чение рештака двухцеп-
ного конвейера Эйкгоф-
Бишоф
Рис. 271. Крепление скребков
на цепи двухцепного конвейера
Эйкгоф-Бишоф ♦
винах. Оба типа конвейеров различаются в основном толщиной
стенок рештаков и весом, а по габаритным размерам они
примерно соответствует панцирному конвейеру тяжелого типа.
Стандартные рештаки длиной 1,5 м весят 128 и 100 кг, т. е.
несколько легче соответствующих рештаков панцирного конвей-
ера. Допускаемое отклонение двух соседних рештаков в гори-
зонтальной плоскости составляет 3°, в вертикальной — 5°. Шаг
скребков — 1 м; их можно крепить на любом стандартном звене
цепи (рис. 271).
Одноцепной скребковый конвейер фирмы Байен без направ-
ляющей для верхней цепи. Конвейер фирмы Байен показан на
рис. 272. Скребки 2 с обеих сторон прикреплены болтами
к пластинчатой цепи 1. Шестеренчатый пневматический двига-
тель с шевронными колесами 3, который можно заменить элек-
трическим двигателем, через червячную передачу 4 приводит
в движение приводной вал 5. Рештак состоит из двух прива-
ренных друг к другу желобов с двумя направляющими для
скребков в нижнем отделении. Рештаки с установленными впри-
тык торцами соединяются болтами.
Подобные одноцепные скребковые конвейеры выпускаются
с приводами мощностью 8 л. с. Их производительность прн
длине доставки до 30—40 м и подъеме под углом 10--250 со-
ставляет около 40—50 т!час. Аналогичный конвейер изготовля-
ется фирмой Демаг. На рис. 273 показан пример использования
одноцепного конвейера в месте пересечения лавы сбросом. Этот
348
конвейер соединяет конвейеры 1^2. Конвейер такого типа при-
меняют также для доставки угля из раскоски при проведении
выемочных штреков широким забоем; при проведении выемоч-
ных штреков узким забоем его
ставят в хвосте ленточного
конвейера.
Двухцепной скребковый
конвейер. Для более высокой
производительности и большей
длины доставки применяют
цвухцепные скребковые конвей-
еры, выпускаемые фирмами
Байен и Демаг (рис. 274). На
приводной головке конвейера
расположен электрический или
пневматический двигатель, ко-
торый через редуктор приводит
в действие ведущий вал с двумя
звездочками. Имеется барабан
для снятия и затягивания це-
пей в рештаки при переноске
конвейера. Конвейер состоит из
Рис. 272. Одноцепной скребковый
конвейер фирмы Байен
стандартных рештаков, за ис-
ключением первого рештака
от приводной головки. В на-
тяжной головке находится телескопический концевой реш-
так.
Рештаки имеют длину 1,5—2 м. Показанный на рис. 272
рештак фирмы Байен при некотором увеличении размеров при-
меняется также в двухцеп-
ном скребковом конвейере.
Прикрепленные болтами на-
правляющие удерживают
цепи в днище рештаков при
проходе через мульды.
Тормозные конвейеры
Такие конвейеры в первую
Рис. 273. Переход сброса при скребко- очередь предназначены для
вых конвейерах пластов с углами падения
25—35°, но их можно при-
менять и на более крутых пластах.
Принцип действия этих конвейеров заключается в том, что
материал перемещается по неподвижным стальным рештакам, но
его скорость регулируется скребками, закрепленными на одной
или двух цепях, которые движутся в рештаках в направлении
1 Kuhlmann Н. Neuzeitliche Maschlnen fiir den Unter-Tage-Betrieb.
Gliickauf, 1939, S. 721.
349
падения пласта. Благодаря этому стало возможным выдавать из
лав наклонных пластов до 150 т!час, не прибегая к применению
диагональных забоев. При использовании специальных устройств
этот метод ограничения скорости движения угля можно распро-
странить и на углы падения до 45°.
Тормозные конвейеры также применимы при переменных уг-
лах падения — в пределах от 4—5° при движении вверх и 40° —
при движении вниз; поэтому они дают возможность работать
Рнс. 274. Двухцепной скребковый конвейер
фирмы Демаг
в таких условиях очистными забоями большой длины, которые
при отсутствии тормозных конвейеров потребовалось бы разде-
лять на несколько забоев.
Одноцепные тормозные конвейеры выпускаются с дисковыми
скребками и с рештаком полукруглого или углового сечения и
с так называемыми тормозящими рештаками *.
Конвейер с дисковыми скребками и полукруглым рештаком
показан на рис. 275 и 276. На рис. 276 показан открытый рештак
для транспортируемого материала и закрытый рештак — для об-
ратной ветви цепи. Рештак изготовлен из листовой стали толщи-
ной 3 мм и собран из отдельных рештаков длиной по 2 м. На
каждом десятом закрытом рештаке имеется контрольное от-
верстие (нормально оно закрыто). Цепь из круглой стали диа-
1 Theis Н. Die neueste Entwicklung des StauscheibenfOrderers. Gliick-
auf, 1952, S. 480.
350
Рис. 275. Тормозной конвейер
с дисковыми скребками и полу-
круглым рештаком
метром 16 мм имеет разрывное усилие 15—30 т. К цепи с интер-
валами около 1 м приболчены консольные скребки тарельчатой
формы диаметром 14—24 см
Такой способ укрепления скреб-
ков дает им возможность оги-
бать звездочку вместе с цепью.
При приближении к приводу
оба желоба раздвигаются на
расстояние, соответствующее
диаметру звездочки. Натяжная
головка, расположенная на
нижнем конце конвейера, пока-
зана на рис. 276. Цепь движет-
ся со скоростью 0,5—0,9 м!сек.
Затраты труда на переноску конвейера длиной 150—180 л со-
ставляют около 5 чел.-смен. Сначала разбирают цепь, которую от-
дельными звеньями или цели-
ком спускают к натяжному
устройству. Далее производят
разборку, а затем сборку реш-
таков на новой конвейерной до-
Рис. 276. Натяжная головка тор-
мозного конвейера с дисковыми
скребками и полукруглым решта-
ком
Рис. 277. Привод тормозного
конвейера с угловым рештаком
фирмы Байен
роге. Одновременно передвигают на новое место приводную и на-
тяжную головки. Для затягивания цепи в желоб служит уста-
новленный над ведущей звездочкой привода барабан с канатом
(рис. 277), который при нормальной работе вращается вхолостую.
35-1
Канат при помощи подвешенного к пому груза спускается по
закрытому рештаку. Когда поднимаемая канатом цепь достиг-
нет ведущей звездочки, то дальнейшее перемещение цепи про-
изводится звездочкой и конец се спускается в открытый рештак.
В то время как конвейер с полукруглым рештаком пригоден
для наклонного падения при небольшом отклонении забоя от ли-
нии падения, конвейеры с угловым рештаком предназначены
в первую очередь для диагональных забоев. Угловые рештаки
(см рис. 277) обеспечивают поступление в них угля самотеком.
Вертикальная стенка рештака предупреждает просыпание угля
в завал. Угловой рештак специальной конструкции допускает
безразборную передвижку кон-
вейера. Аналогичные конвейеры
выпускаются фирмами Демаг и
Вестфалия Люнен; последние
также можно передвигать без раз-
борки Ч
Рештак фирмы Вестфалия
Люнен (рис. 278) обеспечивает
(за счет своей формы) дополни-
Рис. 278. Рештак тормозного кои- тельное торможение угля при
вейера фирмы Вестфалия Люиеи большом угле падения. Несмотря
на то, что допускается откло-
нение соседних рештаков на угол 7°, конвейер весьма чувствите-
лен к изгибу в направлении падения. Здесь предельно допусти-
мый угол равен 2—3°, поскольку в местах впадин цепь выходит
из рештака. Для борьбы с этим явлением ведутся опыты по при-
менению направляющих для цепи. Для одноцепных конвейеров
применяют электродвигатели и пневматические шестеренчатые
двигатели, которые приводят в действие звездочку через зуб-
чатый редуктор. Мощность привода невелика—15—20 л. с. при
максимальной длине конвейера 200 м, допустимой по условиям
прочности цепи на разрыв. Нагрузка двигателя достигает макси-
мума при подтягивании цепи во время переноски конвейера.
При длине доставки 180—200 м и падении 30° можно транс-
портировать одноцепными конвейерами 80—100 т/час, оптималь-
ная производительность составляет 50—60 т/час.
Конструкция двухцепных тормозных конвейеров не отлича-
ется от двухцепных скребковых конвейеров, но здесь вместо про-
талкивания транспортируемого материала с помощью скребков
производится его торможение. В соответствии с этим привод
расположен на верхнем конце конвейера (рис. 279). Эти кон-
вейеры применяют при углах падения 20—35°; если на скреб-
ках установлены тормозные заслонки, область применения рас-
ширяется до углов падения 45°.
1 Kai sen Е. Betriebserfahrungen mit einem riickbar gemachten Stau-
scheibenfbrderer. Gliickauf, 1954, S. 460.
352
После переноски конвейера цепь так же, как в одноцепном
конвейере, должна быть поднята вверх и затем вновь спущена по
рештакам. Вследствие большего веса трудоемкость переноски
двухцепных конвейеров почти вдвое выше, чем конвейера с ди-
сковыми скребками, и при длине 150—180 м составляет 8 чел.-
смен, вместо 5. Увеличена также мощность привода до 20—
40 л. с. Достоинство его состоит в том, что цепи меньше выходят
из рештаков на выполаживающихся участках. Однако для рав-
номерного натяжения двух цепей требуется строго прямолиней-
ная установка конвейера по падению.
4
Рис. 279. Схема двухцепного тормозного конвейера:
1 — концевой рештак; 2 — нормальный рештак; 3 — соединительный рештак; 4 — привод-
ная головка с двигателем; 5 — барабан с канатом
В особых случаях двухцепным конвейером можно доставлять
закладочный материал, который разгружается в специальные
рештаки, расположенные через определенные интервалы.
Максимальная производительность двухцепных тормозных
конвейеров длиной 180 м равна 160 m/час, т. е. больше, чем
у дисковых тормозных конвейеров.
§ 45. ОБЩИЕ ПОЛОЖЕНИЯ ДЛЯ ВЫБОРА ЗАБОЙНЫХ
ТРАНСПОРТНЫХ СРЕДСТВ
Ниже обобщены достоинства и недостатки различных забой-
ных транспортных средств, которыми руководствуются при вы-
боре вида транспорта1.
На рис. 280 указаны оптимальные области применения за-
бойных траспортных средств в зависимости от угла падения.
Большинство из них пригодно для доставки по горизонтали или
по падению. Это соответствует обычному расположению очист-
ных забоев, рассчитанных на движение материала сверху вниз.
Доставка вверх возможна при помощи ленточных конвейеров и
при больших углах подъема — скребковыми конвейерами, если
транспортируется небольшое количество материала.
При выборе способов выемки и транспортирования следует
учитывать, что угол падения в некоторых забоях может изме-
ниться из-за тектонических нарушений, не известных при состав-
лении плана горных работ. Поэтому на рис. 281 даны для каж-
дого транспортного средства наиболее благоприятные, а также
возможные условия применения.
1 Wussow D. Neuzeitliche Fdrdermittel im Abbau und in den Abbau-
strecken. Schlagel u. Eisen, 1953, S. 447.
23 Горное дело 353
Возможная область применения характеризуется тем, что
работа тех или иных транспортных средств допускается, но свя-
зана с некоторым снижением производительности или с дру-
гими недостатками.
Для пологого падения пригодны качающиеся конвейеры, двух-
цепные скребковые конвейеры и ленточные конвейеры. На прак-
тике выбор транспортного средства определяется в первую оче-
редь тем, ведется ли работа с обрушением
или с полной закладкой и применяются ли
угольные комбайны. Из средств механиче-
ской закладки, применяемой в сочетании
с доставкой закладочного материала забой-
ным доставочным устройством, на практике
используются только метательные закла-
дочные машины. Они работают в комплек-
се с ленточным конвейером с верхней или
нижней рабочей ветвью.
Для ручной закладки, которая составля-
ет всего 10% от общего объема закладки,
используют неподвижные рештаки или
ленточный конвейер. Если можно не счи-
таться с доставкой закладочного материа-
ла, то, как правило, выбирают качаю-
щиеся или двухцепные скребковые конвей-
еры, в то время как ленточные конвейеры,
которые в Англии являются основным до-
ставочным средством, все больше и больше
используют в маломощных пластах, где
они работают, например, в виде конвейеров
ветвью. При одинаковой длине и произво-
стоимость двухцепного конвейера с направ-
ляющими для верхней цепи в 1,8 раза выше, чем ленточного
конвейера но этот фактор в большинстве случаев не является
решающим; при выборе основное внимание уделяется техниче-
ским показателям и применимости транспортных средств для
тех или иных условий.
Качающийся конвейер имеет низкую производительность при
очень пологом залегании пласта и эффективно работает лишь
при падении свыше 6° (которое к тому же должно быть выдер-
жано); в этих условиях он является производительным, надеж-
ным и дешевым транспортным средством. Этим объясняется его
широкое распространение, хотя он и вытесняется двухцепным
конвейером. Последний обладает одним характерным преиму-
ществом— он служит направляющей конструкцией для струга
Рис. 280. Опти-
мальная область
применения забой-
ных транспортных
средств:
1 — скребковые кон-
вейеры; 2 —ленточные
конвейеры; 3 — кача-
ющиеся конвейеры;
-/ — тормозные конвей-
еры; 5 — доставка по
почве пласта, непо-
движные рештаки,
тормозные конвейеры;
6 — доставка по угло-
вым рештакам
с нижней рабочей
дительности забоя
1Wefers Н. Kennzahlen und Kosten der Streb-und Abbaustrecken-
fOrderung. Gliickauf, 1953, S. 1142.
354
и с него могут работать врубовые и врубово-погрузочные ма-
шины. Впрочем, последнее достигается иногда и при применении
качающихся конвейеров, передвигаемых всем ставом. Двухцеп-
ной конвейер имеет меньшие габариты по высоте и ширине, сле-
довательно, требует более узкой конвейерной дороги. Поскольку
он не совершает возвратно-поступательного движения, не нужно
оставлять зазоры между ним и стойками. При установке съем-
ных листов конвейер пригоден для взрывонавалки. Возможна
передвижка двухцепного конвейера всем ставом, в то время как
для обычного качающегося конвейера требуется разборка, что
существенно увеличивает затраты труда и времени. Возможна
также переноска двухцепного конвейера в разобранном виде при
Рис. 281. Оптимальная и возможная области применения конвейеров:
а - качающиеся конвейеры; 6 — пластинчатые конвейеры; в — ленточные конвейеры;
г — тормозные конвейеры; О - скребковые конвейеры
сравнительно небольшом увеличении трудоемкости Производи-
тельность двухцепного конвейера выше, чем качающегося, и она
практически не зависит от падения пласта в пределах установ-
ленной области применения. В заключение следует указать, что
эти конвейеры работают на дешевой электрической энергии, в то
время как качающиеся конвейеры в угольных шахтах работают
только на более дорогой пневматической энергии.
Если же эти достоинства двухцепных конвейеров не исполь-
зуются, электроэнергия на участке отсутствует, добыча в за-
бое не превышает 300 т!сутки и падение благоприятно, то ка-
чающийся конвейер эффективнее двухцепного. На экономичности
обоих типов конвейеров сказывается число выданных смен. Если
выемку угля приходится производить в две смены только по-
тому, что качающийся конвейер не в состоянии выдать из лавы
весь добытый уголь в течение одной смены, то применение вы-
сокопроизводительного двухцепного конвейера экономически оп-
равдано уже потому, что на односменную работу переводятся не
только забойные транспортные установки, но, также штрековые
и межгоризонтные *.
1 Anderheggen Е. Bergbau-Archiv Bd 1, Essen, 1946, S. 143.
23*
355
Пока еще нет достаточных данных о работе изгибающегося
ленточного конвейера фирмы Хемшейдт в качестве забойного
транспортного средства. Это относится также к роликовому же-
лобчатому конвейеру с механической передвижкой фирмы Эрбо.
Достоинство последнего заключается в уменьшении износа и рас-
хода энергии по сравнению с двухцепным конвейером, так как
уголь движется без проталкивания.
На наклонном падении (25—35 или 20—40°) применяют двух-
цепные конвейеры с направляющей для верхней цепи, используе-
мые при падении до 30°, но основным доставочным средством
являются двух- и одноцепные тормозные конвейеры. Двухцепной
тормозной конвейер целесообразно применять при падении до
40°, если его можно установить строго по падению; особенно
он удобен для пластов с переменным углом падения, когда воз-
можно не только торможение, но и проталкивание материала
двухцепным конвейером, В настоящее время редко производится
разгрузка закладочного материала через боковые отверстия
в рештаке.
Одноцепной тормозной конвейер (конвейер с дисковыми
скребками) применяется только для торможения материала
и может работать в лавах, расположенных по падению и диаго-
нально простиранию.
На крутом падении делают выбор между неподвижными реш-
таками, спуском по почве пласта и тормозными конвейерами
с дисковыми скребками. Последние целесообразны при падении
не выше 45°, так как желательно по возможности использовать
силу тяжести. Даже при падении менее 45° целесообразнее при-
менять неподвижные рештаки. При углах наклона около 30° при-
меняют эмалированные рештаки. При падении, превышающем
45—50°, спуск собственным весом по почве пласта имеет ряд до-
стоинств перед неподвижными рештаками На монтаж и демон-
таж рештаков требуется примерно 'Л смены по закладке, поэ-
тому при применении неподвижных рештаков снижается произ-
водительность по доставке. Наконец, надо учитывать стоимость
самих рештаков.
Неподвижные рештаки обязательны при доставке крупно-
кускового закладочного материала, в противном случае наблю-
дается повреждение крепи, потери угля и загрязнение его поро-
дой.
Показателем правильности выбора транспортного средства
всегда является его экономичность. Правильный, с точки зрения
горной техники, выбор должен удовлетворять условию наиболее
полного использования транспортного средства, которое имеет
тем большее значение, чем выше его стоимость. В противном
случае, отчисления на амортизацию и проценты на капитал, от-
несенные к 1 т транспортируемого материала, окажутся слиш-
ком высокими.
356
§ 46. ПРИМЕРЫ СОВМЕСТНОЙ РАБОТЫ
ЗАБОЙНЫХ И ШТРЕКОВЫХ
ТРАНСПОРТНЫХ СРЕДСТВ
На рис. 282 показана схема транспорта на пологом пласте
с седловиной. Южное, более крутое, крыло с падением 35° вы-
полаживается; горизонтальная часть пласта расположена на
6—8 м ниже этажного штрека. Северное крыло имеет падение
15—25°. Поскольку оседание поверхности должно быть мини-
мальным, принята сплошная система разработки с полной за-
кладкой.
Рис. 282. Применение различных транспортных средств в забое и в подгото-
вительных выработках:
/ — скребковый конвейер; 2 — двухцепной тормозной конвейер; проектируемые конвейерные
штреки для ленточных конвейеров; 3 — Для транспортирования угля; 4 — Для транспортиро-
вания закладочного материала; 5 — рельсовый транспорт; 6 — конвейер для доставки закла-
дочного материала; 7 — восстающая с ленточным конвейером для доставки закладочного мате-
риала; 8 —• вентиляционная сбойка; 9 — проектируемый забой с доставкой угля по неподвиж-
ным рештакам; /(/ — подготовленный забой с доставкой ленточным конвейером; // — слепой
ствол со скиповым подъемом для спуска закладочного материала; 12 ~ квершлаг; 13 — лен-
точный конвейер; 14 -• тормозной конвейер; 15— качающийся конвейер
В забое на крутом крыле доставка угля осуществляется двух-
цепным тормозным конвейером. Закладочный материал от сле-
пого ствола со скиповым подъемом доставляется пластинчатым
конвейером в забой через выемочный штрек, пройденный по сед-
ловине. Уголь перевозится вагонетками по откаточному штреку
до пересечения с квершлагом. Штрек пройден с раскоской, чтобы
обеспечить выемку крутопадающей части пласта на 10—12 м
ниже уровня откаточного горизонта. Здесь транспортирование
угля осуществляется скребковым конвейером. Спуск породы от
подрывки забоя штрека производится собственным весом по
357
почве пласта или по неподвижным рештакам. Для транспортиро-
вания в лаве горизонтальной части пласта, расположенной ниже
уровня откаточного горизонта, можно установить ленточный или
двухцепной конвейер. Закладочный материал доставляется пла-
стинчатыми конвейерами по штреку, пройденному непосредст-
венно под раскоской. Выдача угля из забоя производится лен-
точными конвейерами по нижнему штреку. Для соединения
2
Рис. 283. Схема транспорта в забое и в выемочных штреках:
1 — штрек главного направления XIS; 2 — обходная выработка на приемной площадке;
3 — разгрузка закладочного материала в круговом опрокидывателе; 4 — винтовой спуск;
5 — привод ленточного конвейера; 6 — ленточный конвейер для догтавкн закладочного
материала; 7 — качающийся конвейер; 8 — привод качающегося конвейера; 9— ленточный
конвейер для доставки угля; 10 ~ скребковый конвейер; 11 — косовичный ходок; 12 — кверш-
лаг XII горизонта
штреков, расположенных ниже откаточного горизонта, с этим го-
ризонтом служат короткие выработки, оборудованные пластин-
чатыми конвейерами, из которых одна предназначена для тран-
спортирования закладочного материала, а вторая — для до-
ставки угля.
На пологом северном крыле седловины принята разработка
лавами с доставкой по ним качающимися конвейерами. Транспор-
тирование закладочного материала производится по тому же
штреку и тем же конвейером, как и в южном крыле. Возможно,
что на пологой части седловины у ее вершины производитель-
ность качающегося конвейера окажется недостаточной, тогда по-
требуется применить для этой части короткий ленточный или
скребковый конвейер Недостатком скребкового конвейера яв-
358
ляется невозможность разгрузки с него закладочного материала
с помощью лопаты. В короткой верхней части забоя это не иг-
рает роли, поскольку здесь можно ограничиться снимаемыми
вручную крупными кусками породы.
На рис. 283 показана другая схема транспортирования с ис-
пользованием транспортных средств в очистном забое и в вые-
мочных штреках и винтового спуска между горизонтами.
§ 47. ЭКОНОМИЧЕСКИЕ ПОКАЗАТЕЛИ ИСПОЛЬЗОВАНИЯ
КОНВЕЙЕРНОГО ТРАНСПОРТА В ГОРИЗОНТАЛЬНЫХ
И НАКЛОННЫХ ВЫРАБОТКАХ
Капитальные и эксплуатационные затраты. Для сравнения
различных конвейеров по их экономичности следует относить
капитальные затраты к 1 пог. м установки. Капитальные затраты
на конвейерную установку (в марках) изменятся, если длина и
мощность привода будут отклоняться от приведенных в настоя-
щем расчете.
А. Качающийся конвейер
1. Приводные двигатели простого или двойного действия:
а) одноцилиндровые....................................... 1000—1500
б) многоцилиндровые................................... 3500 -5000
в) двигатели обратного хода .......................... 700—1200
г) цилиндры обратного хода............................ 300—350
Л) электрические...................................... 80:0 —12000
2. Головной рештак, соединения и т. д................... 500-800
3. Рештачный став, включая соединения (1 пог. м).......... 50—70
Конвейер длиной 90 м с двухцилиндровым двигателем двойного
действия и с рештаками средних размеров:
двигатель ................................................ 4000
головной рештак, соединения и т. д.................... 650
рештачный став длиной 90 м (60 марок м)................. 5400
Всего. . . . 10 050
Стоимость 1 м качающегося конвейера (включая привод) —
около ПО марок.
Б. Ленточный конвейер
1. Привод (двигатель, муфта и редуктор):
а) приводные барабаны со встроенными пневматическими
двигателями (10—35 л.с.).......................... 3500—7000
б) приводные барабаны со встроенными электрическими
двигателями (10—21 кет)................................ 7030 -12 000
в) пневматические барабанные приводы (10—35 л. с.) . 3500—12 000
г) электрические барабанные приводы (20-G0 кет) . . . 10 000—17 000
2. Натяжная головка.................................... 900 — 1000
3. Конвейерный став (I пог. м)............................. 60—80
4. Резиновая лента шириной 650 и 800 мм (1 пог. м) ... 170—210
Ленточный конвейер длиной 400 м с резиновой лентой ши-
риной 650 мм и приводом мощностью 28 кет-.
П1'ив>д.......................•........................... 12 000
на я.кная головка.................................. 950
конвейерный став длиной 400 м (70 марок,м)......... 28 0J0
резиновая лента (180 марок'м)........................... 72 000
Всего ... 112 950
359
Стоимость 1 м ленточного конвейера (с приводом и натяжной
головкой)—около 280 марок.
В. Пластинчатый конвейер
1. Привод (30—35 кет, 45—50 л. с.)................. 13000—19000
2. Конвейерный став, включая пластинчатую ленту (1 м по-
лезной длины)...................................... 250—300
3. Натяжная головка ............................... 2300—2600
Пластинчатый конвейер длиной 400 м с лентой шириной 540 мм
и приводом мощностью 35 кет:
привод............................................ 14 000
натяжная головка................................ 2500
Конвейер длиной 400 ж, включая конвейерный став (275 ма-
рок/м) ............................................ 110 000
Всего . . 126 500
Стоимость 1 м пластинчатого конвейера (с приводом и натяж-
ной головкой) —около 320 марок.
Г. Одноцепной тормозной конвейер
Одпоцепной тормозной конвейер длиной 180 м с двигателем
мощностью 18 л. с.:
привод . •.......................................... 9000
натяжная головка ................................... 600
угловые рештаки с цепями длиной 180 м.............. 15 300
Всего ... 24 900
Стоимость 1 м одноцепного тормозного конвейера (включая
привод) —около 140 марок.
Д. Двухцепной скребковый конвейер с направляющими
для верхних цепей
1. Главные приводы (двигатель, муфга, редуктор и соедини-
тельные рештаки):
а) тяжелого типа (60—80 кет)...................... 20 000—30 000
б) легкого типа (10—30 кет)....................... 10 000—15000
2. Вспомогательные приводы (двигатель, муфта, редуктор и
соединительные рештаки):
а) тяжелого типа (4J—80 кет)..................... 20 000 — 24 000
б) легкого тина (10—30 кет)........................ 8 000—15 000
3. Рештачный став, включая цепь (1 м):
а) тяжелого типа..................................... 210—230
б) среднего тина ................................• 170 — 190
в) легкого тина................................... 130 — 150
4. Съемные борта (1 м)................................... 30—40
5. Домкраты для передвижки, шт........................ 450—550
6. Лебедки панцирного конвейера, шт................... 250—280
Двухцепной конвейер тяжелого типа длиной 220 м:
главный привод (2 X 30 кет).......................... 21 ( 00
вспомогательный привод (1 X 40 кет)............... 18 0(10
Рештачный став, включая цепь длиной 289 м (220 марок/м) 48 400
Съемные борта длиной 220 м (35 .иарок/м).............. 7700
Домкраты для передвижки—15 шт. (500 марок за 1 шт.) . . 7500
Всего . . 102 600
360
Стоимость 1 м двухцепного скребкового конвейера (включая
привод и устройство для механической передвижки) — около
470 марок.
Е. Скребковый конвейер без направляющих для верхних цепей
Одноцепной скребковый конвейер длиной 100 м с электродви-
гателем мощностью 15 кет-.
привод и натяжная головка............................. 8000
рештачный став длиной 100 м (40 марок! м) ............ 4000
цепь на 100 м длины конвейера (56 марок, м) .......... 5600
Всего ... 17 600
Стоимость 1 м скребкового конвейера без направляющих для
цепей (включая привод и натяжное устройство)—около 180
марок.
Сравним стоимость 1 м указанных выше конвейеров при нор-
мальных эксплуатационных условиях и оптимальной для каж-
дого конвейера длине (марок):
качающийся (90 м)....................................... 110
ленточный с резиновой лентой (400 м).................... 280
пластинчатый (400 м).................................... 320
одноцепной тормозной (180 м)............................ 140
двухцепной скребковый с направляющими для верхних це-
пей — тяжелый тип (220 м)............................. 470
скребковый без направляющих цепей (100 м)............... 180
При определении капитальных затрат на конвейеры принят
электрический привод. Исключением являются качающийся и од-
ноцепной тормозной конвейеры, для которых при расчете при-
няты пневмоприводы, так как эти конвейеры в подземных усло-
виях почти всегда работают на сжатом воздухе. Капитальные за-
траты на электрический привод обычно несколько выше, чем на
пневматический, но в общей стоимости установки эта разница
имеет второстепенное значение. При выборе вида энергии руко-
водствуются не капитальными затратами на двигатель, а эк-
сплуатационными расходами, которые при электроприводе
меньше, чем при пневмоприводе, а также учитывают применяе-
мый вид энергии на шахте или на участке.
Эксплуатационные расходы складываются из следующих эле-
ментов: амортизационные отчисления, начисление процентов на
основной капитал, стоимость энергии, расходы на поддержание.
Не включены затраты на перевозку конвейеров, поскольку эти
затраты подвержены значительным колебаниям и их можно вы-
делить в самостоятельную статью. Не учитываются также за-
траты на уход за конвейерами, так как эта работа выполняется
рабочими по совместительству с основной профессией. Исклю-
чены затраты на монтаж и демонтаж конвейеров перед вводом
в эксплуатацию и по окончании работы.
Амортизационные отчисления и начисления процентов на ка-
питал объединяются в статью «погашение капитальных затрат».
361
Амортизационные отчисления представляют собой стоимость
изношенного элемента установки; поэтому величина этих отчис-
лений определяется основным капиталом и сроком службы уста-
новки. В качестве основного капитала принимаются капиталь-
ные затраты на конвейер, определенные, как указано выше, с уче-
том оптимальной области его применения. Ниже приводится срок
службы отдельных конвейеров или их частей (в годах) в усло-
виях Рура:
Двигатели качающихся конвейеров............................... 5
Рештаки качающихся конвейеров при транспортировании угля 2
Рештаки качающихся конвейеров при транспортировании породы 1
Электрические приводы ленточных конвейеров ................... 8
Пневматические приводы ленточных конвейеров................... 6
Опорная конструкция ленточного конвейера (включая ро-
лики) .................................................... 5
Резиновая конвейерная лепта в выемочном штреке............ 5
Резиновая конвейерная лента в забое......................... 2,5
Пластинчатая лента при транспортировании угля ............... 4
Пластинчатая лента при транспортировании породы.............. 2
Приводы тормозных конвейеров ................................. 5
Рештаки тормозных конвейеров.................................. 1
Цепи тормозных конвейеров..................................... 3
Приводы двухцепных конвейеров................................. 5
Рештаки двухцепных конвейеров................................. 5
Цепи двухцепных конвейеров.................................... 4
Приводы одноцепных конвейеров........................• . . 5
Рештаки одноцепных конвейеров................................. 1
Цепи одноцепных конвейеров.................................... 2
На основной капитал начисляется 8%. Эти проценты начис-
ляются примерно на половину основного капитала, так как вслед-
ствие отчислений на амортизацию основной капитал из года
в год уменьшается и от него остается примерно половина.
Поэтому необходимо или в течение всего срока службы на-
числять проценты на половину основного капитала, или, наобо-
рот, начислять проценты в половинном размере на весь капи-
тал.
Величина погашения капитальных затрат К, представляющая
собой сумму амортизационных отчислений и начисления про-
центов, определяется по формуле:
,, А 1100 . (л +1) 1 ,
7< = Тоб1^- + ?~-2л” j - марок/год,
где А — основной капитал, марок;
п — срок службы, лет;
р — процентная ставка, %.
Стоимость энергии определяется, исходя из часового потреб-
ления энергии каждой машиной, числа часов работы в сутки,
числа рабочих дней и стоимости 1 квт-ч или 1 м3 сжатого воз-
духа. Машинное время составляет 6 или 12 час. в сутки в зависи-
362
мости от того, ведется ли работа в одну или две смены в сутки.
Если конвейер работает дополнительно несколько часов в ре-
монтно-подготовительную смену, то в расчет следует ввести соот-
ветствующий коэффициент. Стоимость электроэнергии составляет
иа рурских шахтах в среднем 5,5 пфеннига за 1 квт-ч, стоимость
сжатого воздуха — 6,5 марки за 1000 м3.
Величину мощности пневмо- и электродвигателей конвейеров
можно принимать по табл. 4. Поскольку пусковой момент
пневмодвигателя ниже, чем электродвигателя с короткозамкну-
тым ротором, и, кроме того, зависит от изменяющегося в усло-
виях эксплуатации рабочего давления сжатого воздуха, то, как
правило, установленная мощность пневматического двигателя
принимается на 25—40% выше, чем электродвигателя. При вы-
боре типоразмера двигателя принимаются во внимание те дви-
гатели, которыми располагает шахта, в связи с этим на практике
иногда используются двигатели завышенной против расчетной
мощности.
Таблица 4
Транспортная установка Пневмопривод Электропривод
расход сжатого воздуха, мЧчас\ потребление энергии, л. с. потребление энергии, кет.
1. Качающийся конвейер длиной 90 М-. диаметр цилиндров 225—250 мм .... 150 7
. . 310-330 мм .... 300—330 11
, „ 420 мм 500—600 15
2. Ленточный конвейер длиной 400 м . 2000: 40-50 25-30
3. Пластинчатый конвейер длиной 400 м . . 2500; 55-60 30—35
4. Двухцепиой скребковый конвейер длиной 220 м с направляющими для верхних цепей 600; 145-160 90-100
5. Скребковый конвейер длиной 100 м . . . 1200; 30 15
Расходы на поддержание транспортных установок включают
стоимость материалов (запасные части и смазочные материалы)
и заработную плату. Они изменяются в широких пределах и за-
висят от вида транспортируемого материала, его влажности,
свойств шахтных вод, качества обслуживания и т. д. Для точной
оценки расходов на поддержание необходимо провести обшир-
ные исследования в течение длительного времени, что приведет
к неоправданно высоким затратам труда. Поэтому, как правило,
расходы на поддержание принимаются в виде определенного про-
цента от заводской стоимости оборудования. Этот метод доста-
точно точен для практических целей.
При односменной работе годовые расходы на поддержание
363
можно принимать в следующем размере (в процентах от завод-
ской стоимости):
Двигатели качающихся конвейеров..................... 10
Рештаки качающихся конвейеров....................... 5
Приводы пластинчатых и ленточных конвейеров......... 10
Опорная конструкция ленточного конвейера............ 10
Резиновые и пластинчатые ленты.....................7.5
Приводы двухцепных скребковых конвейеров............ 10
Рештаки и цепи двухцепных скребковых конвейеров . . 12,5
Тормозные конвейеры ................................ 10
Одноценные скребковые конвейеры..................... 10
При двухсменной работе указанные проценты увеличиваются
вдвое.
Расходы на переноску конвейеров в очистном забое включены
в заработную плату. Их величина зависит от оплаты 1 чел.-смены
и производительности труда при переноске конвейера. В сред-
нем можно принять, что производительность труда на выход по
переноске конвейера (включая переноску приводов) состав-
ляет (м)
Качающиеся конвейеры.............................10—15
Ленточные , ..............................15—20
Одноцепные тормозные конвейеры...................25—35
Двухцепные тормозные , ..................20—25
Одноцепные скребковые , . . . •...........15—20
Двухцепные скребковые , ..................25-35
Примеры расчета стоимости доставки забойными конвейе-
рами. Эту задачу трудно решить в общем виде, так как эксплуа-
тационные расходы зависят от условий работы конвейеров.
Поэтому в качестве примера выбрана лава со следующими пара-
метрами: длина 220 м, суточное подвигание 1,80 м, пласт мощ-
ностью 1,25 м, односменная работа, сплошная система разработки
с обрушением. Требуется определить эксплуатационные расходы
при применении конвейеров различных типов: качающегося, лен-
точного и двухцепного скребкового. Угол наклона забоя при до-
ставке качающимися конвейерами принят равным 15—20°, при
остальных типах конвейеров 0—5°. Суточная добыча из лавы
(при условии, что 1 м3 угля в массиве эквивалентен 1 т товар-
ного угля) равна 200 X 1 >25 X 1,80 = 450 т.
А. Доставка качающимися конвейерами
1. Капитальные затраты, марок:
а) 2 двухцилиндровых приводных двигателя (диаметр цилин-
дра 310мм), каждый по.................................. 3800X2
б) 2 двигателя обратного хода (диаметр цилиндра 230 мм) . . . 12U0X2
в) 2 головных рештака, соединения и т. д................. 650X2
г) рештачный став 2X100 м (60 марок за 1 м)................12 000
д) общая стоимость установки.............................. 23 300
2. Эксплуатационные расходы, марок: За год За сутки
а) 20% отчислений па амортизацию приводов .... 20 '0 6,7
50% отчислевий на амортизацию рештаков......... 6650 22,2
б) 8% начислений на половину основного капитала . 930 3,1
364
в) стоимость энергии (машинное время 6 час.; потреб-
ление сжатого воздуха одним двигателем 600 м3/час,
потребление сжатого воздуха одним двигателем
обратного хода 200 м31час 4- 25 % потерь)...... 23 400 78
г) расходы на поддержание:
10% от капитальных затрат на двигатели......... 760 2,5
5% от капитальных затрат на цилиндры обратного
хода, рештаки, соединения и приспособления . . 785 2,6
Всего . . . 34525 115,1
Стоимость доставки 1 т угля качающимися конвейерами
составляет около 25 пфеннигов.
Б. Доставка ленточными конвейерами
1. Капитальные затраты, марок:
а) однобарабанный привод мощностью 20 кет............... 10000
б) натяжная головка....................................... 900
в) конвейерный став длиной 200 м (70 марок за 1 м) ... 14000
г) резиновая лента длиной 20Э м и шириной 650 мм (180 ма-
рок за 1 м)........................................• . 36 000
д) полная стоимость установки............................ 70 900
2. Эксплуатационные расходы, марок: За год За сутки
а) 12,5% отчислений на амортизацию привода и на-
тяжного устройства ................................ 1360 4,5
20% отчислений иа амортизацию конвейерного става 2800 9,3
40% отчислений на амортизацию резиновой ленты . . 14 400 48
б) 8% начислений на половину основного капитала . . 2840 9,5
в) стоимость энергии (машинное время двигателя
6 час.; потребление энергии при 80-процентной
нагрузке 6X16 квт-ч)............................ 1580 5,3
г) расходы иа поддержание:
10% от капитальных затрат на привод, натяжное
устройство н конвейерный став................... 2490 8,3
7,5% от капитальных затрат иа резиновую ленту . . 2700 9,0
Всего . . 28 170 93,9
Стоимость доставки 1 т угля ленточным конвейером состав-
ляет около 21 пфеннига.
В. Доставка двухцепным скребковым конвейером
1 с направляющими для верхних цепей
. Капитальные затраты, марок:
а) главный привод, 2X30 кет................................. 21 000
б) вспомогательный привод, 1X30 кет..................... 17 000
в) рештачный став длиной 200 м с цепью (220 марок за 1 м
полезной длины конвейера)............................. 48 400
г) общая стоимость установки............................ 86 400
2 . Эксплуатационные расходы: За год За сутки
а) 20% отчислений на амортизацию приводов .... 7600 25.2
22,5% отчислений на амортизацию рештаков и цепей 10 900 36,4
б) 8 % начислений иа половину основного капитала . . 3460 11,5
в) стоимость энергии (машинное время 6 час.;
потребление энергии при 80-процентиой нагрузке
6X72 квт-ч)..................................... 7110 23,8
г) расходы на поддержание:
10% от капитальных затрат на приводы.......... 3800 12,7
12,5% от капитальных затрат на рештаки и цепи . . 6050 20,2
Всего.. 38 920 129,8
365
Стоимость доставки 1 т угля двухцепным конвейером состав-
ляет около 29 пфеннигов.
§48. РЕЛЬСОВЫЙ ТРАНСПОРТ ПО ГОРИЗОНТАЛЬНЫМ ВЫРАБОТКАМ
1. Общие сведения
В настоящее время откатка вагонеток производится, как пра-
вило, локомотивами по главным откаточным штрекам в угольной
и железорудной промышленности континентальной Европы и ле-
бедками— в английских угольных шахтах. При разработке ка-
лийных солей и бурого угля подземным способом все еще значи-
тельно распространена канатная и цепная откатка. В выемочных
штреках на пологих угольных пластах преобладает непрерыв-
ный транспорт, который начинает также внедряться и на крутых
пластах. Это относится также к коренным штрекам на металличе-
ских рудниках. Скреперная доставка применяется па металли-
ческих рудниках малой и средней производительности и при
проведении штреков. На погрузочных пунктах и приемных пло-
щадках ручной труд в большинстве случаев вытесняется меха-
ническими устройствами.
В европейской угольной промышленности рельсовый транс-
порт применяется в очистных забоях только при камерной си-
стеме разработки (на мощных пластах Верхней Силезии или
Южной Франции) и при разработке бурого угля подземным спо-
собом.
Развитие транспорта по рельсовым путям связано с приме-
нением малогабаритных вагонеток емкостью 0,75—1 лг3, которые
преобладают и в наши дни. Распространению большегрузных ва-
гонеток в угольной промышленности способствует внедрение не-
прерывного транспорта в выемочных штреках и в слепых ство-
лах (винтовой спуск, спуск по трубам, каскадный спуск), по-
скольку становится возможным (по крайней мере, на пологом
падении) ограничить рельсовый транспорт только главными от-
каточными выработками большого сечения.
2. Вагонетки
Сопротивление движению вагонеток по горизонтальному
пути *. Сопротивление движению обусловлено только трением ка-
чения или скольжения обода и реборды колес по рельсам и тре-
нием в подшипниках.
Трение в подшипниках незначительно и коэффициент тре-
ния составляет при шариковых подшипниках 0,002—0,004 и при
подшипниках с коническими роликами 0,003—0,007. На величину
трения оказывает влияние смазка подшипника.
1 Maercks u. J u n g n i t z. Bergbaumechanik, 4 Aufl., Berlin (Gottin-
gen), Heidelberg, Springer, 1954.
366
Коэффициент трения качения обода и реборды колес в под-
земных выработках выше, чем на рельсовых путях на поверхно-
сти. На него оказывают влияние: состояние поверхности колеса,
способ перехода от бандажа к реборде, качество укладки рель-
совых путей и степень их загрязненности. Он может в 10 раз
превысить коэффициент трепня в подшипниках.
При длительной эксплуатации суммарное удельное сопротив-
ление движению (коэффициент сопротивления) в главных отка-
точных выработках принимается равным 0,005—0,010 (что соот-
ветствует 0,5—1,0%, или 5—10 кг/т), во второстепенных выра-
ботках и выемочных штреках — 0,015—0,022, (что соответствует
1,5—2,2%, или 15—22 кг/т). Для большегрузных вагонеток он
сравнительно меньше, чем для вагонеток малой грузоподъемно-
сти. Это сопротивление при трогании больше, чем при движении,
так как требуется преодолеть трение покоя. Эта разница состав-
ляет 30—75%.
Мощность локомотива весом 10 000 кг при откатке со ско-
ростью 4 м/сек состава из 50 груженых вагонеток весом (брутто)
по 1700 кг каждая должна составлять (10 00050 • 1700) X
X 0,008 • 4 = 3040 кгм/сек = 40 л. с.
Установка для канатной откатки, где одновременно по одному
рельсовому пути движутся 50 порожних вагонеток весом по
600 кг, а по другому — 50 груженых вагонеток весом (брутто)
1700 кг каждая при удельном сопротивлении движению 12 кг/т
и скорости движения 0,9 м/сек, должна иметь мощность (600 +
+ 1700)-50-0,012-0,9= 1240 кгм/сек=\7 л. с.
В этом расчете пренебрегают собственным, весьма незначи-
тельным, весом каната.
Указанные выше расчеты тяговой силы относятся к движению
вагонеток но горизонтальному и прямолинейному пути. При рас-
чете необходимо учитывать добавочные сопротивления при:
1) преодолении трения покоя (пусковое сопротивление);
2) движении с ускорением: добавочное сопротивление тем
больше, чем быстрее должна быть достигнута максимальная
скорость и чем она выше; при ускорении, равном 1 м/сек2, доба-
вочное сопротивление составляет 1% от веса поезда;
3) движении на закруглениях. Добавочное сопротивление
возникает вследствие изменения направления движения и трения
на ребордах; оно зависит от радиуса кривой, ширины колеи, ко-
лесной базы и при неблагоприятных условиях может быть
больше сопротивления на прямолинейном отрезке пути. Сле-
дует учитывать, что при движении поездов только часть ваго-
неток находится на кривой, поэтому дополнительная тяговая
сила для всего поезда сравнительно невелика;
4) уклонах пути. При движении по наклонному пути вниз или
вверх уклон, равный 0,001, уменьшает или увеличивает сопро-
тивление движению на 1 кг/т-, при уклоне главного откаточного
штрека в направлении к стволу, равном 0,002, сопротивление дви-
367
жению груженого поезда уменьшается на 2 кг!т, а порожняко-
вого— увеличивается на 2 кг/т по сравнению с движением по
горизонтальному пути.
Кроме того, следует учитывать сопротивления, возникающие
в локомотивах, скреперных лебедках, лебедках канатной от-
катки.
Требования, предъявляемые к вагонеткам. Каждая вагонетка
состоит из кузова, скатов и рамы, соединяющей обе части ваго-
нетки и снабженной сцепками и буферами.
К вагонетке предъявляются разнообразные, иногда проти-
воречивые требования, из которых ниже приводятся основные:
малый вес при большой емкости, стойкость к ударам, износу и
действию кислотных шахтных вод, устойчивость на рельсовых
путях, надежное и легкое движение по кривым, устойчивость
против опрокидывания и удобная разгрузка.
По габаритам вагонетка должна соответствовать размерам
и сечению откаточных выработок и подъемного ствола. Одновре-
менное выполнение всех условий невозможно. Так, например, де-
ревянная вагонетка стоит дешево, но малоустойчива к ударам
и износу. Низкие вагонетки обладают хорошей устойчивостью,
удобны при транспортировании н загрузке, но для получения до-
статочной емкости должны иметь большую ширину и длину, что
затрудняет подъем по стволу. Вагонетки на широкую колею
устойчивы, но хуже проходят по кривым. Вагонетки с небольшой
колесной базой легко вписываются в кривые, удобны при раз-
грузке в лобовых опрокидывателях, в случае схода с рельсов
без большого труда ставятся на них, но малопригодны для ме-
ханической откатки, так как, имея большую длину, раскачива-
ются и легко сходят с рельсов. Очень трудно при выборе ваго-
нетки учитывать в одинаковой мере поперечное сечение ствола
и подземные условия работы. Это в первую очередь относится
к большегрузным вагонеткам.
Общие соображения о применении вагонеток малой и боль-
шой грузоподъемности. Емкость вагонеток, находящихся в на-
стоящее время в шахтах, колеблется между несколькими деся-
тыми кубического метра и несколькими кубометрами. Полезный
вес зависит от насыпного веса транспортируемого материала,
который принимается равным: для каменного угля 0,8—1,1 т!м3,
для закладочного материала, соли и калия 1,4—1,6 mfM3, для
руды 1,5—3 т/м3 и более.
Различают:
вагонетки малой емкости..............до 1,4 м3
вагонетки средней емкости............1,4—2,7 ,
вагонетки большой емкости ...........2,7—5,4 ,
Вагонетки всех типоразмеров унифицированы (ДИН 20550—
20554, 20560, 20570).
Вагонетки средней и большой емкости имеют много досто-
<68
инств перед вагонетками малой емкости1. Прежде всего, с уве-
личением емкости вагонетки улучшается отношение собствен-
ного веса к полезной нагрузке. Это видно из табл. 5.
Таблица 5
Показатели Количество
Емкость, ж3 0,8 1.6 3.0 4,0
Полезный вес, кг (воды) 8С0 1600 3000 4000
Мертвый вес. кг Отношение полезного веса к мерт- 540 920 1450 1650
вому 1 : 0,675 1 i 0,575 1 : 0.484 1 > 0,413
Если суточная добыча шахты равна 3000 т, то при примене-
нии вагонеток емкостью 0,8 ,ч3 суммарный мертвый вес соста-
вит 3750 • 540 кг 2025 т, а при использовании вагонеток ем-
костью 3 м3 — всего 1000- 1450 кг = 1450 т. Известно, что про-
изводительность всех транспортных средств с использованием
вагонеток в первую очередь в горизонтальных выработках и
в подъемных стволах значительно возрастает с уменьшением
мертвого веса вагонеток.
Уменьшаются также затраты времени на сцепку, передвижку
и загрузку вагонеток. Существенным достоинством является
также возможность уменьшения длины поездов и, следовательно,
уменьшение длины путей на погрузочных пунктах, приемных пло-
щадках и соответствующее уменьшение объемов выработок. При
большегрузных вагонетках необходимы рельсы более тяжелого
типа, что вызывает увеличение расходов. В отдельных случаях
возникают дополнительные расходы на проведение и поддержа-
ние выемочных штреков и слепых стволов большего сечения или
на конвейерный транспорт от забоя до погрузочного пункта на
откаточном штреке. Кроме того, стандартные большегрузные ва-
гонетки малопригодны для перевозки породы; вес вагонеток
с грузом слишком большой и для разгрузки требуются опроки-
дыватели больших размеров. Приходится наряду с большегруз-
ными вагонетками применять специальные вагонетки для породы.
Капитальные затраты на вагонетки возрастают с увеличе-
нием их емкости; они составляют около 70—85 пфеннигов за
0.001 .и3 емкости вагонетки стандартной конструкции. Хотя
у большегрузных вагонеток отношение собственного веса к ем-
кости меньше, чем у вагонеток небольшой грузоподъемности
(что снижает их стоимость), возникают дополнительные расходы
па рессорное подвешивание скатов, применение сцепных
устройств п буферов с амортизаторами.
1 Glebe Е. Untersuchungen uber den Einsatz von Groflfdrderwagen im
Ruhrkohlenbergbau. Gliickauf, 1937, S. 1009.
24 Горное дело
369
К выбору емкости вагонетки подходят по-разному, в зависи-
мости от того, идет ли речь об оснащении откатки на новой шахте
или новом горизонте или же о замене малогабаритных вагоне-
ток большегрузными на действующем горизонте.
На новых угольных шахтах, где преобладают пологие пласты,
в большинстве случаев стремятся ограничить рельсовый транс-
порт только главными откаточными выработками и доставлять
уголь конвейерами до погрузочного пункта в квершлаге или
в этажном штреке. При определении размеров подъемных со-
судов емкость вагонеток нужно учитывать в том случае, если
применяется клетевой подъем. Для скипового подъема размеры
вагонетки значения не имеют, и в этом случае рекомендуется
применение вагонеток емкостью свыше 3,5 м\ чтобы полностью
использовать преимущества большегрузных вагонеток. *
На наклонных и крутых пластах в большинстве случаев рель-
совый транспорт доходит до рабочего участка, так что при вы-
боре вагонеток приходится считаться с поперечным сечением
слепых стволов и промежуточных штреков. К тому же на крутых
пластах важную роль играет транспорт закладочного материала,
для которого, как правило, используются те же вагонетки, что и
для угля. В этих случаях предпочитают применять вагонетки
емкостью не более 3 .п3.
Если при модернизации вагонеточного парка транспортные
установки остаются прежними, то обычно прибегают к увеличе-
нию вдвое длины старой вагонетки: этим путем емкость вагоне-
ток увеличивается до 1,5—2,0 м3. В шахтах, где рельсовый тран-
спорт в основном ограничивается главными откаточными выра-
ботками и отсутствует или мало распространен в выемочных
штреках, зачастую возникает затруднение с транспортированием
закладочного материала. В этом случае не удается избежать од-
новременного применения вагонеток малой и большой емкости
с разделением их по горизонтам или по назначению (т. е. по виду
транспортируемого материала).
На соляных и калийных шахтах внедрению большегрузных
вагонеток способствуют большие поперечные сечения штреков.
В рудной промышленности на мелких рудниках преобладают
вагонетки малой емкости, на крупных — большегрузные ваго-
нетки.
По имеющимся данным, большегрузные вагонетки работают
успешно. Они удовлетворяют требованиям высокой производи-
тельности, экономической эффективности и безопасности произ-
водства. В связи с этим крупные ша.хты-новостройки будут осна-
щены вагонетками средней и большой емкости. На действующих
шахтах вагонетки малой емкости все более вытесняются больше-
грузными.
Вагонетка малой емкости имеет сварной кузов, изго-
товленный из стальных листов, толщиной 5 мм, подвергнутых го-
рячему цинкованию. Вагонетки из легкого сплава не получили
370
распространения, несмотря на уменьшение собственного веса
на 40%; они в восемь раз дороже по сравнению со стальными ва-
гонетками и не обладают достаточной сопротивляемостью к дей-
ствию соленых и кислотных вод и прочих химических фак-
торов.
Кузов с днищем полуцилиндрической формы приварен к вагон-
ной раме, состоящей из двух продольных брусьев. На этой раме
крепят неподрессорснные буфера из кузнечной стали (рис. 284).
На вагонетке применяют сцепки типа крюк-серьга и жестко за-
крепленные скаты.
Вагонетки средней
емкости по конструкции
близки к вагонеткам малой ем-
кости, но типоразмеры их уни-
фицированы в меныней степе-
ни. Часто один скат жестко за-
креплен, а второй — может по-
ворачиваться вокруг горизон-
тальной оси. Как правило, при-
меняют подрессоренные буфе-
ра. Достоинство такой подвес-
ки одного ската заключается в
том, что колеса вагонетки хо-
рошо приспосабливаются к не-
ровностям рельсовых путей и
Рис. 284. Вагонетка малой емкости
этим предотвращается сход вагонеток с рельсов.
Большегрузные вагонетки1 по форме делятся на
длинные и на короткие. Их размеры приведены в табл. 6.
Таблица 6
Размеры вагонеток Вагонетки с длинным ку>ов( м Ваго нетн с коротким ку ОБОМ Шахта „Кюве- летте*
Шахта .Эмиль Майриш" Шахты .Паттберг“ 1/2 (скиповой подъем) Нижне- peiнекое горное общество Шахта .Вальлум* 1/2'
Емкость кузова, м3 Длина по буферам, мм Высота (над головкой 3,62 3,5 2.2 3,84 3.0
3320 3700 3360 3900 ЗОЮ
рельса), мм 1585 1447 1320 1500 1150
Ширина, мм 1070 1100 800 950 1500
Ширина колеи, мм . 600 600 600 750 900
1 Schafer II. Entwicklungsmogliclikeitcn fiir GroCfOrderwagcn. Gliick-
auf, 1941, S. 1(5: Spackelcr G. Die technisci-e Entwickliicg des grofl-
obersclilesischen Stcinkohlenbergbaues. Gliickauf, 1940, S. 51 1; Wink h a u s P.
Problenie und Entwicklungsaussicbten der Strecken-und Schaclitfordernng.
Gliickauf, 1948, S. 707.
24*
371
В западногерманской угольной промышленности наиболее
распространены вагонетки с длинным кузовом, поскольку они
обеспечивают наилучшее использование поперечного сече-
ния ствола и дают возможность применять две подъемные
установки в одном стволе. Но, и в том случае, если применяется
скиповой подъем, который не связан с размерами вагонеток,
длинные вагонетки более удобны, так как они меньше влияют на
ширину двухпутевых выработок, чем широкие. Это обстоятель-
ство особенно важно для крепления и поддержания штреков, так
как высокие и узкие штреки легче поддерживать, чем широкие
и низкие. Однако широкие вагонетки короче и поэтому лучше
вписываются в кривые. Для ручной загрузки удобнее короткая
Рис. 285. Вагонетка большой емкости
вагонетка, для механической — длинная. На угольных шахтах
Северной Америки в широких, но сравнительно низких штреках
используются широкие вагонетки.
Высота вагонетки ограничивается сечением выемочных штре-
ков и пригодностью к ручной загрузке. Кроме того, очень высо-
кая вагонетка сужает поперечное сечение вентиляционной струи.
Поэтому, как правило, высота вагонетки не превышает 1600 мм
над головкой рельса.
Кузов вагонетки, так же как и вагонеток малой и средней
емкости, сварной, из стальных оцинкованных листов, толщи-
ной 5—6 мм. Если большегрузные вагонетки применяются вместе
с вагонетками малой емкости, то рекомендуется скашивание тор-
цовых стенок, что к тому же устраняет опрокидывание или сход
вагонеток с рельсов при движении по наклонным путям, в около-
ствольных дворах и на приемных площадках в надшахтных зда-
ниях. С учетом веса груза во всех большегрузных вагонетках
применяют рессорное подвешивание скатов1. При этом ходовая
часть выполнена так, что рессоры монтируют с наружной сто-
роны колес под рамой (рис. 285) или с внутренней. Выбор спо-
соба подвески определяется шириной вагонетки и шириной
1 Oster ma n n W. Die Federung der Forderwagen. Gliickauf, 1939, S. 485
372
колеи: при малой ширине колеи предпочитают наружное рас-
положение рессор Применяются преимущественно пластинча-
тые рессоры. Назначением рессор является предохранение от
ударных нагрузок осей и колес, а также транспортируемого
материала и предупреждение схода вагонетки с рельсов. Бла-
годаря подрессориванию скатов все колеса движутся по рель-
сам, независимо от неровностей рельсового пути. В качестве
буферов устанавливают исключительно пружинные, централь-
но расположенные буфера со сценками: крюковыми, полуавто-
матическими или вращающимися.
Скаты. Ходовая часть вагонетки характеризуется двумя
размерами: расстоянием между осями скатов — колесной ба-
зой и расстоянием между внутренними гранями головок рель-
са— шириной колеи.
По мере удлинения вагонетки должна увеличиваться ее
база (чтобы устранить раскачивание вагонетки). Но увеличе-
ние базы допускается только в известных пределах, так как ва-
гонетки с большой базой плохо проходят кривые. Как правило,
база составляет: у ваюнеток малой емкости 400—600 мм,
у вагонеток средней емкости 1000—1200 мм и у большегрузных
вагонеток 1200—1700 мм. Например, для большегрузной ваго-
нетки длиной 3500 мм следует принимать колесную базу, рав-
ную 1300 мм: она допускает свободный проход по кривым ра-
диусом 10 м. При базе в 1100 мм минимальный радиус кривой
можно уменьшить до 8 м. При проектировании путевого хозяй-
ства шахты надо считаться с тем, что отдельные вагонетки
могут двигаться по кривым меньшего радиуса, чем весь поезд.
Ширина колеи должна возрастать с увеличением ширины
вагонеток из соображений устойчивости последних, но увели-
чению ширины колеи ставится предел: способность вагонетки
вписываться в кривые малого радиуса. В настоящее время
стремятся к единой ширине колеи на подземном транспорте —
G00 мм, раньше ширина колеи отличалась большим разнооб-
разием. Влияние большегрузной вагонетки на ширину колеи
ничтожно. Установлено, что можно построить вагонетки емко-
стью 3—4 м3 и шириной 1200 мм на нормальную колею
в 600 мм и они будут обладать достаточной устойчивостью.
Применение такой колеи для вагонеток малой и средней емко-
сти значительно облегчает переход па большегрузные ваго-
нетки. Имеются также случаи, когда применяется более узкая
колея, а также более широкая, например, 750 мм в шахте
«Вальзум» в Дуисбург-Хамборне. Между внутренними гра-
нями реборд и головками рельса остается с обеих сторон за-
зор («игра») в 5 мм.
Во всех грузовых и специальных вагонетках применяют скаты
на подшипниках с коническими роликами (ДИН 20553), в то
время как скаты на подшипниках скольжения в горной промыш-
ленности применяют весьма редко вследствие более высокого
373
коэффициента трения. Кроме того, они отличаются более высо-
кими расходами смазки из-за плохого уплотнения и вследствие
большей длины подшипников более чувствительны к прогибу
осей при перегрузке или передвижении вагонеток толкателем.
На рис. 286 показан скат, установленный па подшипниках
с коническими роликами. При такой конструкции ската колеса
вращаются независимо друг от друга на жестко укрепленной оси.
В скатах на подшипниках скольжения одно колесо жестко за-
креплено на вращающейся оси, а второе — посажено свободно.
Это необходимо, так как при движе-
г или по кривым колесо, движущееся
. по внешнему рельсу, должно прохо-
дить больший путь чем второе коле-
со, и при жестком закреплении обо-
ЖЯГ их колес возникает торможение; при
этом увеличиваются трепне и износ.
Решающее значение на срок служ-
i бы скатов оказывает уплотнение
’ Ж подшипников. Хорошо защищенный
’ скат при хорошем уходе работает
. примерно 20 лет.
ЯнЛНИНКи При сборке скатов подшипник
чЕИк тИЯИеж заполняется смазкой только на ’/з
wHbjKKr своего объема. Поскольку в период
хЯЯВх последующей смазки весь подшип-
ник заполняется смазочным матери-
алом, а при этом трение в подшип-
нике значительно повышается, то
Рис. 286. Скат вагонетки на ко- следует отказаться от повторной
иическнх роликоподшипниках смазки в процессе эксплуатации. Це-
лесообразнее каждые 4—5 лет про-
изводить разборку скатов. Во время промывки удаляют старый
смазочный материал, а затем вводят новую смазку, производят
сборку ската и одновременно регулируют роликовый под-
шипник.
К колесам вагонеток предъявляются особо высокие требова-
ния, поскольку они подвергаются ударной нагрузке не только во
время движения по штрекам, но и при заталкивании в клеть.
Кроме того, они подвержены быстрому износу, так как при ма-
лом диаметре совершают большое число оборотов. Опыты, про
веденные с вагонетками в буроугольной промышленности1, пока-
зали, что для снижения сопротивления движению вагонеток бо-
лее важно увеличить диаметр колес, чем улучшить подшипники.
В настоящее время колеса отливают из стали.
Рабочими частями коЛ1 са читаются: ступица, обод и реборда.
Обычно ступица при помощи диска соединяется с ободом. Обод
‘Voigt. Wirtsciiaftlicher Vergleich zwischcn Gleit-und Rollenlagern.
Bj.tunkohk, 1925. S. 1161.
374
дисковых колее имеет стандартный диаметр — 350 мм, В диске
предусмотрены 4—6 круглых выреза (см. рис. 286), которые
уменьшают вес колеса и повышают его прочность, устраняя
вредные напряжения при литье.
Ступина должна быть достаточно большой, чтобы давление
па колесо распределялось на возможно большую поверхность для
уменьшения износа. Ободу колеса придана слегка коническая
форма; такая конструкция предотвращает боковое раскачивание
вагонетки и боковой износ реборды обода. Колесо удерживается
Рис. 287. Буфер с выдвижной Рис. 288. Пружинный буфер для больше-
тягой грузных вагонеток
на рельсах, как правило, при помощи обода и только при движе-
нии по стрелкам и кривым эта функция переносится на реборду.
Буфер. Возникающие при движении вагонеток сильные толчки
воспринимаются у вагонеток малой грузоподъемности жесткими,
а у вагонеток средней емкости и большой грузоподъемности —
эластичными буферами. Последние должны иметь такие размеры,
чтобы при переходе по кривым кузовы вагонеток не сталкива-
лись. Для вагонеток средней емкости применяют сплошные бу-
фера с выдвижной тягой, на которой укреплена сцепка (рис. 287).
Тяговые усилия передаются от тяги через опору на пружины бу-
фера, которые могут воспринимать как тяговые усилия, так и
ударную нагрузку.
В большегрузных вагонетках находят применение пружинные
центральные буфера в сочетании с различными сцепными
устройствами (рис. 288).
Сцепки. Конструкция сцепок и содержание их в исправности
имеют важнейшее значение для бесперебойной работы тран-
спорта: сцепки не должны глубоко вдвигаться при сжатии со-
става и не должны выступать в висячем положении за пределы
кузова. Далее они должны иметь свободный ход для прохода
состава по кривым, но не допускать слишком большой растяжки
состава.
375
На рис. 289 показана конструкция наиболее распространен-
ных сцепок для вагонеток малой и средней емкости — висячего
типа в виде серьги и крюка. Соединение сцепок осуществляется
при помощи колец Г] и г2, подвешенных на проушинах крюков
hi и h2, входящих в кольцо. Аналогичную конструкцию имеет
сцепка с плоской серьгой.
Необходимо следить за тем, чтобы крюк последующей ваго-
нетки входил в кольцо предыдущей, так как при ином методе сое-
динения чаще происходит самопроизвольная расцепка при ударе
сцепки о шпалы и т. д.
Иногда из-за большой «игры» в сцепках задние вагонетки
при трогании поезда с места испытывают рывок вперед и сталки-
Рис. 289. Сцепка в виде серьги и
крюка
сти ставятся большей часть
ваются друг с другом; при этом
на отдельные сцепки действуют
значительные растягивающие уси-
лия, которых нет при пружинных
сцепках. Недостаток сцепных
устройств данного типа состоит
также в том, что их трудно ис-
пользовать для широких вагоне-
ток, поэтому в большегрузных
вагонетках они применяются ред-
ко, а в вагонетках средней емко-
в сочетании с пружинными бу-
ферами.
Для большегрузных вагонеток разработаны автоматические
сцепки с небольшой «игрой», обеспечивающие безопасность при
расцепке вагонеток. Автоматическая сцепка фирмы GHH в со-
четании с пружинным центральным буфером показана на рис. 288.
С буфером шарнирно соединена серьга, в нижней части которой
установлен крюк. Этот крюк захватывает серьгу второй ваго-
нетки. Сцепку можно разъединить, нажимая на педаль рычага
управления. К автоматической сцепке без «игры» относится ку-
лачковая сцепка Штальверке Брюнингхаус (рис. 290), которую
можно расцепить рычагом, установленным на кузове вагонетки.
Сцепка выполнена в виде центрального пружинного буфера.
Если не требуется расцепления составов у ствола, как это
имеет место при скиповом подъеме, то можно с успехом исполь-
зовать вращающуюся сцепку, допускающую поворот вагонеток
в нерасцепленном составе на 360°.
Вагонетки специальной конструкции. Для перевозки людей
применяются преимущественно стандартные вагонетки с сиде-
ниями из досок или подвесных ремней. Кроме того, имеются ва-
гонетки специальной конструкции. На рис. 291 показана одна из
таких вагонеток на 16 мест.
Для перевозки лиц надзора, слесарей и др. иногда приме-
няют дрезины. В отдельных случаях в выемочных штреках допу-
скается перевозка людей ленточными конвейерами.
3/0
С введением большегрузных вагонеток возросло значение
специальных вагонеток, прежде всего для транспортирования
закладочных материалов. Эти вагонетки могут служить также
для перевозки угля, но только при наличии скипового подъема.
Существует два основных типа вагонеток:
1) кузов вагонетки жестко cf -
единен с рамой;
2) кузов подвижно соединен
с рамой.
Вагонетки с кузовом, жестко
соединенным е рамой, имеют от-
кидные днища или наклонное
днище (в одну или обе стороны)
и откидные боковые стенки.
Вагонетки с донной разгруз-
кой, хотя и мало распространены,
но с успехом применяются для
перевозки закладочного материа- Рис. 290. Эластичная кулачко-
ла в пластах мощностью более вая сцепка
1,8 м с углами падения свыше 65°.
При меньшем угле падения требуются бункера или спускной
желоб. На разгрузку таких вагонеток расходуется больше вре-
мени, чем вагонеток других типов, так как их разгрузочные
отверстия малы по сравнению с емкостью кузова.
Рис. 291. Вагонетка для перевозки людей
фирмы Гутехоффнунгсхютте
Вагонетки с откидной боковой стенкой разгружаются в одну
сторону: откидная стенка открывается и закрывается вручную
при помощи рычажного механизма. Для разгрузки надо накло-
нить вагонетку на угол 50°. Вагонетки с односторонней боковой
разгрузкой имеют съемные борта, что дает возможность приме-
нять их в выработках различной высоты. Они требуют мини-
мальной площади для разгрузки, и поэтому их применяют в штре-
ках, пройденных по пласту, на наклонном и крутом падении.
Здесь они обеспечивают значительное увеличение пропускной
способности рельсового транспорта, в связи с чем становится
377
возможной доставка закладочного материала только в одну
•смену.
Вагонетки с шарнирным соединением кузова с рамой выпу-
скаются для разгрузки в обе стороны (рис. 292). Такая вагонетка
Рис. 292. Вагонетка с двусторонней разгрузкой
для доставки породы
может разгружаться в любом месте шахты, не требует специ-
альных разгрузочных устройств и, таким образом, пригодна как
для породы, так и для угля. Недостатком вагонетки является ее
громоздкость.
Рис. 293. Вагонетка для доставки материалов (фирмы
Гутехоффнунгсхютте)
При перевозке материалов вагонетки специальных типов
нужны только в том случае, если материал длиннее, чем ваго-
нетки, служащие для транспортирования угля. В таких случаях
целесообразно иметь специальные вагонетки. На рис. 293 пока-
зана вагонетка для перевозки материалов. Высота боковых и
торцовых стенок кузова уменьшена вдвое и они имеют надставки
из балок. Для удобства перевозки машин стенки могут быть вы-
полнены откидными.
378
Чистка вагонеток1. Чем выше производительность шахты,
тем больше внимания следует уделять чистке кузова вагонетки,
особенно если транспортируется влажный материал и если уголь
и порода перевозятся в одних и тех же вагонетках. Пусть, напри-
мер, при тщательном соскребывании каждый раз из вагонетки
извлекается 5 кг угля, а для перевозки суточной добычи требуется
3000 вагонеток. Следовательно, чистка вагонеток дает 15 т угля
стоимостью около 750 марок при незначительных дополнительных
расходах на заработную плату. Кроме того, чистка предотвра-
щает коррозию металла под коркой штыба 2.
Рис. 291. Машина для чистки вагонеток
Чистка вагонеток производится щетками, струей воды под на-
пором или вибратором. Кроме того, можно сохранить в чистоте
вагонетки, служащие для транспортирования отходов углемойки,
покрывая днище вагонетки промасленной бумагой или слоем опи-
лок. Можно закрыть внутреннюю поверхность кузова вагонетки
листами резины, которые изолируют ее дно от транспортируемого
материала и обеспечивают полное опорожнение вагонетки при
опрокидывании.
На рис. 294 показана машина для чистки вагонеток.
Такие машины можно устанавливать на приемной площадке
в надшахтном здании и на подземных опрокидывателях.
Чистка вагонеток струей воды состоит в том, что вагонетку
поворачивают на 90° и в нее направляют струю воды под напо-
ром 10—12 ати. Расход воды составляет около 150—170 л на ва-
гонетку. Достоинством этого способа является сохранение цинко-
вого покрытия, недостатком — необходимость отвода воды.
Вибраторы для чистки вагонеток целесообразно встраивать
в круговые опрокидыватели. Вибрации передаются вагонеткам,
। Geisler S. Der Stand der Forderwagcnreinigungste.hnik. Bergbau-
Rdscli., 1951, S. 414.
2 Elsenstecken. F. Der Wert von Schutzschichten bei Forderwagen.
Gliickauf, 1953, S. 951.
379
благодаря чему от кузова отделяется прилипший материал, ко-
торый выпадает из опрокидывателя при полном его обороте.
Целесообразно устанавливать вибраторы и на опрокидывателях,,
находящихся в выемочных штреках, обеспечивая таким образом
принудительную очистку вагонеток при разгрузке, но надо счи-
таться с тем, что сильно загрязненные вагонетки иногда не
удается полностью очистить, так как вибратор работает только
в течение половины времени оборота опрокидывателя.
Емкость вагонеточного парка и его стоимость. Необходимое
число вагонеток (вагонеточный парк) на шахте зависит от произ-
водительности шахты /’ (в тоннах), полезной грузоподъемности
вагонетки I (в тоннах угля) и суточной оборачиваемости U ваго
неток. Число вагонеток определяется по формуле
х = 1и +
где/—число резервных вагонеток.
При -вагонетках малой и средней емкости / можно принять
равным 10%, при большегрузных—15% от потребного количе-
ства вагонеток для нормальной работы.
В этой формуле неопределенным фактором является обора-
чиваемость вагонетки. На шахтах с двумя выданными сменами
она больше, чем иа шахтах, где добыча ведется в две смены,
а выдача угля на поверхность — в одну. На оборачиваемость
оказывают влияние протяженность и разветвленность рельсовых
путей в шахте, содержание породы в рядовом угле, породный
баланс шахты, степень распространения непрерывного тран-
спорта в выемочных штреках и между горизонтами, и, наконец,
тип подъемных сосудов (клети или скипы). В связи с этим на.
шахтах, где пологие пласты разрабатываются с управлением
кровли обрушением, оборачиваемость вагонетки больше, чем
на шахтах с крутым падением. У большегрузных вагонеток обо-
рачиваемость больше, чем у вагонеток малой емкости: 1,5—2,5
против 1—2 в условиях каменноугольных шахт Западной Герма-
нии. Поскольку время оборота вагонетки известно лишь прибли-
зительно, то и расчет потребного числа вагонеток не отличается
точностью.
Более точный метод расчета, предложенный Зауэром, заклю-
чается в том, что весь рельсовый транспорт шахты разбивается
на отдельные участки'. По количеству вагонеток в каждом уча-
стке определяется общее потребное количество вагонеток. Целе-
сообразно составить плановый график работы откатки для каж-
дого участка в виде таблиц или графиков и разработать графики
движения, по которым можно судить об организации транс-
порта— ведь именно хорошая организация транспорта является
1 Sauer II. Wieviele Forderwagen braucht ein Grubenbctricb? Erkennt-
nisse aus Betriebsstudien auf Steinkolilenzechen. Gliickauf, li-54, S. 437.
380
предпосылкой для эффективного использования вагонеточного
парка. В качестве примера приводится метод определения пот-
ребного количества вагонеток для участка главного откаточного
штрека от погрузочного пункта до околоствольного двора.
Минимальное число вагонеток на этом участке составляет
ЗА/
х = За если принять, что один состав стоит па путях
погрузочного пункта, второй — в околоствольном дворе и тре-
тий — откатывается локомотивом. В формуле а — число вагоне-
ток в составе, F — количество материала, доставляемого ваго-
неткой в течение смены, Z—время оборота локомотива, iL—чи-
стое время работы на погрузочном пункте, fa—коэффициент
использования локомотива, который можно принять равным
ВО—90%.
Это количество вагонеток является минимальным; необхо-
димо предусмотреть также резерв с учетом неравномерности по-
ступления транспортируемого материала и неравномерности сле-
дования поездов.
Другой способ, оспованный на том же принципе, заключается
в определении потребной емкости вагонеточного парка. Опытным
путем установлено, что на пологом падении и при широком при-
менении ленточных конвейеров в выемочных штреках емкость
парка составляет около 50%, а на крутом падении при очистных
забоях средней производительности и при полной закладке —
около 100% от суточной производительности шахты по рядовому
углю. Эта величина при прочих равных условиях при больше-
грузных вагонетках несколько меньше, чем при вагонетках ма-
лой емкости, и составляет в среднем 70% суточной добычи по
рядовому углю.
Если принять, что удельные капитальные затраты на ваго-
нетку составляют 0,75 марки на 1 дм3 емкости вагонетки, а по-
лезный вес ее равен 0,9 кг на 1 дм3, то при емкости вагонеточного
парка, равной 70% и суточной добыче 6000 т потребуются капи-
0,75-и,7-б-10« ОСЛЛЛЛЛ
тальныс- затраты в сумме------()-у----—3 500000 марок.
Если емкость вагонеточного парка равна 50% от суточной до-
бычи, как это принято в современных шахтах, то затраты умень-
шаются до 2 500 000 марок. В этом расчете пренебрегают не-
большой разницей в капитальных затратах при большегрузных
вагонетках и вагонетках малой емкости, которая объясняется не-
сколько более высокой оборачиваемостью большегрузной ваго-
нетки.
Важным достоинством большегрузных вагонеток являются
также меньшие эксплуатационные расходы, так как срок их
службы сравнительно большой (10—15 лет). Однако1 он значи-
тельно снижается при транспортировании закладочных мате-
риалов, разгрузке в опрокидывателе и заталкивании вагонеток
в подъемную клеть с помощью толкателей, действующих на ко-
381
лесные скаты. Годовые расходы на поддержание вагонеток боль-
шой емкости можно принять равными 8% от первоначально»
стоимости, вагонеток малой емкости — 6%. Эксплуатационные-
расходы составят:
Вагонетки Большегруз-
малой ные
емкости, вагонетки,
пфеннигов[т пфеннигов!т
Амортизация и проценты па капитал . 29,50 18,50
Обслуживание.............................. 13,82 14,88
Смазка...................................... 0,08 0,02
Итого. . 43,40 33,40
3. Строение рельсового пути 1
Общие сведения. Основными частями рельсового пути явля-
ются верхнее и нижнее строения. Верхнее строение состоит из-
собственно рельсов, шпал и рельсовых скреплений, а нижнее-
Рис. 295. Стандартные профили рельсов
строение представл;--ет собой балластный слой. Под рельсовыми
скреплениями подразумеваются все детали, служащие для соеди-
нения рельсов между собой и рельсов со шпалами. Сюда отно-
сятся накладки, болты накладок, костыли, путевые болты и дру-
гие соединительные детали и подкладки. Рельсы прокатывают,
как правило, из стали Ст. 55. В зависимости от назначения
применяют рельсы различного профиля. Наиболее распростра-
ненные и стандартизованные профили1 2 показаны на рис. 295,
где даны их основные размеры и вес 1 м. Тип рельса принято
определять его весом в килограммах на 1 м, например: S14, S18,
S20, S24 и т. д.
В рельсе различают головку, шейку и подошву.
От твердости головки зависит сопротивление износу, от вы-
соты шейки (и в меньшей степени от ее толщины, так как проч-
ность на изгиб растет пропорционально толщине и квадрату
высоты)—несущая способность, от толщины и ширины по-
1 Roelen W. Gesichtspunkte fiir die Wahl und Verlegung des Gruben-
gestanges. Gliickauf, 1917. S. 810; Sc holt F. Der Gleisbau in den Haupt-
fordersirecken unter Tage. Gliickauf, 1932, S. 381.
2 Normblatt DIN 20 500 und 20 501.
382
дошвы—надежность укладки пути и устойчивость против опро-
кидывания.
Выбор типа рельсов зависит в первую очередь от веса ваго-
неток и локомотивов. При локомотивной откатке в выемочных
штреках, где применяются в основном вагонетки емкостью не
более 1 м3, пути настилаются преимущественно из профилей
814 и 818, а в главных откаточных выработках, по которым
движутся локомотивы более тяжелого типа, — из профилей 820
и 824. Если применяются большегрузные вагонетки, то для
укладки путей в главных откаточных выработках предусматри-
вают рельсы 824 или 830, а в выемочных штреках, — профили 820
или 824 при условии, что в этих штреках также курсируют боль-
шегрузные вагонетки.
Зачастую в главных откаточных выработках применяют
рельсы специального профиля весом 29,8 кг/м и высотой 108мм.
Этот профиль отличается от стандартного профиля, напри-
мер 824, более широкой подошвой и меныпей высотой шейки,
что повышает площадь опорной поверхности и устойчивость
рельса.
Рельсы S14 можно укладывать без специальных приспособ-
лений, в то время как при рельсах тяжелого типа необходим
гибочный пресс для укладки путей па кривых и требуются
рельсовые скрепления из высокопрочного материала. Однако
увеличение затрат труда компенсируется несравненно более тща-
тельной укладкой рельсовых путей. В выработках с большими
грузопотоками рекомендуется поручать укладку постоянных
рельсовых путей специальной путевой бригаде, работающей
с учетом скоростной проходки штреков.
Поскольку нагрузка на рельсы достигает максимума на сты-
ках, то рекомендуется выбирать рельсы наибольшей длины. Од-
нако длина рельсов лимитируется необходимостью их спуска по
главному и слепому стволам и перевозки по штрекам. Поэтому
длина рельсов в главных откаточных выработках составляет,
как правило, 8—10 м (иногда 12 .и), в выемочных штреках —
3—5 м.
Шпалы. Для шпал лучше всего применять влагоустойчивые
породы дерева, а также достаточно твердые и упругие, чтобы
шпала не раскалывалась и чтобы пз нее не выпадали костыли
и болты. Поэтому для тяжелых условий эксплуатации в первую
очередь применяют дубовые шпалы.
На более легких рельсовых путях, применяемых главным
образом в выемочных штреках п участковых бремсбергах,
можно укладывать грубо обтесанные брусковые лубовые
шпалы или использовать более дешевые породы дерева — бук
и сосну.
Буковые и сосновые шпалы следует пропитывать антисепти-
ками, используя для этой пели способы, обеспечивающие про-
никновение раствора в сердцевину дерева.
383
Консервирование дубовых шпал нецелесообразно, если они
состоят только из ядра.
Размеры шпал для различной нагрузки приведены па рис. 296.
При локомотивном транспорте в качестве стыковой шпалы при-
меняется шпала тяжелого тина, показанная на рис. 296, в,
а остальные шпалы в соответствии с типом, указанным на
рис. 296, б; при канатной откатке применяется тип, показанный
на рис. 296, а.
Металлические шпалы делают из стального проката, отги-
бают кромки на обоих концах шпалы. Прикрепление к ним рель-
сов осуществляется при помощи навальцованных подкладок или
выступов или приклепанными захватами для крепления подошвы
рельса.
Металлические шпалы,
широко применяемые на
поверхности (на перенос-
ных дорогах), на подзем-
ном транспорте могут по-
лучить лишь ограниченное
распространение, так как
они быстро подвергаются
коррозии и особенно чув-
ствительны к кислым
шахтным водам. Некото-
рой защитой является
Рис. 296. Деревянные шпалы различных
размеров
цинковое покрытие, но оно существенно повышает стоимость
шпал. Кроме того, металлические шпалы труднее уложить па
балластном слое, чем деревянные, в связи с тем, что они требуют
плотной подбивки снизу и хорошего балластного слоя.
Однако при проведении выработок можно с успехом приме-
нять металлические шпалы для рельсовых путей, непрерывно
перемещаемых вперед но мере подвигания забоя.
В качестве переносных рельсовых путей оказались пригод-
ными так называемые рельсовые звенья, состоящие из рельсов
и жестко соединенных с ними шпал. Па одном конце каждого
рельса приклепаны две плоские накладки, заканчивающиеся го-
ловкой в виде крючка. Па другом конце рельса находятся штыри,
закрепленные на шейке рельса и входящие в крючок, как пока-
зано на рис. 297.
| Некоторое распространение находят также железобетонные
шпалы, тем более что предварительно напряженный железобе-
тон выдерживает изгибающие усилия. Выбор материала шпал
в отдельном случае определяется их стоимостью. В железобе-
тонных шпалах предусмотрены деревянные пробки скреплений,
что делает возможным повторное использование шпал. Извест-
ным недостатком железобетонных шпал является большой вес.
Рельсовые скрепления. Для прикрепления рельсов к шпалам
при легких эксплуатационных условиях (транспорт по горизоп-
384
тальным путям при малой интенсивности движения, транспорт
по выемочным штрекам) пригодны обычные костыли. Более на-
дежные скрепления требуются для больших нагрузок, возникаю-
щих при откатке тяжеловесных вагонеток, больших скоростях
движения, достигающих максимума при проходе поезда по кри-
вым, в особенности при локомотивной откатке.
Основными требованиями к хорошему скреплению для боль-
ших нагрузок являются: прочность, защита шпал от опорного
давления рельсов, простая конструкция, защита путевых косты-
лей и возможность их замены. Под прочностью подразумевается
прежде всего сопротивление вертикальным и горизонтальным
усилиям. Первые вызваны прогибанием рельсов между шпалами,
ввиду чего скрепления выдавливаются вверх н в них возникают
Рис. 297. Рельсовое звено
попеременно сжимающие и растягивающие напряжения. Гори-
зонтальные усилия создаются давлением конического обода ко-
леса, особенно при движении но кривым. Они стремятся опроки-
нуть рельс и преобразуются в результате реакции скрепления
в вертикальные усилия.
В связи с этим костыли и шурупы стремятся разгружать от
бокового давления при помощи выступов, предусмотренных на
нижней стороне подкладки.
На рис. 298 показан один из многочисленных способов шу-
рупного соединения рельса со шпалой. Согласно Е. Виману, при
этом способе крепления в шпалу вдавливаются четыре выступа
на нижней поверхности подкладки. Кроме того, особое внимание
уделяется тому, чтобы подошва рельса опиралась на подкладку,
что препятствует вдавливанию рельса в шпалу. Боковые усилия,
действующие на шейку рельса, воспринимаются торцовыми по-
верхностями прижимных планок 2 и 3 и передаются прокладке 1.
Этот способ крепления рельса пригоден для всех профилей.
Кроме обычных и крюкообразных костылей, в качестве скреп-
лений могут использоваться специальные костыли, например по-
лучивший распространение рессорный костыль, а также шурупы.
Существуют также скрепления, допускающие соединение рельса
со шпалой без костылей и шурупов.
25 Горное дело
385
На рис. 299 показан предохранительный костыль. Этот ко-
стыль имеет биконический заершенный стержень. При забивке
в шпалу костыль прочно закрепляется в дереве. Кроме выступа,
захватывающего подошву рельса, головка костыля имеет зад-
нюю стенку со сферической опорной поверхностью, которая при-
спосабливается к неровностям подошвы рельса и внедряется
в дерево шпалы, упрочняя скрепление.
Рис. 298. Шуруп-
ное соединение
рельсов со шпа-
лами
Рис. 299.
Предохрани-
тельный ко-
стыль
На рис. 300 изображен шип «Петеп» фирмы Петеп-Бергбау-
бедарф •—рельсовое скрепление, состоящее из двух одинако-
вых элементов (/ и 2), обхватывающих подошву рельса с двух
Рис. 300. Рельсовое скрепление фирмы Петеп-
сторон. Два наклонных штыря (<? и 4), находящихся в заранее
просверленных отверстиях в шпале, под давлением движущегося
поезда еще глубже внедряются в дерево и обеспечивают прочное
прикрепление рельса к шпале. Достоинства рельсового скрепле-
ния: простое соединение, не требующее костылей или шурупов,
легкое и без повреждений высвобождение шпал при подъеме
звена рельсов. Кроме того, такой способ соединения, как показал
опыт, не нуждается в усилении на кривых.
Укладка рельсовых путей. Укладка производится с по-
мощью путевого шаблона (рис. 301). Ширина колеи должна быть
на 10 мм больше, чем расстояние между ребордами колес.
Зазор в стыках между рельсами должен быть равен 2—3 мм.
Это особенно важно в шахтах с пологими пластами, если рельсо-
383
вне пути уложены на свежей воздушной струе, поскольку в этих
условиях изменения длины рельсов при колебаниях температуры
на поверхности шахты наблюдаются на большом расстоянии от
стволов.
Для обеспечения необходимого уклона путей применяют путе-
вые рейки с уровнем (рис. 302).
На криволинейных участках выработок следует считаться
с центробежной силой, развиваемой вагонеткой, и, кроме того,
с повышением сопротивления
направления. Для ком-
пенсации центробежной
силы прибегают к возвы-
шению наружного рельса
над внутренним на высоту
h, которая для канатной
откатки принимается рав-
ной 5—10% от ширины
рельсовой колеи, а для
движению за счет изменения его
Рис. 301. Путевой шаблон
локомотивной подсчитывается по
формуле
OV-
R
где h — высота, мм-,
v— предельная скорость, км)ч.ас-,
R— радиус кривой, м.
Рис. 302. Укладка рельсовых путей с уклоном при помощи
рейки 1 и уровня 2
Скорость движения при проходе по кривым надо уменьшать.
При и = 10 км!час и R = 12 м величина превышения соста-
5-100 ,о
вит » 42 мм.
Сопротивление движению, возникающее вследствие измене-
ния направления движения вагонетки, стремятся по возможности
уменьшить путем уширения рельсовой колеи на 15—20 мм,
а также путем максимально возможного увеличения радиуса
кривой. Возможности увеличения радиуса кривых в шахте огра-
ничены и не удается соблюдать правила, установленные для рель-
совых путей па поверхности. Согласно этим правилам, минималь-
ный радиус кривой при ширине колеи 600 мм составляет 25 м.
в шахте же его принимают равным: на «легких» откаточных пу-
тях— 4 м, при локомотивном транспорте — не менее 10 м. На
кривых малого радиуса рекомендуется усиливать верхнее строе-
25* 387
ние путей за счет сближения шпал и установки контррельсов для
предотвращения схода вагонеток с рельсов.
Расстояние между шпалами определяется нагрузкой и расчет-
ным сроком службы рельсового пути. На главных откаточных пу-
тях рекомендуется укладывать шпалы на расстоянии 50—80 см,
л в местах переломов пути и пересечений это расстояние умень-
шают до нескольких сантиметров или шпалы укладывают вплот-
ную (если только здесь не предпочитают укладывать плиты).
В то же время в выемочных штреках расстояние между шпалами
можно принимать равным 80—100 см. В местах стыковых соеди-
нений рельсов шпалы должны быть сближены, что особенно
важно при локомотивном транспорте. В двухпутевых откаточ-
ных штреках удобнее всего выбирать шпалы такой длины, чтобы
использовать их для обоих рельсовых путей. Однако если почва
штрека не вполне надежна, то следует крепить рельсы к различ-
ным шпалам, так как в этом случае устраняется перекос шпалы
из-за большого веса груженого состава; кроме того, при пуча-
щей почве рельсовые пути будут оседать поодиночке и общая
осадка уменьшается. На бремсбергах шпалы предохраняют от
сползания тем, что все они или часть их заводят за стойки крепи.
Только на второстепенных путях с незначительным движением
можно укладывать шпалы прямо на почве или (на крутом паде-
нии) крепить между кровлей и почвой; при такой укладке шпалы
полностью находятся под влиянием сдвижения горных пород. Чем
выше требования, предъявляемые к рельсовым путям, тем больше
нижнее строение пути должно соответствовать стандартам, при-
нятым на железнодорожном транспорте. Особенно это относится
к сильно нагруженным рельсовым путям, например в выработ-
ках околоствольного двора, для которых следует предусматри-
вать хорошо уложенный балласт из материала, доставляемого
извне. Он должен состоять из самого твердого мелкого щебня
с крупностью зерен 40—60 мм и из щебня с крупностью 15—
30 мм в наружном слое, чтобы рельсовые пути имели упругое
основание, а сдвижение горных пород можно было компенсиро-
вать удалением или добавлением балласта. Для изготовления
щебня (крупностью 40—60 мм) пригодны базальтовые туфы,
пористые, водопроницаемые и в то же время твердые. В обвод-
ненной выработке следует предусматривать отвод воды к водо-
сборнику; для этого почва выработки должна иметь уклон в на-
правлении стока воды. Шпалы погружают в балластный слой
примерно на 2/3 высоты. Для уплотнения балласта под шпалами
можно использовать отбойные молотки с соответствующим рабо-
чим инструментом. На рис. 303 приведен пример хорошо выпол-
ненного нижнего строения пути. Для правильной настилки пу-
тей эта работа не должна производиться одновременно с прове-
дением выработки1.
1 М е u s s. Die Verlegung neuzeitlicher Gleisanlagen fur Lokomotiv-
forderung unter Tage. Bergbau, 1929, S. 617.
388
Ввиду того, что доставляемый извне балласт обходится до-
рого, он применяется не во всех главных откаточных выработках.
Чаще всего шпалы утапливают в щебеночном балласте из проч-
ных пород, добываемых при проведении выработок (песчани-
стый сланец, песчаник). На уровне шпал для выравнивания
почвы зачастую применяют котельные шлаки.
Рис. 303. Укладка пути в выработке с водоотливной ка-
навкой
Рельсы соединяют накладками в непрерывную нить, хорошо
защищенную от бокового сдвига под давлением обода колеса.
Накладки стандартизованы; на рис. 304, а показана плоская на-
кладка, на рис. 304, б — уголковая стальная накладка. Послед-
няя отличается повышенной жесткостью и предназначена для
большей нагрузки.
Рис. 304. Стандартные накладки для соединения рельсов
легкого и тяжелого типов
Наряду с болтовыми соединениями, гайки которых, как пра-
вило, установлены снаружи, применяют безболтовые соедине-
ния накладок. Они обхватывают подошву рельса и закрепляются
клиньями на концах рельсов.
Лучшим способом соединения стыков рельсов является
сварка, которая, однако, оправдывает себя только в выработ-
ках с большим сроком службы при редком их ремонте. Вследст-
вие опасности возникновения пожара и взрыва метана выполне-
389
ние сварочных работ связано со специальными мероприятиями
по безопасности.
Стыковые соединения рельсов с накладками целесообразно
располагать па одной широкой шпале или на двух нормальных,
поскольку на стыках нагрузка на рельсы достигает максимума.
Недостатком расположения стыков в промежутке между
двумя шпалами (рис. 305) является невозможность поддержа-
ния концов обоих рельсов на одном уровне по высоте. Тем не
менее, именно такое расположение применяется в большинстве
случаев, так как оно обла-
дает некоторыми преимуще-
ствами. Чтобы уменьшить
число ударов при проходе
колес по стыку, в прямоли-
Рис. 305. Соединение стыков по- Рнс. 306. Плнта для установки
средством накладок. Стыки рас- вагонеток на рельсы
положены в промежутке между
двумя шпалами
нейных выработках стыки обеих нитей рельсов располагают
друг против друга, а на кривых их смещают один относительно
другого.
Приспособления для подъема вагонеток, сошедших с рельсов.
Зачастую сход вагонетки с рельсов обнаруживается с опозданием
и может произойти авария прежде, чем поезд будет остановлен.
Это неудобство устраняется применением плит для установки ва-
гонеток на рельсы (рис. 306), которые размещены на определен-
ном расстоянии друг от друга (примерно 100—150 м). Сошед-
шая с рельсов вагонетка попадает между выгнутыми вбок
остряками и плавно поднимается на рельсы. Если желательно
избежать расходов на установку стационарных плит, то можно
ограничиться самоставами (рис. 307), которые машинист локо-
мотива всегда возит с собой и в случае схода вагонетки с рельсов
укладывает на рельсовый путь так, чтобы поезд прошел через
них. Недостаток самоставов состоит в том, что машинисту ло-
комотива или кондуктору приходится производить дополнитель-
ную работу.
390
Поворотные приспособления. Простейшими из них являются
поворотные плиты из литейного чугуна или из литой стали.
В выработках с откаткой бесконечным канатом можно укла-
дывать в местах разветвлений сквозные рельсовые пути, а между
рельсами и рядом с ними с обеих сторон — простые деревян-
ные или стальные плиты, которые по высоте совпадают с уровнем
головки рельсов; между плитой и внутренней стороной головки
рельсов оставляется зазор для прохода реборд.
Неудобством поворотных плит является недостаточная точ-
ность соединения с рельсовыми путями и между собой, в связи
с чем при переходе через плиты могут возникать сильные удары.
Рис. 307. Самостав для вагонеток
Поворотные круги, установленные на шариках или катках,
находят применение на тех горных предприятиях, например, же-
лезорудной промышленности, где работают с вагонетками боль-
шой емкости, поворот которых на обычных поворотных плитах
является трудоемкой операцией. В Рурском каменноугольном
бассейне они получили крайне ограниченное распространение.
Если к основной откаточной выработке примыкают второ-
степенные выработки, по которым откатка производится непо-
стоянно или в небольшом объеме, либо место примыкания этих
выработок меняется (такое положение наблюдается при разра-
ботке буроугольных месторождений с обрушением и при разра-
ботке мощных пологих пластов), то целесообразно применять
накладные поворотные плиты (рис. 308). Для поворота тяжелых
вагонеток можно использовать накладные плиты в виде пово-
ротных кругов.
Стрелочные переводы1. Обозначение стрелочных переводов
производится в зависимости от направления, в котором дви-
жется сходящий с перевода поезд. Различают правые и левые
стрелочные переводы (рис. 309, а и 309, б) и симметричные стре-
лочные переводы (рис. 309, в). Для соединения двух параллель-
1 Hindte W. von: Betriebssichere und zweckmafiige Anbringung von
Weicheneinrichtungen, Bergbau, 1926, S. 484.
391
ных путей применяют съезды, состоящие из двух левых или двух
правых стрелочных переводов (рис. 309, г, 309, д). На рис. 309, е
показан стрелочный перевод на три направления. Остряки стре-
лочных переводов плотно прилегают к внутренней стороне рель-
сов, с которых надо перевести вагонетку (рис. 310). Остряки
Рис. 308. Накладные поворотные
плиты
вины бывают литые (из стали) г
переводят на одно из направле-
ний движения. Перевод остря-
ков производится либо вручную
при помощи системы рычагов
и тяг и ручного стрелочного
переводного механизма, уста-
новленного сбоку от рельсово-
го пути, либо автоматическими
стрелочными механизмами с
пневматическим, гидравличе-
ским или электрическим приво-
дом. Наряду с остряками боль-
шой нагрузке подвергаются
крестовины перевода. Кресто-
ли из листовой стали толщиной
13—15 мм и приваренных к ним рельсов. Крестовины послед-
него типа обладают преимуществом, так как дешевле и их
Рис. 309. Стрелочные переводы:
а — правый стрелочный перевод; б — левый стрелочный перевод; в — симметричный стре-
лочный перевод; г — левый односторонний съезд; д — правый односторонний съезд;
е — стрелочный перевод на три направления
плиты могут быть повторно использованы при замене. Контррель-
сы предупреждают сход вагонеток при проходе крестовин.
Проведенная для различной ширины колеи нормализация
размеров стрелочных переводов облегчает взаимозаменяемость
стрелочных переводов и их применение1. В подземных условиях
стандартные стрелочные переводы рекомендуются на всех рель-
совых путях, где принят стандартный радиус кривых в 20 м. По-
скольку боковой путь, отходящий от стрелочного перевода, не
1 Подробности см. в стандарте DIN 20 509.
392
может быть уложен с превышением наружного рельса, то прибе-
гают к другихМ методам уменьшения усилий набегания входя-
щего поезда, которые в выработках с интенсивным движением
быстро разрушают остряк: увеличивают длину остряка или
уменьшают угол стрелочного перевода.
В качестве примера на рис. 310 показан современный стрелоч-
ный перевод с пружинными остряками. Вместо обычных пово-
ротных остряков здесь
установлены остряки из
пружинящих рельсов, ко-
торые переводятся маши-
нистом локомотива, обес-
печивают безударный
проход вагонеток через
стрелочные переводы. Пе-
ревод снабжен плитой для
установки на рельсы со-
шедших с них вагонеток.
Из стрелочных перево-
дов специального назна-
чения следует упомянуть
автоматические, непо-
движные, распределитель-
ные и временные стрелоч-
ные переводы.
Автоматические стре-
лочные переводы играют
важную роль при локомо-
тивной откатке. На рис.
311 показан такой пере-
вод с пневматическим пе-
Рис. 310. Стрелочный перевод с пружин-
ными остряками
реводным устройством. Перевод остряка производится пневмати-
ческим цилиндром. Если поезд следует в направлении А, то при
включении вручную левой рукоятки управления производится-
перевод стрелки налево, при включении правой рукоятки — на-
право. Включение рукояток управления па направлениях В и С
всегда обеспечивает перевод стрелки в правильное положение.
На рис. 312 показана автоматическая распределительная стрелка
с пневматическим приводом. Перемену направления хода обес-
печивают два клапана управления, которые приводятся в дейст-
вие набегающими вагонетками.
У неподвижных стрелочных переводов остряки жестко закреп-
лены на небольшом расстоянии от рельса. Они применяются в ме-
стах соединения путей, по которым вагонетки двигаются всегда
в одном и том же направлении на сборный рельсовый путь (на-
пример, у шахтного ствола).
Распределительные стрелочные переводы имеют следующее
назначение: поступающие по одному пути вагонетки должы быть
393
Рис. 311. Стрелочный перевод с пневматическим переводным
устройством:
/ н 2 — рукоятки управления; 3 — цилиндр для перевода стрелки; 4 —- под-
вод сжатого воздуха
Рис. 312. Автоматическая распределительная стрелка с пнев-
матическим приводом:
/ — клапан управления; 2 — цилиндр управления стрелкой; 3 — клапан
394
распределены между ответвляющимися путями. Это в первую
очередь относится к околоствольным дворам большой пропускной
способности, где такие стрелочные переводы обеспечивают авто-
матическое и равномерное распределение поступающих вагоне-
ток. Стрелочный перевод с пружинными остряками пропускает
вагонетки только на один отходящий от него путь. Вагонетки,
движущиеся в противоположном направлении, при проходе стре-
лочного перевода своими ребордами отклоняют его остряки.
Рис. 313. Накладной съезд
Стрелочные переводы с пружинными остряками применяют
там, где движение через них осуществляется главным образом
в двух направлениях (например, тупик на поворотном треуголь-
нике) .
Накладные съезды (рис. 313) применяют при проведении вы-
работок и в случаях, когда необходима быстрая переноска съез-
дов. Съезд состоит из двух частей, поворачивающихся вокруг
оси Z, что позволяет применять съезд при различных расстоя-
ниях между путями.
Для быстрой укладки пути применяют сборные стрелки, ко-
торые хотя и состоят из отдельных элементов, как и нормальные
стрелки, но монтируются быстрее.
Передвижные платформы. Они служат для облегчения и уско-
рения обмена вагонеток. В первую очередь их применяют на по-
грузочных пунктах при работе погрузочных машин, коэффици-
ент использования которых при этом значительно повышается.
На рис. 314 показана передвижная платформа, так называе-
мая «роликовая стрелка». Вагонетка поднимается по клиньям 1
на раму 2, которая посредством роликов 3 передвигается в сто-
рону по поперечине 4. Поворачиванием той или другой половины
платформы относительно шарнира 5 можно освободить рельсо-
вый путь для прохода поезда. Существуют также автоматические
передвижные платформы с пневмоприводом.
395
Стоимость верхнего строения. Одна тонна рельсов стоит
500 марок. Стоимость деревянных шпал в зависимости от разме-
ров составляет от 2,50 до 6,30 марок за штуку, в том числе 1 м3
дубовых шпал стоит 100 марок, металлические шпалы стоят
также 500 марок за 1 т. Стоимость рельсовых скреплений,
включая накладки и стыковые соединения рельсов, в главных
Рнс. 314. Передвижная платформа
откаточных выработках можно
принять равной 4,60 марок на
1 м пути, а в выемочных штреках
—2,60 марок. Затраты на мате-
риал, отнесенные к 1 м рельсово-
го пути, составляют в выемоч-
ных штреках околс 30 марок, в
главных откаточных выработ-
ках— 40—50 марок, причем бал-
ласт (порода, щебень, шлак)
оказывает существенное влияние
на стоимость пути. В Рурском
угольном бассейне трудовые затраты на содержание рельсового
пути, включая работы по поддирке, составляют в среднем
3 чел.-смены на 100 т товарного угля.
4. Локомотивы
Общие сведения. В зависимости от вида привода различают
электровозы, тепловозы и воздуховозы. Электровозы могут
быть контактными, аккумуляторными и комбинированными.
По области применения различают магистральные локомо-
тивы для главных откаточных выработок и сборочные локо-
мотивы и локомотивы для выемочных штреков. Провести точное
разграничение между этими типами зачастую невозможно;
поэтому для условного обозначения локомотива пользуются ин-
дексом, представляющим собой произведение сцепного веса в тон-
нах на мощность двигателей в лошадиных силах. Индекс локо-
мотивов для выемочных штреков не превышает 150, сборочных —
находится в пределах 150—300, магистральных — более 300.
Среди магистральных локомотивов первое место занимает
контактный электровоз, затем следуют воздуховозы. дизелевозы,
аккумуляторные и контактно-аккумуляторные электровозы.
Среди сборочных локомотивов и локомотивов для выемочных
штреков преобладают аккумуляторные электровозы и воздухо-
возы; менее распространены дизелевозы.
Потребление энергии рудничными локомотивами1. Сила тяги
локомотива зависит от его мощности и лимитируется сцеплением
1 Hoffmann С. Lehrbuch der Bergwerkmaschinen, 4 Aufl., Berlin
(Gottingen), Heidelberg. Springer, 1950.
396
колес локомотива с рельсами. Сила тяги рудничных локомоти-
вов составляет 10—15% от их сцепного веса. Мощность двига-
телей локомотива должна быть больше мощности, необходимой
для передвижения вагонеток, так как требуется преодолеть по-
тери в редукторе, сопротивление трения и сопротивление движе-
нию при трогании с места. Сопротивление трения составляет 1 —
1,5% веса поезда. Оно значительно повышается при движении
по кривым, но для всего поезда, как правило, не превышает
указанной выше величины, так как лишь несколько вагонеток
одновременно проходит по кривой.
Расход энергии для разгона поезда при трогании с места
имеет тем большее значение, чем чаще поезд останавливается
в пути. В среднем можно считать, что сопротивление движению
при трогании с места на 20% больше нормального сопротивления
движению. Двигатель должен быть рассчитан па эту вели-
чину.
Тяговая сила локомотива зависит от его сцепного веса и
обусловленного им сцепления с рельсами. Локомотив должен
иметь такой вес, чтобы преодолеть общее сопротивление при дви-
жении поезда на подъем. Мощность локомотивов тяжелого типа
можно полностью использовать только при очень длинных по-
ездах, состоящих из 100 или более вагонеток емкостью по 1 м3.
Однако такая длина во много раз превосходит емкость рельсо-
вых путей на погрузочных и обменных пунктах. Иное положение
возникает при применении большегрузных вагонеток, если поезд
состоит из 50 вагонеток, но такая длина часто оказывается неце-
лесообразной. В длинных поездах, состоящих из большегрузных
вагонеток, появляется новая проблема — проблема торможения1.
Поскольку масса поезда велика, то при торможении поезда
только локомотивом путь торможения увеличивается. То же от-
носится и к очень длинным составам при вагонетках небольшой
емкости. Радикальным средством в этом случае является приме-
нение тормозных вагонеток у локомотива, а также реостатного
торможения электровоза. Общая тормозная сила достигает
6000 кг.
Уклон пути при локомотивном транспорте обычно выражается
в процентах (.г: 100). так что. например, уклон в 3% означает
величину 0,03. Предельно допустимый уклон рельсовых путей
для локомотивного транспорта составляет на поверхности 7%
(что соответствует углу в 4°). На подземной откатке в Ф. Р. Г.
в отличие от США, уклон, как правило, не превышает 3% и
обычно составляет 0,2—0,4%.
Если обозначить вес поезда в килограммах через G, сопро-
тивление движению через ц (кг/т), уклон через s (%) и уско-
1 Epping G. Die Zugbremsung unter Tage und die Ausfiihrung der
Bremsen von Grubenlokoniotiven. Gliickauf, 1954, S. 1323.
397
рение при трогании с места через b (м/сек* 2), то тяговую силу Р
можно приближенно рассчитать по формуле
Р=-(7(и ± s 4-0,16);
Контактные электровозы. Эти электровозы питаются, как
правило, постоянным током, так как двигатель постоянного
тока с последовательным возбуждением благодаря хорошей ре-
гулируемости при трогании с места развивает большую тяговую
силу при малой скорости. Изредка применяется однофазный
Рис. 315. Контактный электровоз фирмы Сименс-
Шукерт
электродвигатель переменного тока '. Высокая перегрузочная спо-
собность электродвигателя дает возможность полностью исполь-
зовать номинальную мощность двигателя при равномерном дви-
жении. Поэтому производительность контактных электровозов
выше, чем локомотивов других типов, при одинаковой установ-
ленной мощности2. Обычно электровозы оборудованы двумя
электродвигателями, каждый из которых через зубчатый редук-
тор приводит в действие одну ведущую ось. Электровозная рама
подвешена на рессорах, опирающихся на буксы. Поскольку при
последовательном включении двигателей развивается удвоеннная
тяговая сила, а при параллельном включении — удвоенная ско-
рость, то при трогании с места предусматривается последова-
’Kuhlmann u. Boeke. Grubenlokomotiven fiir Einphasenwechsel-
strom. Gliickauf, 19-19, S. 262.
2 Rex F. Elektrische Grubenlokomotiven. Planung, Berechnung und Aus-
fiihrung. Gliickauf, 1954. S. 915.
398
тельное, а при нормальном движении по выработке — параллель-
ное соединение двигателей.
На рис. 315 показан контактный электровоз фирмы Симепс-
Шукерт. Он развивает мощность, равную 70 кет, скорость дви-
жения около 4 м/сек.
Применяются дуговые, или пантографные токоприемники, ко-
торые посредством подпружиненной штанги или параллело-
граммной конструкции прижимаются к контактному проводу
(рис. 316, 317). Токоприемники обычно оснащены башмаком из
твердого угля. Как видно из рис. 316, дуговые токоприемники
необходимо переставлять при изменении направления движения.
Рис. 316. Дуговой токоприем-
ник
Рис. 317. Пантографнын токо-
приемник
Для уменьшения или полного устранения искрообразования ре-
комендуется устанавливать на электровозе не менее двух дуго-
вых токоприемников, чтобы при соскакивании одного из них
с контактного провода не произошло разрыва цепи тока и не воз-
никло искры. Токоприемники изолированы; при помощи троса
или другого приспособления их можно оттягивать от контакт-
ного провода. Опускание токоприемника можно обеспечить также
сжатием пружин. Созданы специальные устройства для автома-
тического сжатия пружины при обесточивании двигателей '. Если
применяют защитный деревянный желоб для уменьшения опас-
ности от соприкосновения с контактным проводом, то требуется
установка штангового токоприемника с башмаком.
В качестве контактного провода применяют медный провод
стандартного поперечного сечения. Для уменьшения искрообра-
зования рекомендуется гибкая подвеска провода на керами-
ческих или иных изоляторах. Лучшие результаты дает подвеска
на поперечных поддерживающих тросах, когда изоляторы за-
крепляются на проволочных тросах, натянутых поперек штрека;
этим обеспечивается гибкая и податливая подвеска. В эксплуа-
тации находится большое число других изоляторов, допускаю-
щих некоторую эластичность в подвеске. Распространены подве-
ски с шарнирной серьгой и с кольцевой пружиной.
1 Bauvorschriften fiir Grubenlokomotiven des OBA Dortmund vom 11. 6.
1954. Dortmund. Verlag Bellmann.
399'
Конец контактного провода прикрепляется к изолятору с рас-
тяжкой, служащей одновременно для регулирования натяже-
ния контактного провода. Чтобы избежать сильного искрения
между токоприемником и контактным проводом при переходе
электровоза за конец контактного провода, предусмотрены спе-
циальные приспособления. Они представляют собой концевые
выключатели, обесточивающие последние 10 м контактного про-
вода при переходе электровоза через выключатель. Можно от-
ключать токоприемник от контактного провода при помощи де-
ревянных лыж, установленнных рядом с контактным проводом.
Конец контактного провода отмечают лампой с красным кругом.
Раньше для уменьшения опасности соприкосновения с кон-
тактным проводом высота его подвески принималась равной
1,8 м над головкой рельса. В настоящее время высота подвески
значительно увеличена и утверждается Горным управлением
в каждом отдельном случае. Зазор между контактным прово-
дом и крепью кровли должен быть не менее 0,3 м, чтобы обес-
печить хорошее омывание контактного провода вентиляционной
струей. Кроме того, в выработках, где применяется откатка кон.
тактными электровозами и где расстояние между контактным
проводом и кровлей менее 0,8 м, необходима тщательная за-
тяжка кровли во избежание скопления в ней метана. Обратным
проводом для электрического тока служат рельсы, стыки кото-
рых имеют специальные токопроводящие перемычки или соеди-
нены сваркой. Таким образом, электровоз при любом положе-
нии производит замыкание между верхним и обратным прово-
дом — рельсами. Кроме хорошей электропроводности, рельсо-
вые соединения должны быть малочувствительными к неровной
почве выработки и к сходу вагонеток с рельсов. Поэтому, как
правило, медные проводники закрыты и защищены накладками.
Лучшим способом соединения является сварка рельсов, кото-
рая может применяться в выработках с большими грузопото-
ками и ровной почвой. Возможна электродуговая, термитная и
автогенная сварка стыков. Термитная сварка вызывает длитель-
ные простои из-за остановки рельсового транспорта, в то время
как автогенная сварка возможна и без прекращения работы
транспорта, причем качество сварки стыков не ухудшается.
Электровозная откатка с воздушной двухпроводной систе-
мой. В отличие от однопроводной системы, при которой рельсы
являются обратным проводом, при двухпроводной системе им
становится второй контактный провод, который подвешен на
расстоянии 400 мм от токоподводящего контактного провода и
имеет такую же изолированную подвеску1. Штанговый токопри-
емник с башмаком обеспечивает почти безыскровой съем тока.
Подвижность токоприемника настолько велика, что от одной
1 Altena W. Elektrische Grubenlokomotivfdrderung mit zweipoliger
Oberleitung, Gliickauf, 1953, S. 1216.
400
двухпроводной системы можно осуществлять движение по двум
параллельным рельсовым путям.
На стрелках и пересечениях, где перекрещиваются провода
противоположного полюса, предусмотрено электромагнитное
управление стрелками проводов1. Электромагнит осуществляет
перевод этих стрелок в требуемое направление, когда электро-
воз приближается к стрелочному переводу.
Благодаря изоляции токоподводящего и обратного проводов
опасность несчастного случая от соприкосновения с ними практи-
чески исключается, так как нельзя предположить, что человек
одновременно коснется двух проводов. Опасность возникнове-
ния блуждающих токов устраняется благодаря изоляции и об-
ратному проводу. Этим преимуществам, касающимся безопас-
ности производства и технических показателей, противостоят до-
полнительные расходы, вызванные главным образом наличием
второго контактного провода и устройств на проводах у стрелок
и пересечений путей.
Область применения контактных электровозов. В основном
выпускаются электровозы мощностью 30—100 квпг. Преобладают
электровозы со средней мощностью 30—40 кет. В большинстве
случаев электровоз мощностью 70 кет пригоден для наиболее
трудных эксплуатационных условий и в отдельных случаях при-
меняют электровозы мощностью 90 кет. Поскольку при откатке
контактными электровозами искрообразование можно лишь
уменьшить, но не устранить полностью, то в отдельных шахтах,
опасных по метану, согласно Правилам безопасности1 2, контакт-
ные электровозы можно применять только на свежей вентиляци-
онной струе и лишь в тех выработках, где не ожидается скоп-
лений метана. Если концентрация метана превышает 0,3%, то от-
катка контактными электровозами должна быть прекращена.
В электровозных выработках скорость движения воздушной
струи должна быть не менее 1 м!сек в целях удаления метана.
В районе ведения горных работ откатка контактными электро-
возами запрещена, причем опасный в отношении газовыделе-
пия участок определяется так называемой защитной зоной3 во-
круг выработки с такой откаткой: 50 м над кровлей выработки и
200 м под ее почвой (рис. 318). Внутри этой зоны ведение очи-
стных работ запрещается.
При перевозке людей в поездах с контактными электрово-
зами необходимо принимать меры по устранению опасности при-
косновения к контактному проводу. В пунктах посадки следует
снимать напряжение с контактного провода с помощью разъеди-
нителей. На проводе должны быть установлены сигнальные
1 Stoll II. Ungesteuerte Weichen fiir zweipolige Oberleitungen unter
Tage. Gliickauf, 1953, S. 223.
2Burgholz R. Zur Behebung sicherheitlicher Bedenken gegen die
Fahrdralitlokomotivfbrderung in Hauptstrecken. Gliickauf, 1948, S. 292.
8 Verfiigung des OBA Dortmund vom 26. 8. 1949.
26 Горное дело
401
Рис. 318. Защитная зона во-
круг выработки с откаткой
контактными электровозами:
1 — верхняя граница защитной зо-
вы; 2 — нижняя граница защитной
воны; 3 — выработка с откаткой
контактными электровозами
лампы, указывающие на наличие напряжения в нем. На электро-
возе или в выработке должны быть предусмотрены устройства
для обесточивания провода в случае опасности. Для этого на
электровозе установлены устройства, которые искусственно вы-
зывают короткое замыкание для срабатывания фидерного вы-
ключателя. Для обесточивания контактного провода необходимо
устанавливать в выработке не реже чем через каждые 1000 м,
а также на разминовках разъединители, которые приводятся
в действие тросами.
Для преобразования переменного тока в постоянный приме-
няют преобразовательные установки. Их можно располагать на
центральной подстанции вблизи ство-
ла, причем для уменьшения падения на-
пряжения к удаленным участкам штре-
ков подводят специальные питатель-
ные кабели, поперечное сечение кото-
рых больше, чем у контактного про-
вода. Возможен и другой вариант: в
шахте строят ряд преобразовательных
подстанций, обслуживающих участки
штреков длиной 1—3 км.
Аккумуляторные электровозы. У ак.
кумуляторного электровоза источни-
ком электрической энергии является
батарея, поэтому радиус действия его
зависит от емкости батареи. Тяговые
двигатели по способу включения и
управления не отличаются от двигате-
лей контактных электровозов. В по-
следнее время фирма Бартц выпус-
кает аккумуляторные электровозы с гидравлическим управле-
нием, которое обеспечивает бесступенчатое регулирование ско-
рости1. Возможно генераторное торможение с рекуперацией
энергии в батарею.
Аккумуляторные электровозы потребляют больше электро-
энергии, чем контактные, вследствие потерь в аккумуляторах,
но эта разница компенсируется утечками тока в контактном про-
воде. Вследствие ограниченной емкости батарей управление дви-
гателями производится при помощи кулачкового контроллера,
обеспечивающего запуск и регулирование без потерь. Переклю-
чение ступеней скорости для параллельного или последователь-
ного включения батарей производится отдельными контакто-
рами, управляемыми кулачками.
Срок службы батареи уменьшается с возрастанием разряд-
ного тока. По этой причине в отличие от контактного электровоза,
1 Groning J. Die elektrische Lokomotive mit hydrattlischer Steuerung.
Gliickauf, 1954, S. 985.
402
способного выдерживать перегрузку, в аккумуляторном электро-
возе мощность двигателей рассчитывается с учетом более высо-
кой нагрузки, чем при контактных электровозах. Аккумулятор-
ные электровозы строятся мощностью до 106 кет.. На рис. 319
показан магистральный аккумуляторный электровоз мощно-
стью 52 кет, выпускаемый фирмой Бартц. Емкость батареи до-
стигает 145 квт-ч при общем весе поезда 160 т. Максимальная
скорость движения равна 15 км!час. Поскольку ширина и высота
электровоза ограничиваются поперечными размерами вырабо-
ток, в большинстве случаев двухосный аккумуляторный электро-
воз не может иметь мощности, необходимой для магистральной
откатки.
Рис. 319. Аккумуляторный электровоз фирмы Бартц для откатки по
главным выработкам
ЛАагистральный аккумуляторный электровоз такой же мощно-
сти, как контактный, должен иметь четыре оси и четыре
двигателя, как показано на рис. 319. Он представляет собой
спаренный электровоз, состоящий из двух одинаковых ча-
стей.
Чтобы электровоз не простаивал во время зарядки батареи,
последняя выполняется съемной и после разрядки заменяется
другой. Учитывая потери энергии в электровозе на преобразо-
вание в батарее и на зарядной станции, можно принять, что
удельное потребление энергии из сети переменного тока состав-
ляет в среднем 0,08 квт-ч на 1 ткм (брутто).
Аккумуляторные батареи и зарядные станции. Аккумуляторы
для рудничных электровозов должны обладать наибольшей ем-
костью при минимальном весе, чтобы избежать замены батарей
во время рабочей смены. Экономичность аккумуляторов зависит
от того, сколько циклов (разрядов) они допускают до отра-
ботки положительных и отрицательных пластин (электро-
дов).
26* 403
Применяются преимущественно свинцовые аккумуляторы
с решетчатыми и панцирными пластинами, редко щелочные желе-
зо-никелевые аккумуляторы
Чаще всего на рудничных электровозах применяются батареи
с решетчатыми пластинами. Положительные и отрицательные
пластины состоят из решетки с малыми ячейками, изготовлен-
ной из сплава свинца с сурьмой. Отверстия решетки запол-
нены активной массой (окислы свинца). Пластины установлены
в эбонитовом баке, не восприимчивом к ударам. Аккумуляторы
находятся в железных ящиках, которые, по Правилам безопас-
ности, должны быть снабжены крышками и пакетной защитой ог
взрыва. Срок службы положительных пластин составляет 300—
350 циклов, отрицательных — вдвое больше. Срок службы бата-
реи из решетчатых пластин может быть увеличен, если между от-
дельными пластинами укладывать стеклянную вату, так как
в этом случае активная масса лучше удерживается на пластинах.
Но батарею со стеклянной ватой нельзя промывать как обычную
батарею с решетчатыми пластинами, и чтобы достичь большего
срока службы, требуется тщательный уход за батареей.
Положительные панцирные пластины состоят из эбонитовых
трубочек с прорезями, заполненных активной массой. Посередине
трубочек проходят свинцовые стержни, служащие для отвода
тока. Свинцовые стержни вверху и внизу соединены, образуя пла-
стину. В качестве отрицательного электрода служит решетчатая
пластина. Срок службы пластин обоих типов равен 1200-—
1400 циклов. При одинаковом объеме емкость батареи с пан-
цирными пластинами составляет 75% емкости батареи с решет-
чатыми пластинами.
Железо-никелевый аккумулятор состоит из отдельных нике-
лированных стальных перфорированных трубочек, в которые за-
ключена активная масса. Отрицательные пластины изготовляют
из никелированной стали. Срок службы железо-никелевых бата-
рей составляет 4000 циклов. Для рудничных электровозов редко
применяют щелочные батареи, несмотря на большой срок
службы, так как они дороже свинцовых.
Полезная энергия батареи определяет работу, которую можно
произвести за время одной разрядки. В среднем можно принять,
что 0,03 квт-ч емкости батареи соответствует работе 1 ткм
(брутто). Для увеличения срока службы батарей следует исполь-
зовать их емкость только на 85%.
Если на откатке занято большое число электровозов, то необ-
ходима постоянная зарядка соответствующего числа сменных
батарей. Зарядная камера должна хорошо проветриваться, в ней
следует установить кран. Для получения постоянного тока в под-
земных условиях применяют двигатель-генераторы или выпря-
1 Im oh г G. Uberblick iiber die Bauarten von Akkumulatorgrubenloko-
inotiven und Vergleich der Batteriearten. Gliickauf, 1953, S. 418.
404
мители. Наряду с ртутными выпрямителями в последнее время
расширяется применение селеновых сухих выпрямителей.
Из трех видов источников постоянного тока двигатель-генера-
тор имеет самый низкий коэффициент полезного действия, кото-
рый при неполной нагрузке снижается еще больше. Ртутные
выпрямители чувствительны к сотрясениям и нуждаются в специ-
альной системе зажигания. Сухие выпрямители наиболее благо-
приятны в отношении конструкции, обслуживания и стоимости.
При заряде селенового сухого выпрямителя колебания напряже-
ния не должны превышать 4%. В эксплуатации выпрямитель
мало изнашивается. Двигатель-генераторы устойчивы при коле-
баниях напряжения, но нуждаются в больших расходах на об-
служивание.
Рис. 320. Зарядная камера для аккумуляторных
электровозов
На современных зарядных станциях для каждого электровоза
ставят отдельный зарядный стол. Для регулирования зарядки
аккумуляторов служат автоматические зарядные устройства.
Для быстрой смены аккумуляторных батарей на электровозе
батарейный ящик установлен на роликовом устройстве для пере-
катывания, на котором он перемещается с помощью ручного при-
вода (ворота). В зарядной камере (рис. 320) установлены столы
с перекатывающим устройством, между которыми движутся
электровозы. Если аккумуляторные электровозы работают да-
леко от зарядной камеры, то можно доставлять батареи специ-
альными вагонетками и производить смену батарей посредством
тали, подвешенной к кровле, или роликового перекатывающего
устройства. Аккумуляторный электровоз, подобно контактному,
надежен в работе и удобен в обслуживании. Он не предъявляет
особых требований к проветриванию, поскольку имеет батарей-
ный ящик с пакетной зашитой от взрыва и при работе не вы-
деляет ядовитых газов, как это имеет место у дизелевозов.
Другими достоинствами электровоза являются: высокая тя-
говая сила, низкие эксплуатационные расходы, бесшумная ра-
405
бота. Недостаток — зависимость от батареи и степени ее раз-
ряда.
Комбинированные электровозы. Наряду с контактными и ак-
кумуляторными электровозами существуют электровозы сме-
шанного типа, которые могут получать питание как от контакт-
ного провода, так и от аккумуляторной батареи. Их назначе-
ние— сделать возможным применение контактных электровозов
в тех частях шахты, где съем тока с воздушного контактного про-
вода не допускается из-за опасности взрыва метана. За преде-
лами контактного провода электровоз питается от батареи, при-
чем мощность при работе от контактного провода должна быть
увязана с мощностью при питании от батареи. Следует разли-
чать контактно-аккумуляторные самозаряжающиеся и контакт-
но-аккумуляторные электровозы. У обоих типов электровозов ба-
тарея установлена на раме электровоза или на специальном тен-
дере, который также может иметь ведущие оси. У контактно-
аккумуляторного самозаряжающегося электровоза батарея заря-
жается от контактного провода во время движения электровоза,
в который для этой цели встроен регулятор зарядки. Однако при
слишком сильной зарядке образуется взрывчатый гремучий газ,
возникает опасность воспламенения, особенно в случае выхода
из строя автоматических приборов контроля за процессом за-
рядки, тем более, что пакетная защита от взрыва может быть
пробита пламенем при взрыве гремучего газа. Поэтому такой
электровоз применения не получил и на практике нашел распро-
странение контактно-аккумуляторный электровоз, который на-
ряду с токоприемником для питания от контактного провода
имеет батарею.
Зарядка батареи производится в зарядной камере. Такой
электровоз может совершить большую полезную работу, чем ак-
кумуляторный той же мощности. В связи с большим весом ком-
бинированного электровоза необходимо хорошее состояние верх-
него строения пути и применение рельсов тяжелого профиля.
Комбинированные электровозы мало распространены вследст-
вие высокой стоимости.
Область применения электровозов. Применение электровозов
зависит от степени их взрывобезопасности. Правилами безопас-
ности предусмотрены для электровозных откаток три категории
по концентрации метана в рудничном воздухе и по прочим про-
изводственным условиям. Из табл. 7 видно, что в Дортмундском
горном округе применение контактных электровозов допускается
только в выработках, омываемых свежей воздушной струей при
содержании метана в ней менее 0,3%. Аккумуляторные электро-
возы с пакетной защитой и контактно-аккумуляторные электро-
возы с пакетной защитой могут работать и на участках с частич-
ным проветриванием.
Воздуховозы. На воздуховозе имеются один или несколько
баллонов для сжатого воздуха высокого давления. После реду-
4' )6
Таблица 7
Область применения электровозов по условиям
безопасности
Категория выработки
I (до 0,3 % CII4) II i ш (свыше 0,3 % СН» с разре- I и частичное шения горного надзора) проветривание
Контактные электровозы
Аккумуляторные электровозы в нормальном исполнении без пакетной защиты от взрыва
Аккумуляторные электровозы во взрывобезопасном ис- полнении без пакетной защиты от взрыва
Контактно-аккумуляторные электровозы во взрывобе- зопасном исполнении без пакетной защиты от взрыва
Контактно-аккумуляторные самозаряжающиеся элек- тровозы без пакетной защиты от взрыва
Аккумуляторные электровозы с пакетной защитой от взрыва
Контактно-аккумуляторные электровозы с пакетной защитой от взрыва
цирования давления воздух поступает в рабочий баллон и из
него в двигатели. Для магистральных воздуховозов применяют
двигатели такого же типа, как и в паровозах, в то время как
маломощные сборочные воздуховозы в большинстве случаев
оснащены четырехцилиндровым двигателем простого действия.
Сжатый воздух в баллонах воздуховозов находится под давле-
нием 160—225 ат. При давлении до 175 ат общая емкость бал-
лонов достигает 2,5 jh3, с увеличением давления емкость можно
уменьшить до 1,5 .и3.* Стремятся к максимальному увеличению
давления воздуха, чтобы повысить радиус действия воздуховоза.
Например, при повышении давления со 150 до 200 ат радиус
действия возрастает на 35%. Это позволяет значительно сокра-
тить протяженность дорогостоящих воздухопроводов, необходи-
мых для заправки воздуховозов на промежуточных заправоч-
ных станциях или полностью отказаться от последних.
Если раньше па воздуховозах применялось до 9 баллонов
сжатого воздуха, то в настоящее время, как правило, ставится
три или даже один. Благодаря этому упрощается конструкция,
повышается эксплуатационная надежность и качество обслужи-
вания. Рабочее давление воздуха в двигателях в зависимости от
их конструкции находится в диапазоне 12—30 ат. При редуци-
* Hoffmann С. Bergwerksmaschinen. 4 AufL, Berlin (Gottingen),
Heidelberg. Springer, 1950.
407
ровании сжатого воздуха теряется ‘Д энергии расширения. Для
максимального использования падения давления сжатого воз-
духа применяется многократное расширение с промежуточным
нагреванием. Характерные особенности воздуховоза такого типа
видны на рис. 321.
При движении открывается главный запорный клапан 1 и
сжатый воздух высокого давления поступает из баллона в авто-
матический редукционный клапан 2, где давление уменьшается
Рис. 321, Принцип действия воздуховоза с двукрат-
ным расширением фирмы Демаг
до рабочего (около 20 ата), с которым воздух поступает в ра-
бочий баллон <3. Рабочий баллон служит одновременно предва-
рительным подогревателем, где охлажденный во время расшире-
ния воздух вновь нагревается путем омывания баллона руднич-
ным воздухом. Из рабочего баллона воздух проходит через
управляемый машинистом воздуховоза клапан 4 к цилиндру вы-
сокого давления 5, где давление воздуха снижается до 5 ата.
Охлажденный воздух описанным выше способом снова подогре-
вается в промежуточном подогревателе 6 и поступает в цилиндр
низкого давления 7, откуда с давлением 1—2 апш выпускается
в атмосферу. Выхлоп сконструирован так, что при выпуске отра-
ботанного воздуха в промежуточные подогреватели засасывается
рудничный воздух.
Возможность столь сильного расширения сжатого воздуха
объясняется тем, что воздух высокого давления содержит значи-
тельно меньше влаги, чем обычный воздух. Все же необходимо
периодически удалять воду из баллона высокого давления и из
рабочего баллона, чтобы избежать гидравлических ударов.
408
Еще лучшее использование сжатого воздуха достигается при
трехкратном расширении с двухступенчатым промежуточным по-
догреванием; в этом случае радиус действия воздуховоза увели-
чивается на 15—20%. Однако на воздуховозе с трехкратным рас-
ширением и с двумя промежуточными подогревателями не хва-
тает места для размещения баллонов п поэтому чаще всего
применяют воздуховоз с двукратным расширением.
Управление воздуховозом осуществляется при помощи регу-
лятора наполнения цилиндра; этим же регулятором изменяется
направление движения.
Рис. 322. Магистральный воздуховоз
На рис. 322 показан магистральный воздуховоз фирмы Де-
маг с силой тяги 750 кг, мощностью 40 л. с., скоростью движе-
ния 3 м!сек и радиусом действия 6 км. Воздуховоз оснащен кла-
паном холостого хода. Если при движении воздуховоза под уклон
прекращается подача сжатого воздуха, то цилиндры работают
в качестве воздушных насосов, в них образуется вакуум и про-
исходит торможение воздуховоза. Для поддержания скорости
необходимо время от времени подавать в цилиндры сжатый воз-
дух, который при наличии клапана холостого хода поступает
в них автоматически. Этот клапан автоматически выключается
при открывании регулятора.
Воздуховозы фирмы Шварцкопф приводятся в действие бы-
строходным пневматическим двигателем со звездообразным
расположением цилиндров. Самые крупные воздуховозы выпус-
каются с шестицилиндровым двигателем, цилиндры которого ра-
ботают на общий коленчатый вал; вращение последнего пере-
дается обеим осям.
При емкости баллона 1,5 м3, давлении сжатого воздуха 200 ат
и рабочем давлении 20 ат полезный объем сжатого воздуха со-
ставляет 270 м3. Потребление воздуха зависит от уклона пути
и сопротивления движению. В среднем можно принимать удель-
ный расход воздуха в размере 0,8—1 м3 на 1 ткм (брутто), так
что указанный воздуховоз имеет производительность около>
250 ткм (брутто) на одну зарядку.
4.,9
Коэффициент полезного действия при падении рабочего дав-
ления воздуха сильно снижается, поэтому необходимо произво-
дить своевременно зарядку баллонов для поддержания рабочего
давления па нормальном уровне. Для этой цели при откатке на
большие расстояния зарядные станции располагают не только
в околоствольных дворах, по и на участках. Воздуховоз без со-
става вагонеток может пройти 1000 м при давлении воздуха -1 ати.
На рис. 323 показана зарядная станция. Источником сжатого
воздуха является многоступенчатый компрессор высокого давле-
ния, установленный на поверхности шахты. Зарядка воздухово-
зов производится посредством высоконапорных трубопроводов
Рис. 323. Зарядная станция для сбороч-
ного воздуховоза
малого диаметра. При напряженном движении по выработке це-
лесообразно устанавливать на станциях комплекты баллонов,
чтобы сократить время зарядки. Эти баллоны располагают с не-
которым наклоном для стока воды. Сжатый воздух по гибкой
стальной или медной трубке поступает через клапан в баллон
воздуховоза. Гибкость трубки избавляет от необходимости боль-
шой точности остановки воздуховоза на зарядной станции. Про-
цесс зарядки длится всего несколько минут.
Дизелевозы. Дизелевозы можно построить для любой тяго-
вой силы с достаточным резервом. Их значение в подземном
транспорте сильно возросло.
Приводом дизелевоза служат бескомпрессорпые дизельные
двигатели. Для небольших мощностей достаточно установить
одноцилиндровые двигатели, преимущественно с горизонталь-
ным расположением, для больших мощностей (20—90 л. с.)
требуются трех-, четырех- и шестицилипдровые двигатели. Го-
рючее под давлением 70—100 ат впрыскивается в специальную
предкамеру, где часть его сгорает при резком возрастании дав-
ления. Топливо, пе сгоревшее в предкамере, нагнетается через
форсунки в цилиндр, где оно перемешивается с воздухом и сго-
рает. Маломощные тяговые двигатели обычно двухтактные,
410
а мощные — четырехтактные. Потребление горючего двигателями
составляет 180—200 г дизельного топлива на 1 л. с. в час при
теплотворной способности горючего, равной 10 000 ккал!кг. Удель-
ный расход равен 14—16 г на 1 ткм (брутто).
Насосы, подающие топливо, как правило, оборудованы авто-
матическими регуляторами, ограничивающими число оборотов
двигателя, а следовательно, и скорость движения, которая не
должна превышать предел, допускаемый Горным управлением
для откаточных локомотивов, т. е. 3—4 м)сек. Целесообразно вы-
брать такой рабочий режим двигателя, чтобы допускаемое регу-
лятором максимальное число оборотов находилось в зоне макси-
мального крутящего момента. В зависимости от конструкции
двигателя число оборотов его находится в пределах 550—
1200 об!мин. Так как наиболее эффективная работа дизельного
двигателя ограничивается узким диапазоном чисел оборотов и
развиваемая мощность уменьшается с падением числа оборотов,
то необходимы редукторы для изменения скорости движения.
В небольших дизелевозах применяют двухступенчатые передачи,
в мощных дизелевозах — трех- и четырехступенчатые. Для пере-
мены хода установлен специальный реверс с коническими зубча-
тыми колесами. Зубчатые передачи нельзя включать под нагруз-
кой, поэтому между ними и двигателем устанавливают муфты
сцепления.
Для упрощения применяют фрикционные муфты с гидравли-
ческим управлением, причем зубчатые колеса непрерывно нахо-
дятся в зацеплении. Отпадает обычное включение и выключение
посредством ручного рычага и ножной педали. Машинист дизе-
левоза для включения различных скоростей пользуется махо-
вичком, заменившим рычаг переключения передач. Коробка пе-
редач автоматически включается и отключается. Многодисковые
сцепления с гидравлическим управлением обеспечивают плавное
трогание поезда. Гидравлический привод управления дизелево-
зов представляет собой бесступенчатый и автоматический пере-
даточный механизм1. Дизелевоз такой конструкции, выпускае-
мый акционерным обществом Клекнер-Гумбольдт-Дейтц, пока-
зан на рис. 324. Один рычаг управления служит для переднего
и заднего хода.
Пуск двигателей малой мощности производится ручным стар-
тером. При более мощных двигателях применяются стартер с ма-
,ховико?л и пневматические пусковые двигатели. Стартер с махо-
виком аккумулирует кинетическую энергию своей маховой мас-
сой. Не разрешается для питания пусковых двигателей пользо-
ваться рудничным воздухом, который сжимается в компрессоре,
приводимом в действие двигателем дизелевоза, так как при не-
благоприятных условиях смесь воздуха с метаном, даже при
1 Ku gel Г. Strom и ngsgetrlebe und Stromungskupplungen. Gliickauf,
1948, S. G 9.
411
очень низкой концентрации последнего, может воспламениться
в процессе сжатия, когда температура повышается. При электри-
ческом стартере невозможно обеспечить взрывобезопасность про-
цесса зарядки батарей стартера во время движения.
Однако аккумуляторные батареи, обеспечивающие большое
число запусков двигателя без постоянной зарядки, слишком гро-
моздки и дороги. Таким образом, для пуска можно пользоваться
выхлопными газами, сжатыми в компрессоре двигателя, сжатым
воздухом, который перевозится в особых баллонах, или ручным
Рис. 324. Дизелевоз фирмы Клекнер-Гумбольдт-Дейтц для
главных выработок:
1 — дизельный двигатель; 2 — насос для топлива; 3 — охладитель воды и
масла; 4 — пневматический пусковой двигатель (стартер с маховиком на
противоположной стороне); 5 — водяной насос; 6— воздушный фильтр
с пластинчатым пламягасителем; 7 — выхлопная труба с пластинчатым пла-
мягасителем; 3 — рычаг управления, соединенный с масляным тормо-.ом;
9 — рычаг реверсирования; 10 — рукоятка звуковою сигнала*. 11 — выклю-
чатель освещения; 12 — фара; 13 — резервуар для горючею; 14 — резер-
вуар для воды
стартером. Пока что ни один из этих способов не является на-
столько простым и надежным в эксплуатации, чтобы машинист
дизелевоза мог останавливать и снова включать двигатель при
кратковременных перерывах в работе.
Существует два способа охлаждения привода дизелевоза: пу-
тем испарения воды или путем ее циркуляции. При первом из
них, применяемом в маломощных двигателях, двигатель охлаж-
дается за счет испарения воды. Более мощные двигатели выпу-
скаются с циркуляционным охлаждением. Вода совершает замк-
нутый цикл и охлаждается в специальном холодильнике.
Дизелевоз закрыт и его двигатели и передаточный механизм
заключены в кожухи, имеющие отверстия.
Эксплуатация дизелевозов. Она регламентируется специ.
альпыми правилами, утвержденными Горным управлением. Ог-
раничения вызваны пожароопасностью, связанной с примене-
412
нием горючего, угрозой отравления людей ядовитыми газами и
опасностью взрыва метана в газовых шахтах1.
Воспламеняемость дизельного топлива требует принятия
специальных предупредительных мер при заправке горючим и
должна учитываться в конструкциях двигателя и локомотива. По-
вышенная пожароопасность связана с тем, что температура вос-
пламенения горючего понижается при смешивании его с угольной
пылью. Поэтому Горное управление требует, чтобы резервуар
для горючего имел неразъемное соединение с дизелевозом. За-
полнение резервуаров производится из вагонов-цистерн с по-
мощью ручных насосов по шлангу с двойной броней. Чтобы пре-
дотвратить переливание горючего через край, избыток его по
специальному шлангу возвращается обратно в главный резер-
вуар. Камера, где производится заправка дизелевоза горючим,
должна хорошо проветриваться, так как там образуются горю-
чие пары. Камеру и ведущие в нее выработки следует крепить
огнестойкими материалами. Не допускается вывод отработан-
ного воздуха из локомотивного депо в свежую входящую струю,
поэтому рекомендуется размещать депо вблизи вентиляцион-
ного ствола.
На дизелевозе должен быть установлен углекислотный огне-
тушитель, с помощью которого можно залить углекислотой внут-
реннюю часть корпуса дизелевоза с обеих сторон двигателя. Не-
обходим также ручной пенный огнетушитель.
К вредным газам, содержащимся в выхлопных газах днзеле-
зоза, относятся: окись углерода, двуокись серы, альдегиды,
окислы азота. Наибольшую опасность представляет окись угле-
рода, которая вместе с альдегидом образуется при неполном сго-
рании горючего и ядовита даже в малых концентрациях. Наряду
с конструкцией двигателя и режимом его работы иа полноту
сгорания оказывает существенное влияние качество горючего,
к которому Правилами безопасности предъявлены определенные
требования. С ростом нагрузки концентрация СО увеличивается.
Поэтом)' регулятор насоса для подачи горючего устанавливается
в таком положении, что двигатель не может развивать слишком
высокую мощность. Содержание СО в перазжиженных выхлоп-
ных газах при максимальной нагрузке и при холостом ходе допу-
скается не выше 0,05% но объему и даже при длительной
эксплуатации дизелевоза не должно превышать 0,12%. На со-
стоянии здоровья сказывается пребывание в атмосфере с содер-
жанием 0,005—0,01% СО. По утвержденным нормам, количество
воздуха, подаваемого в штрек с дн.зелевозной откаткой, должно
1 Classen u. S с h с n s к у. Die zeclien seitige Uberwachung der Gru-
bendiesellokomotlven unter Heriicksichtigung der neucn Bau-und Betriebs-
vorscliriften. Bergban. 1940, S, 177; Lehmann G. Zur Schlagwettersiclier-
lieit von Diesellokomotiven. Gliickauf. 1939. S. 441; Epping G. Linfiille in
der Lokomotivfdrderung und Hire Vcrhiitung durcli bessere Gestaltung der
Lokomotiven. Gliickauf, 1951, S. 832.
413
быть не меньше 6 м3'/мин на каждую установленную лошади-
ную силу мощности дизелевоза, чтобы обеспечить достаточное
разжижение выхлопных газов и, таким образом, устранить опас-
ность отравления.
При применении дизелевозов взрыв метана может произойти,
если внешние части двигателя нагреваются выше температуры
воспламенения метана, а также при выбрасывании пламени из вса-
сывающего трубопровода или из выхлопной трубы. Поэтому на
.. дизелевозах во взрывобезопасном
Рис. 325. Кондиционирую-
щая коробка дизелевоза
с пластинчатым пламягаси-
телем:
/ — пластинчатый пламягаситель;
2— сливной кран для воды; 3 ~~
подвод воды
исполнении предусматривается уста-
новка пластинчатых пламягасите.
лей. Расстояние между пластинами
не должно превышать 0,8 мм, т. е.
оно больше, чем размеры щелей
(0,5 мм) при пакетной защите акку-
муляторных электровозов. Это де-
лается для того, чтобы зазоры ме-
жду пластинами не засорялись. Вы-
хлопные газы сначала охлаждаются
распыленной водой, а затем прохо-
дят через кондиционирующую ко-
робку с водой, где очищаются от
смазочных веществ и остатков го-
рючего (рис. 325). При отсутствии
воды двигатель автоматически оста-
навливается с помощью предохранительного устройства с по-
плавком. Температура выхлопных газов не должна превышать 70°..
Сравнение различных типов локомотивов. Самым дешевым
видом откатки является электровозная, самым дорогим — возду-
ховозная. Величина расходов зависит, с одной стороны, от эконо-
мичности использования энергии, с другой стороны, от ее стои-
мости. Если исходить из использования энергии каменного угля,,
то коэффициент ее использования контактными или аккумулятор-
ными электровозами вдвое выше, чем дизелевозами, работаю-
щими на синтетическом топливе. При одинаковой стоимости
электроэнергии работа аккумуляторного электровоза обходится
несколько дороже, чем контактного, так как вследствие двойного
преобразования электрического тока в аккумуляторном электро-
возе общий коэффициент полезного действия составляет 40—50%
против 60—65% у контактного электровоза. Однако потери в кон-
тактном проводе возмещают эту разницу.
Контактный электровоз обладает наибольшей эксплуатаци-
онной надежностью и к тому же имеет простую и прочную кон-
струкцию, которая требует минимального ухода. Хорошими пока-
зателями в этом отношении обладают также воздуховоз и
аккумуляторный электровоз, однако последний нуждается в до-
полнительных расходах на зарядку батарей, а воздуховоз — в рас-
ходах по обеспечению и распределению сжатого воздуха. При.
414
применении обоих типов локомотивов можно избежать остановки
в пути, посредством применения съемных батарей или достаточ-
ного числа заправочных станций. Дизелевоз отличается от других
типов локомотивов большим числом движущихся частей, подвер-
женных износу, поэтому он нуждается в самом тщательном уходе
и обслуживании по сравнению с локомотивами других типов и
требует наиболее квалифицированного персонала.
По перегрузочной способности тяговых двигателей первое ме-
сто занимает электровоз; так как электродвигатель выдержи-
вает кратковременную перегрузку, то при определении установ-
ленной мощности не требуется принимать за основу пиковую на-
грузку. По контактному проводу можно подвести к контактному
электровозу любое количество энергии. Принципиально перегру-
зочная способность аккумуляторного электровоза такая же, как
и контактного электровоза одинаковой мощности, но его нельзя
сильно перегружать, поскольку необходимо считаться с емкостью
батареи.
Дизелевоз выдерживает перегрузку только в ограниченных
пределах. Максимальная мощность двигателя всегда выбирается
с запасом для обеспечения максимального крутящего момента,
поэтому, как правило, перегрузки не происходит. Перегрузочная
способность воздуховоза также ограничена и при выборе возду-
ховоза руководствуются мощностью в пусковой период.
По своим габаритам локомотивы разных типов мало отлича-
ются друг от друга, все они вписываются в поперечное сечение
выработок. Наибольшая площадь поперечного сечения вырабо-
ток требуется для контактного электровоза, так как необходимо
обеспечить минимально допустимую высоту подвески контакт-
ного провода и безопасные зазоры между этим проводом и
крепью, а также трубопроводами. Максимальный радиус дейст-
вия имеет контактный электровоз, который не нуждается в во-
зобновлении запаса энергии, однако он может работать только
при наличии контактного провода. Дизелевоз всегда можно обеспе-
чить запасом топлива, достаточным для двухсменной работы при
максимальной нагрузке; требуется только время от времени во-
зобновлять запас воды для охлаждения дизеля. В противопо-
ложность этим типам локомотивов радиус действия воздухово-
зов и аккумуляторных электровозов ограничен; при откатке на
большие расстояния необходима прокладка высоконапорных воз-
духопроводов и перевозка аккумуляторных батарей.
Контактные электровозы следует предпочесть при длинных
поездах и там, где добыча концентрируется на небольшом коли-
честве участков и общая протяженность откаточных выработок
невелика. Необходимо также, чтобы проведение и поддержание
штреков большой высоты не представляло затруднений и, нако-
нец, чтобы выделение метана не превышало определенной вели-
чины. Наоборот, при сильно разветвленной сети откаточных вы-
работок и большой ее протяженности в шахтах с высоким
415
горным давлением, где поддержание выработок большой высоты
обходится очень дорого, а также в шахтах с высоким выделе-
нием метана следует применять аккумуляторные электровозы,
дизелевозы или воздуховозы.
С точки зрения безопасности1, первое место занимает возду-
ховоз и последнее — контактный электровоз. Воздуховоз наибо-
лее безопасен в отношении взрывов метана. Однако сжатый воз-
дух высокого давления, находящийся в баллонах воздуховоза и
в трубопроводах, тоже представляет собой некоторую, хотя и
весьма незначительную, опасность, в связи с чем необходимо
тщательное наблюдение за воздуховозом и трубопроводами.
Второе место занимают аккумуляторный электровоз и дизе-
левоз, безопасность которых связана с наличием и хорошим
состоянием предохранительных устройств. При тщательном
уходе оба типа локомотивов можно считать взрывобезопасными1 2.
Стоимость предохранительных устройств дизелевоза несколько
выше, чем аккумуляторного электровоза. Для последнего необ-
ходимо строгое соблюдение правил зарядки батарей. В отноше-
нии безопасности движения оба типа локомотивов равноценны.
Контактный электровоз не является взрывобезопасным, так
как между токоприемником и контактным проводом образуются
искры. Представляет опасность также прикосновение людей или
рабочих инструментов к контактному проводу, находящемуся
под напряжением. Одним из важнейших правил безопасности при
откатке контактными электровозами является требование об
оставлении защитной зоны вокруг выработки с такой откаткой.
Недостатком, свойственным только дизелевозу, является за-
грязнение рудничной атмосферы вредными и дурнопахнущими
выхлопными газами, хотя они неопасны при нормальном состоя-
нии дизелевоза и при соблюдении предохранительных мер,
утвержденных горным надзором.
Экономическая эффективность различных типов локомоти-
вов. Для выбора типа локомотива, наряду с техническими пока-
зателями и требованиями безопасности, имеет значение и эко-
номическая эффективность. Следует различать капитальные за-
траты и эксплуатационные расходы. Капитальные затраты на
воздуховозы и аккумуляторные электровозы являются самыми
большими, поскольку для воздуховозной откатки необходима
компрессорная станция с компрессорами высокого давления и
разветвленная сеть трубопроводов, а для аккумуляторной —
двигатель-генераторная или выпрямительная установка и заряд-
ная станция. Наименьшие капитальные затраты имеют место при
дизелевозах, контактные электровозы в отношении капитальных
затрат занимают промежуточное положение. При откатке
1 Epping G. Anforderungen an die Stcberheit von Grubenlokomotiven
mit Riicksicht auf die Art ihres Antriebes. Gliickauf, 1954, S. 973.
2 Heimann G. Untersuchungen iiber dte Schlagwettersicherheit einer
Diesellokomotive. Gliickauf, 1953, S. 514.
416
контактными электровозами значительная часть общих затрат
приходится на контактную сеть.
Весьма важное значение имеют текущие эксплуатационные
расходы, в которых отражаются и капитальные затраты в виде
отчислений на амортизацию и начисление процентов. На эксплуа-
тационные расходы существенное влияние оказывает организа-
ция транспорта. Особое значение имеет коэффициент использо-
вания локомотивов, который зависит от числа вагонеток в по-
езде, затрат времени на ожидание у ствола и на погрузочных
пунктах, а также от длины и состояния откаточных выработок.
Чем выше коэффициент использования, тем при прочих равных
условиях ниже эксплуатационные расходы, так как снижаются
отчисления на амортизацию и начисление процентов, а расходы
на заработную плату, удельный вес которых в общих затратах
весьма велик, распределяются на большее число тонна-кило-
метров или тонн транспортируемого материала. Средняя про-
изводительность магистральных локомотивов в Руре состав-
ляет около 1000 ткм1сутк.и (брутто). Эта величина при бла-
гоприятных условиях достигает 3000 ткм1сутк.и (брутто).
Производительность сборочных локомотивов значительно ниже,
так как здесь длина откатки и вес транспортируемого груза
меньше.
Нелегко установить с достаточной точностью удельную стои-
мость различных видов локомотивного транспорта на 1 ткм, тем
более, что доля участия породы и материалов в транспортируе-
мом грузе колеблется в широких пределах. Согласно проведен-
ным исследованиям ', минимальные эксплуатационные расходы
имеют место при контактных электровозах, затем следуют акку-
муляторные электровозы и дизелевозы, наконец, воздуховозы.
Однако преимущество контактного электровоза перед аккумуля-
торным и дизелевозом в отношении эксплуатационных расходов
несущественно в шахтах, опасных по газу, где область примене-
ния контактных электровозов ограничивается требованиями безо-
пасности, и поэтому коэффициент использования локомотива
уменьшается. К тому же большое поперечное сечение штреков,
дополнительная затяжка кровли и дополнительные расходы на
вентиляцию увеличивают эксплуатационные расходы при откатке
контактными электровозами. Дизелевозы и аккумуляторные
электровозы могут работать как в главных, так и в выемочных
штреках.
Воздуховозы, несмотря на свои преимущества в отношении
безопасности транспорта, вряд ли найдут применение на новых
шахтах из-за высокой стоимости энергии.
1 Koch Н. Kritische Betrachtung der untertaglgen Hauptstreckenfdrder-
ung mit Diesel- und Akkumulatorlokomotiven in wirtschaftlicher und betrleb-
licher Ilinsicht. Gliickauf. 1940, S. 661; Koch H. Betriebswirtschaftllcher
Vergleich der verschiedenen Lokomotivarten im Grubenbctrieb unter Tage.
Gliickauf, 1944, S. 193.
27 Горное дело
417
В рудной промышленности при выборе типа локомотива эко-
номические факторы превалируют над соображениями безопас-
ности. Воздуховозы, как правило, обходятся слишком дорого, по-
скольку уголь или электроэнергия для производства сжатого воз-
духа поступают извне. Электровозная откатка на рудниках стоит
дороже, чем на каменноугольных шахтах, ввиду более высокой
стоимости электроэнергии. Поэтому применение электровозов
оправдывает себя только при больших грузопотоках или при
откатке на значительные расстояния. При выборе между контакт-
ным и аккумуляторным электровозами следует ориентироваться
на поперечное сечение штрека. В рудниках, где выработки прой-
дены по рудному телу и имеют большое сечение, можно разместить
контактные сети для электровозов. В выработках с малым попе-
речным сечением, характерным, например, для рудников, разра-
батывающих жильные месторождения, применяют аккумулятор-
ные электровозы. Однако наибольшее распространение в руд-
ной промышленности получили дизелевозы, которые по своей
производительности и эксплуатационной надежности удовлетво-
ряют всем требованиям и не нуждаются в дополнительном обо-
рудовании.
Аналогичными соображениями руководствуются при выборе
локомотивной откатки для соляных и калийных рудников. И
здесь решающее значение имеет экономичность, поэтому воздухо-
возы не применяют. Аккумуляторные электровозы в главных
откаточных выработках не используются вследствие высоких
капитальных затрат, они находят применение только в качестве
сборочных локомотивов. Зато контактный электровоз нашел
распространение; ожидается, что в будущем, в связи с увеличе-
нием протяженности горных выработок на калийных шахтах,
количество контактных электровозов еще больше возрастет. Вы-
работки имеют достаточно большое поперечное сечение для
подвески контактного провода с соблюдением всех необходимых
зазоров. Часто высота подвески превышает 2,3 лг, что делает
возможным применение электрического тока напряжением свыше
220 в. Особое внимание следует уделять обратному проводу для
тока, потому что между рельсами и перемычками для электриче-
ского соединения рельсов оседает соляная пыль, которая вызы-
вает потери электроэнергии и служит причиной появления
блуждающих токов.
Наряду с контактными электровозами на соляных и калийных
рудниках в больших масштабах применяют дизелевозы.
Разжижение выхлопных газов до необходимой нормы, как
правило, не вызывает затруднений, только на удаленных от
ствола участках могут возникнуть трудности, связанные с недо-
статочным проветриванием.
Локомотивная откатка по выемочным штрекам. На угольных
шахтах локомотивная откатка по выемочным штрекам получила
распространение преимущественно на крутых пластах. Локомо-
418
тивы для откатки по промежуточным штрекам называются сбо-
рочными. К этим локомотивам предъявляются следующие основ-
ные требования: взрывобезопаспость, малые габариты, быстро-
разборная конструкция (для возможности спуска локомотива по
слепым стволам). В качестве локомотивов могут применяться
аккумуляторные электровозы, дизелевозы и воздуховозы; приме-
нение контактных электровозов исключается из-за их взрыво-
опасности.
Локомотивы с двигателями мощностью 8—22 л. с. могут отка-
тывать составы из 20—40 вагонеток емкостью до 1 м3 со ско-
ростью 2 м!сек и более.
Рис. 326. Малогабаритный аккумуляторный эпектровоз фирмы Бартц
Сборочные малогабаритные аккумуляторные электровозы. По
своей конструкции они аналогичны магистральным аккумуля-
торным электровозам и отличаются только меньшей высотой.
Обычно они выпускаются с двумя электродвигателями и разви-
вают мощность до 16 кет.
На рис. 326 показан малогабаритный аккумуляторный элек-
тровоз фирмы Бартц длиной около 2,5 м и высотой 1,3 м, со
съемной кабиной машиниста для облегчения транспортирования
электровоза по слепому стволу. В качестве тяговых двигателей
применяют электродвигатели с моторно-осевыми подшипниками,
без пусковых и регулировочных реостатов. Электродвигатели
электровоза со сцепным весом 3.5 т развивают мощность 9кет.
Два таких электровоза можно соединить короткой сцепкой
27* 419
в мощный спаренный электровоз с управлением из кабины маши-
ниста. Существенные достоинства такой конструкции заключа-
ются в хорошей маневренности и приспособляемости, в неболь-
ших габаритах и высокой производительности.
При ширине колеи менее 500 мм зачастую достаточно устано-
вить на электровозе один двухколлекторный электродвигатель
с прикрепленным на фланцах зубчатым редуктором, работаю-
щим на передний скат. Второй скат приводится в движение цеп-
ной передачей, но если требуется развить высокую силу тяги,
то на заднем скате ставится второй двухколлекторный электро-
двигатель.
Запаса энергии в батарее обычно хватает на одну смену.
Зарядку аккумуляторной батареи можно производить в около-
ствольном дворе (главного ствола), если он не слишком удален
и если для зарядки имеется достаточно времени. После зарядки
электровоз снова доставляется на рабочий участок бригадой,
поступившей на смену. Проще и быстрее производить смену ба-
тарей у ствола1 или непосредственно на участке при доставке
батарей на специальных вагонетках.
Производительность электровоза мощностью 9 кет составляет
около 450 ткм (брутто) на одну зарядку.
Сборочные малогабаритные воздуховозы. В этих воздухово-
зах стремятся по возможности увеличить рабочее давление воз-
духа, чтобы уменьшить размеры баллонов сжатого воздуха, а сле-
довательно, и самого воздуховоза, без снижения его производи-
тельности. Преобладают быстроходные тяговые двигатели, кото-
рые благодаря своей компактности легко размещаются на раме.
Фирма Гезельшафт Бергбау использует в воздуховозе четырех-
цилиндровый двигатель, в котором сжатый воздух в конце рабо-
чего хода выходит из цилиндров через щели в стенках. Двига-
тель работает с однократным расширением сжатого воздуха.
Фирма Шварцкопф выпускает воздуховозы, снабженные двига-
телем со звездообразным расположением цилиндров, а фирма
Демаг — воздуховозы со сдвоенными двигателями.
На рис. 323 показан сборочный воздуховоз «Карлик» фирмы
Демаг. Воздуховоз весит 3 т и развивает усилие, достаточное
для перевозки 18—20 вагонеток небольшой емкости со скоростью
2 м!сек.
Сборочные дизелевозы. Как правило, они имеют один одноци-
линдровый четырехтактный бескомпрессорный дизельный двига.
тель с горизонтальным расположением цилиндра и охлаждением
путем испарения воды. Максимальная мощность, развиваемая
двигателем, равна 9 л. с. при весе дизелевоза 3 т. Компактная
конструкция позволяет дизелевозу проходить по кривым радиу-
сом 5 м. Емкость бака для горючего 17 л. При расходе горючего
0,8 кг!час запаса его хватает на две рабочие смены.
1 Вероятно, имеется в виду слепой ствол (Прим. отв. ред.) .
420
Сравнение различных типов сборочных локомотивов. Наи-
меньшие капитальные затраты имеют место при дезелевозах, наи-
большие— при воздуховозах с компрессорной установкой и
сетью трубопроводов сжатого воздуха. Промежуточное положе-
ние занимает аккумуляторный электровоз, требующий специаль-
ных устройств в виде батарей и зарядных станций. Чем лучше
использование локомотивов и чем больше срок службы всех
установок, тем меньше удельный вес капитальных затрат в стои-
мости откатки. Эксплуатационные расходы на сборочные локо-
мотивы значительно выше, чем на откаточные, так как произво-
дительность этого локомотива, выраженная в тонно-километрах
(нетто), в рабочую смену намного ниже ввиду меньшей длины
откатки и более коротких поездов.
Следует указать, что сравнивать стоимость локомотивного
транспорта по выемочным штрекам на различных шахтах трудно
вследствие разнообразия эксплуатационных условий.
В угольной промышленности применение дизелевозов в вые-
мочных штреках ограничено вследствие загрязнения рудничной
атмосферы, поэтому здесь широкое распространение получили
аккумуляторные электровозы. К тому же дизелевоз в отличие
от локомотивов других типов должен заправляться в специаль-
ной камере. Воздуховозы эксплуатационно надежны и приме-
нимы в различных условиях. Кроме того, они не нагревают руд-
ничную атмосферу и выделяют при работе чистый сухой воздух.
При выборе сборочного локомотива для конкретных условий
могут иметь значение и другие факторы. Например, воздуховозы
при разветвленной сети трубопроводов могут быть оправданы
только при больших грузопотоках и длительном сроке эксплуа-
тации. Наоборот, в шахте, где значительная часть добычи по-
ступает из забоев пологих пластов и доставка угля по выемоч-
ным штрекам осуществляется ленточными конвейерами, будут
выбраны аккумуляторные электровозы или дизелевозы.
5. Организация локомотивной откатки
Эксплуатационные достоинства и недостатки локомотивного
транспорта. По сравнению с другими видами транспорта локо-
мотивная откатка обладает рядом достоинств. Локомотивный
транспорт хорошо приспосабливается к изменениям условий ра-
боты в пространстве (в зависимости от количества груза, по-
ступающего на отдельные погрузочные пункты, можно изменять
количество и типоразмеры локомотивов а также число рейсов)
и во времени (при увеличении или уменьшении производитель
ности участков можно регулировать число работающих локомо-
тивов). Неполадки, возникающие па стационарных транспортных
установках, например на канатной откатке и ленточных конвейе-
рах, немедленно приводят к остановке всего транспорта, в то
время как при выходе из строя локомотива простаивает лишь
421
сравнительно небольшое количество транспортируемого мате-
риала, да и эти простои легко устранимы — достаточно ввести
запасный локомотив.
Существенным достоинством локомотивной откатки является
возможность осуществлять транспорт по искривленным выработ-
кам, благодаря чему отпадает необходимость в проведении пря-
молинейных выработок. Кроме того, локомотивный транспорт
характеризуется большими скоростями движения (3—5 м/сек).
Таким способом обеспечивается лучшее использование подвиж-
ного состава и уменьшается парк вагонеток. Большое преимуще-
ство локомотивного транспорта в том, что он пригоден для пе-
ревозки людей. В отношении перевозки материалов локомотив-
ная откатка также весьма удобна.
Эти положительные качества относятся к локомотивам раз-
ных типов в неодинаковой степени. Из-за необходимости под-
вески контактного провода нецелесообразно применение контакт-
ных электровозов во второстепенных выработках при малом ко-
личестве транспортируемого материала; сохранение требуемой
высоты подвески провода может оказаться затруднительным
в выработках с пучащей почвой.
Большой вес локомотивов требует применения тяжелых и до-
рогих рельсов и шпал. Собственный вес локомотива значительно
увеличивает потребляемую мощность, особенно при трогании
с места. Недостатком является также необходимость маневри-
рования с вагонетками на конечных пунктах откатки, что приво-
дит к скоплению большого числа вагонеток на этих пунктах.
Кроме того, маневровые работы требуют много места для разме-
щения путей и путевых устройств. Наконец, при применении ло-
комотивов предъявляются более высокие требования к ширине и
высоте откаточных выработок по сравнению с канатной откаткой.
Основными преимуществами локомотивной откатки являются
высокая производительность, практически неограниченная при
двухпутевых выработках, и независимость производительности от
расстояния откатки. Хотя средневзвешенное расстояние откатки
в западногерманской угольной промышленности составляет около
2 км, но есть случаи, когда расстояние между погрузочным
пунктом и стволом достигает 5—10 км.
При локомотивной откатке непременным условием является
хорошее состояние верхнего строения путей и выработок. Ма-
ксимальный уклон для локомотивной откатки принимают равным
1 : 40, хотя тяжелые электровозы могут преодолевать уклоны до
1 :30 или даже 1 : 10. Как правило, выработки с локомотивной
откаткой имеют уклоны в пределах от 1 :500 до 1 :300.
Производительность локомотивной откатки'. Производитель-
ность откатки зависит от числа рейсов и нагрузки локомотива
1 Ostermann W. Die wirtschaftliclie Untersuchung von Grubenloko-
motiven. Bergbau, 1939, S. 319.
422
при движении в обоих направлениях. Число рейсов определяется
продолжительностью отдельного рейса и пауз между рейсами.
Теоретически возможное число рейсов локомотива в час опре-
деляется по формуле
3600
п = ~1-----’
Например, при 5,5 часа работы локомотива в смену L =
= 2000 м, т> = 2,5 м'сек и £ = 600 сек.
5,5 • 3600 19 800 , . _ ,
п = 2000------= 800 + 600' ~ 14 рейсов/смену.
2 + 600
Если локомотив доставляет к стволу в среднем 60 вагонеток
по 0,8 т угля в каждой, а в обратном направлении — 20 вагоне-
ток с 1,4 т закладочного материала в каждой и 40 порожних ва-
гонеток, то производительность локомотива составит
2(7 • 60 • 0,8 + 7 • 20 • 1,4)« 1060 ткм (нетто).
Всего при L = 2000 м и при различных значениях v и (теоре-
тически возможная производительность локомотива в смену со-
ставит (табл. 8).
Таблица 8
v, м/сек i сек 400 2.0 700 1000 400 3,0 700 1000 400 5,0 700 1000
n, рейсов/с.мену .... Производительность, 14 12 10 19 15 12 25 18 14
ткм (нетто) 1060 970 760 1440 1140 910 1900 1390 1060
Этот пример иллюстрирует метод .определения производитель-
ности локомотива расчетным путем. Можно сделать вывод о том,
какое большое влияние на производительность локомотива ока-
зывает наряду с увеличением скорости движения уменьшение
продолжительности пауз между рейсами *. Производительность
локомотивов на различных шахтах изменяется в широких преде-
лах в связи с неодинаковыми условиями эксплуатации и отли-
чается от данных таблицы.
Производительность откаточного локомотива в Руре состав-
ляет лишь 600 ткм (нетто) и колеблется в пределах между 300
и 1200 ткм (нетто).
При проектировании локомотивной откатки .необходимо преду-
сматривать резерв 20—30% для повышения пропускной способ-
ности локомотивного транспорта по главным откаточным штре-
кам с тем, чтобы компенсировать возможные перебои в работе
1 S t г б m е г. R. Fahrschreiber, ein Mittel zur Steigerung der Wirtschaft-
llchkeit des Lokomotivbetriebes unter Tage. Gliickauf, 1953, S. 1227.
423
транспорта на участке и неравномерность работы шахтного
подъема.
Организацию локомотивного транспорта можно строить по
двум принципиальным схемамв основу которых положен метод
обслуживания отдельных погрузочных пунктов: 1) каждый по-
грузочный пункт обслуживается поездами, курсирующими
только между этим пунктом и стволом; 2) движение отдельных
поездов происходит так, что на своем пути они оставляют на раз-
личных погрузочных пунктах необходимое количество порожних
вагонеток и вагонеток с закладочным материалом, а на обратном
пути забирают соответствующее количество груженых вагонеток.
Первый способ целесообразен с точки зрения использования ло-
комотивов, поскольку последние постоянно работают с полной
нагрузкой и потери времени и энергии на торможение и разгон
поезда при остановках отсутствуют. Однако при этом способе
для доставки небольшого количества груза необходим большой
вагонеточный парк, так как многие вагонетки долго простаивают
на погрузочных пунктах. К тому же требуется значительное раз-
витие путей на этих пунктах. Разумеется, что погрузочные
пункты большой производительности обслуживаются самостоя-
тельными поездами.
Работа с отцепкой и прицепкой вагонеток на погрузочных
пунктах приводит к плохому использованию локомотивов и
потерям времени на сложные маневровые работы с поездами,
состоящими из порожних вагонеток и вагонеток с закладочным
материалом. Однако при такой организации транспорта можно
обойтись небольшими по развитию путей погрузочными пунктами
и меньшим числом вагонеток. Чтобы и в этих случаях сделать
возможным движение поездов по первой схеме, рекомендуется
применить сборочные локомотивы для маневровых работ и пре-
дусмотреть сборочный пункт, до которого транспорт осуще-
ствляется магистральными локомотивами.
При этом следует учесть, что чем длиннее поезда, тем больше
должна быть емкость вагонеточного парка и производительность
локомотивов. Как правило, стремятся к максимально возмож-
ному увеличению длины поезда и применению мощных
локомотивов, чтобы уменьшить расходы на заработную плату и
эксплуатационные расходы, которые при применении мощных
локомотивов сравнительно невелики, а также чтобы обеспечить
равномерную работу локомотивного транспорта и устранить про-
стои на ожидание порожних вагонеток.
В шахтах редко удается провести в жизнь жесткий график
движения поездов. Гибкое централизованное управление движе-
нием при помощи телефонной связи между околоствольным дво-
ром и основными погрузочными пунктами дает возможность наи-
1 М a 11 h 1 a s s. Planmafiiger Ausgleich von Schwankungen der FOrderung.
Gliickauf, 1921, S. 453.
424
более эффективно сглаживать неизбежные неравномерности в по-
ступлении угля и закладочного материала.
Средством повышения производительности отдельных локомо-
тивов и откатки в целом является сокращение времени пребыва-
ния локомотива на обменных пунктах. Прежде всего требуется
такая конфигурация путей в околоствольном дворе, чтобы локо-
мотив, отцепившись от груженого поезда, мог по кратчайшему
пути пройти на порожняковую ветвь. Не допускается использова-
ние магистрального локомотива для проведения маневровых ра-
бот в околоствольном дворе или на погрузочных пунктах.
В околоствольном дворе и на погрузочных пунктах должно
находиться достаточное количество вагонеток, чтобы локомотив
по прибытии туда мог, не теряя времени, прицепиться к составу
и отправиться с ним в следующий рейс. Из сказанного следует,
что производительность локомотивной откатки зависит от
размеров вагонеточного парка, в первую очередь от правильной
расстановки вагонеток. Количество вагонеток, находящихся на
погрузочных пунктах и на приемных площадках при слепых ство-
лах, определяется оптимальной длиной поезда; к расчетной вели-
чине добавляется 20% (чтобы погрузка не прекращалась во
время прибытия и отправления груженого и порожнякового со-
ставов). Если же не хватает места для размещения такого коли-
чества вагонеток, то необходимо, чтобы порожняковый состав
прибывал до того, как закончится погрузка состава на погру-
зочном пункте. Особое внимание необходимо обратить на то,
чтобы к началу выдачной смены в околоствольном дворе и на
погрузочных пунктах находилось достаточное количество порож-
них вагонеток. Чем больше производительность погрузочного
пункта, тем больше там должно быть порожних вагонеток.
Для контроля за расстановкой вагонеток по шахте рекомен-
дуется записывать количество вагонеток на всех рабочих уча-
стках, в первую очередь перед началом основной выдачной смены
(к концу ночной смены). На основании полученных сведений про-
изводится соответствующая расстановка порожних вагонеток.
Целесообразно вести систематический (в течение всей смены)
учет количества транспортируемого материала: угля, руды или
соли и породы и отмечать движение всех локомотивов с указа-
нием отправного пункта. Руководство движением с целью пра-
вильной расстановки вагонеток следует осуществлять из около-
ствольного двора; необходим контроль за работой откатки на
участковых квершлагах, обслуживающих несколько крупных
рабочих участков.
Гараж и ремонтная мастерская. Для локомотивного транс-
порта необходим подземный гараж с ремонтной мастерской, ко-
торые располагают в районе околоствольного двора и оснащают
устройствами для осмотра и ремонта локомотивов. Мастерская
должна быть оборудована станками: токарным, сверлильным,
поперечно-строгальным и др., а также тисками и другими приспо-
425
соблениями. Для доступа к локомотиву снизу устраивается смот-
ровая яма, но в таких ямах неудобно работать из-за тесноты и
плохого освещения; кроме того, там скапливается вода. Поэтому
ямы зачастую заменяют подъемными устройствами гидравличе-
ского типа или устройствами с винтовыми домкратами и ручным
управлением.
§ 49. БЕЗРЕЛЬСОВЫЙ ТРАНСПОРТ В КАМЕРАХ И ШТРЕКАХ
Наряду с рельсовым транспортом следует упомянуть о транс-
порте с помощью самоходных вагонеток Последние приводятся
в движение электродвигателями с питанием от аккумуляторов
или от кабеля или имеют двигатель внутреннего сгорания. Мощ-
ность привода, как правило, находится в пределах 50—100 л. с.,
но может быть увеличена до 350 л. с. В 1954 г. в камерах и штре-
ках каменноугольных шахт Северной Америки работало 5000 са-
моходных вагонеток. Они применяются также в рудной промыш-
ленности Северной Америки, Швеции и Лотарингии, а в послед-
нее время внедряются и в Ф. Р. Г. Самоходные вагонетка
смонтированы на резиновом ходу и имеют небольшую высоту,
их емкость в зависимости от типоразмера составляет 4—6 или
10—15 jh3. Максимальная грузоподъемность при доставке желез-
ной руды достигает 35 т. На дне вагонетки длиной 7 м установ-
лен мощный скребковый конвейер для загрузки и разгрузки.
Как правило, самоходные вагонетки применяют в горизон-
тальных выработках (камерах, штреках) небольшой длины
(100—150 ;и). В последнее время в Канаде на гипсовых разра-
ботках транспорт самоходными вагонетками производится на
расстояние до 870 м. Эти вагонетки могут преодолевать уклоны
до 7%, а в отдельных случаях — даже до 15%. Они обеспечивают
значительное увеличение производительности и снижение рас-
ходов.
В течение ряда лет для перевозки людей и материалов в не-
которых калийных шахтах Ф. Р. Г. применяют обычные грузо-
вые машины, а в зарубежной горной промышленности иногда
используют грузовые машины тяжелого типа — такие же, как
на открытых работах.
§ 50. МЕЖГОРИЗОНТНЫЙ ТРАНСПОРТ
1. Транспорт под действием собственного веса
Этот способ основан на использовании силы тяжести; транс-
портирование производится с верхнего вентиляционного или
промежуточного горизонта на нижележащий промежуточный или
откаточный горизонт. Сюда относятся тормозные бремсберги,
которые в настоящее время встречаются редко, рудоспуски, вин-
1 Koch W. Gleislose Fbrderung im Erzbergbau unter Tage. Erzmetall. 1955.
426
товые спуски и различные устройства для гравитационного транс-
порта закладочного материала.
Транспорт по бремсбергу. В зависимости от того, прицепля-
ются ли вагонетки непосредственно к канату или устанавлива-
ются в клетях, прикрепленных к канату, различают вагонеточные
и клетевые бремсберги. Последние рекомендуются при углах на-
клона свыше 25°. Бремсберги (длина которых достигает не-
сколько сот метров) по принципу действия делятся на однодей-
ствующие с противовесом и двухдействующие. На двухдействую-
щих бремсбергах за счет большего веса спускающейся вагонетки,
Рис. 327. Ленточный тормоз
груженной углем или рудой, может подниматься вверх порож-
няя вагонетка или при спуске двух груженых вагонеток можно
произвести подъем одной порожней вагонетки и одной вагонетки,
груженной породой или материалами
Тормозное устройство состоит из ленточного тормоза, кото-
рый в бремсбергах обычно установлен горизонтально. Тормоз-
ная сила передается канату при огибании им шкива с огнестой-
кой футеровкой. Шкив соединен с тормозным ободом, находя-
щимся под действием колодочного или ленточного тормоза
(рис. 327). При нажатии на рукоятку или на ножную педаль
груз, удерживающий тормоз, поднимается вверх. На пологом па-
дении при небольших движущихся массах могут найти примене-
ние подвесные тормоза, которые подвешиваются к крепежной
стойке при помощи цепи или крюка '.
Доставка по скатам. Этот вид транспорта получил распрост-
ранение главным образом в рудной промышленности. К досто-
инствам его следует отнести простоту и небольшую стоимость
Siegmund Е. Luftgekiihlte Bremsscheiben. Gliickauf, 1933, S. 996.
427
транспортирования; к недостаткам — опасность закупорки и из-
мельчение транспортируемого материала, которое, однако, не
имеет никакого значения в рудной промышленности. В угольной
промышленности этот вид транспорта запрещается, как правило,
именно в связи с измельчением угля и пылеобразованием.
Существуют скаты, пройденные по рудному телу, и скаты,
оставленные в закладочном массиве. Первые крепят деревом
пли вообще оставляются без крепления. Они используются, на-
пример, при потолкоуступной системе разработки — для доставки
закладочного материала.
К скатам относятся также металлические трубы диаметром
1 м н более, которые используются в слепых стволах для до-
ставки закладочного материала.
Рис. 328. Основные типы затворов люков:
а — закрывающийся сверху; б — закрывающийся снизу; в — двойной
Люки и затворы. Особое внимание уделяется конструкции
выпускного отверстия на нижнем конце ската. Для выгрузки ма-
териала из так называемых открытых скатов достаточно сдви-
нуть в сторону деревянные кругляки, образующие затвор. Скаты
могут также оставаться открытыми постоянно; в этом случае
доставляемый материал падает на почву выработки, откуда он
грузится погрузочной машиной. В закрытых скатах для уменьше-
ния нагрузки на днище люка необходим наклонный выпускной
желоб. При небольшой высоте доставки можно сделать затвор
простейшего типа в виде задвижки, перемещающейся в наклон-
ных прорезях. При большой высоте доставки и значительном
количество транспортируемого материала необходимо люковое
устройство, которое обеспечивает быстрое, безотказное и без-
опасное открывание и закрывание люка.
По типу затворов люки можно разделить на три основные
группы закрывающиеся сверху, закрывающиеся снизу и закры-
вающиеся сверху и снизу — двойные (рис. 328). Кроме того, по
принципу действия различают люки с задвижкой и заслонкой,
вращающейся относительно неподвижной оси. Наиболее надеж-
ными являются затворы, закрывающиеся снизу и двойные. Вы-
бор типа затвора, как правило, определяется кусковатостью ма-
териала и содержанием мелочи. При крупнокусковом материале
1 Hahn О. FOrderrollen unter besonderer Beriicksichtigung der Fdrder-
rollenverschliisse im Erzbergbau. Erzmetall, 1954, S. 425.
428
не рекомендуется делать люк с затвором, закрывающимся сверху,
так как в нем легко застревают крупные куски, а мелочь прохо-
дит. При мелкозернистом и однородном по крупности материале
такой затвор является самым дешевым. Наиболее дорогой двой-
ной затвор.
На рис 329 показан закрывающийся снизу затвор с пневма-
тическим управлением. Затвор особенно удобен для материала
средней крупности с большим содержанием мелочи.
Рис. 330. Затвор люка, закрываю-
щийся сверху, с пневматическим
управлением:
Рис. 329. Закрывающийся снизу
затвор с пневматическим управле-
нием
Показанный на рис. 330
затвор люка состоит из двух
заслонок: верхней мантии-
1 — балка; 2- пневматический цилиндр диа-
метром 200 мм; 3 — заслонка с пневматичес-
ким управлением; 4 — заслонка с ручным
управлением
ковой с пневматическим управлением и выдвинутой вперед ниж-
ней погрузочной, управляемой вручную. Верхняя заслонка от-
крывается сверху вниз, нижняя —: в противоположном направле-
нии. Затвор предназначен для крупнокускового материала
с большим содержанием мелочи.
Цепной питатель предназначен главным образом для бунке-
ров, но в отдельных случаях пригоден и для скатов (рис. 331).
Цепь приводится в действие электродвигателем. Такой затвор
обладает высокой надежностью при большой производительности
погрузки.
Винтовой спуск. Он представляет собой винтовую поверх-
ность, по которой транспортируемый материал движется под дей-
ствием собственного веса. Спуск заключен в металлический ко-
жух, для того чтобы избежать пылеобразования.
Секции спуска крепят на выступах, приваренных к внутрен-
ней поверхности цилиндрического кожуха; кроме того, секции
соединены между собой болтами. Угол наклона секций у стенок
спуска увеличивается до 70°. Этим обеспечивается равномерная
429
скорость движения угля, которая составляет 1,2—1,5 м!сек.
В центре спуска остается свободное пространство в виде ци-
линдра диаметром 250 мм и высотой, равной высоте спуска. При
нормальной работе спуска это пространство не играет никакой
роли. Приостановка работы спуска влечет за собой заполнение
этого пространства угольной мелочью, которая высыпается при
возобновлении погрузки и приводит в движение скопившийся на
секциях уголь.
Износоустойчивость секций обеспечивается армированием их
вкладышами из чугуна или из плавленого базальта. Толщина чу-
гунных вкладышей равна 15 мм; каждый пятый из них соеди-
Рис. 331. Цепной пита-
тель:
/ — цепное колесо; 2—вы-
пускное отверстие; 3 — цепи;
4 — двигатель
няется болтами с секцией спуска, в то
время как промежуточные вкладыши
вставляются друг в друга и таким обра-
зом удерживаются на месте. Вкладыши
из плавленого базальта по своей износо-
устойчивости в три раза превосходят чу-
гунные. Базальтовые вкладыши толщи-
ной 25 мм зацементированы в секциях и
не могут быть извлечены, поэтому они
в первую очередь пригодны для спусков
с длительным сроком службы. Недоста-
ток этих вкладышей — повышенная хруп-
кость, которая особенно проявляется
при ударах тяжелых кусков о вкладыши
на входе в спуск; поэтому рекомендуется армировать вход в спуск
и первые секции его чугунными вкладышами. За счет применения
чугунных и базальтовых вкладышей можно увеличить срок
службы спуска, так что он до полного износа будет пропускать
1—2 млн. т угля.
Для монтажа и демонтажа секций спусков и вкладышей,
а также для быстрого удаления «пробок» предусмотрены лазы,
расположенные с интервалом в шаг звена за один оборот на 360°.
Высота звена зависит от диаметра спуска и находится в преде-
лах 1,3—1,8 м. Каждое звено состоит из двух частей с фланцами,
соединенными между собой болтами. Лазы закрыты легкооткры-
вающимися затворами, которые сделаны герметичными, чтобы не
пропускать пыль.
Особое значение придается опорам винтового спуска.
Обычно для этой цели служит кирпичный фундамент или рама из
стального проката, на которой установлен выпускной желоб
(рис. 332). Если высота винтового спуска превышает 50 м, то
к его кожуху с интервалами 30—50 м приболчены или приварены
консоли, опирающиеся на балки, укрепленные в массиве пород.
Для устранения боковых качаний спуск через каждый 5 м при-
креплен к расстрелам с помощью цепей или канатов.
Выгрузка материала из спуска может производиться различ-
ными способами. Если транспортируемый материал непосредст-
430
венно грузится в вагонетки, то применяются заслонки с пневма-
тическим управлением (см. рис. 332), но, как правило, погрузоч-
ный пункт удален от спуска на 5—10 м. При небольшом расстоя-
нии между выходным отверстием и погрузочным пунктом оправ-
дал себя качающийся питатель, при большом — ленточный.
Винтовые спуски поставляются диаметром 1050, 1250 и
1450 мм. Наиболее распространены спуски диаметром 1250 мм.
При пропускной способности спуска 500 т!час такой диаметр
достаточен для доставки кусков размерами 600 X 600 X 400 мм.
Важным достоинством винтового спуска является способность,
к аккумулированию материала, которая
у спуска диамет-
Рис. 332. Выпускной желоб винтового-
спуска
ром 1250 мм составляет око-
ло 0,85 т/м. Максимальная
высота винтового спуска в
сплошном кожухе принима-
ется равной 275 м.
Достоинства и недостат-
ки винтового спуска. Благо-
даря отсутствию движущих-
ся частей винтовой спуск
представляет собой наиболее
простой, дешевый и надеж-
ный способ доставки мате-
риала и породы непрерыв-
ным потоком. Наибольшее
распространение этот способ
получил на пологом падении.
Он обеспечивает организа-
цию непрерывного транспор-
та угля от очистного забоя до главного откаточного горизонта,
так что крупные погрузочные пункты устраиваются только на
квершлаге. Следовательно, лучше используется вагонеточный
парк шахты и уменьшается потребное количество вагонеток.
Недостатком является измельчение транспортируемого мате-
риала, которое прежде всего отражается на крупнокусковом
угле размером более 80 мм и приводит к увеличению содержания
класса ниже 80 мм. Это может привести к существенному сниже-
нию цены на тощий уголь и антрацит. Степень измельчения зави-
сит от структуры угля, высоты транспортирования, диаметра спу-
ска и степени его загрузки. Измельчение возрастает с увеличе-
нием высоты и диаметра спуска и уменьшением загрузки ’.
Доставка угля по винтовому спуску может сопровождаться
большим пылеобразованием, если затворы не закрыты или если
секции неплотно соединены между собой, а по слепому стволу
движется сильная воздушная струя.
1 Fricke Н. u. Kam рта n n W. Abrieb der Fbrderkohle in Wendel-
rutschcn. Ein Beitrag zur Sortenfrage. Gliickauf, 1950, S. 77.
431
Рис. 333. Трубопровод для
спуска закладочного мате-
риала:
/ — шариковая опора; 2 -- наружная
труба; NW — номинальный диаметр
Трубопровод для спуска закладочных материалов. Доставка
закладочного материала производится по износоустойчивым тру-
бам с толщиной стенок 8—10 мм. Применяют трубы с двухслой-
ными стенками с очень твердым внутренним слоем толщиной 5—
6 мм. Длина труб 2.5 м, диаметр в свету, как правило, 250 мм
(рис. 333). Пропускная способность такого трубопровода состав-
ляет 100 мЧчас.
Трубы поддерживаются хомута-
ми, которые крепятся к стенкам
ствола или к расстрелам. Возможна
установка труб через каждые 50 м
на шариковых опорах, расположен-
ных на кронштейнах (см. рис. 333).
Это позволяет поворачивать трубо-
провод для обеспечения равномер-
ного износа, что важно при искрив-
ленных стволах, в которых трубо-
провод не может быть установлен
строго вертикально.
Еще не установлена целесообраз-
ность удаления воздуха из трубо-
проводов для предотвращения уда-
ров, вызванных его сжатием, в ре-
зультате засасывания с закладоч-
ным материалом. Для обеспечения
выхода воздуха из трубопровода
можно, например, использовать так
называемые воронки, установленные
на расстоянии 50 м друг от друга.
Воронка состоит из опоры, на кото-
рую насажен отрезок трубы, охва-
тывающей нижнюю часть вышерас-
положенной трубы, так что между
ними остается кольцевая щель ши-
риной 20 мм. Эти опоры футеруются износоустойчивыми чугун-
ными вкладышами.
Трубопровод, длина которого может достигать нескольких со-
тен метров, заканчивается откосом из уложенных рядом сталь-
ных балок или из базальтовой подушки. По этому откосу и за-
тем по желобу с футеровкой из плавленого базальта закладочный
материал ссыпается в бункер, емкость которого определяется
эксплуатационными условиями и составляет 300—500 м3 и более.
Закладочный материал отгружается из пего по мере надобности.
Для устранения образования «пробок» в трубопроводе реко-
мендуется предварительное грохочение закладочного материала
для удаления из него длинных кусков, которые легко застревают,
располагаясь поперек трубопровода. Неблагоприятен для спуска
по трубопроводам материал с большим содержанием глины.
432
Срок службы трубопроводов составляет 100—150 тыс. м3 про-
пущенного закладочного материала. Труба длиной 2,5 м стоит
около 300 марок, «воронка» для удаления воздуха и шарикопод-
шипник— около 200 марок. Средняя стоимость 1м трубопровода
составляет 150 марок.
Каскадный спуск. Простейшая конструкция каскадного спу-
ска представляет собой отделение слепого ствола с обшивкой, на
которой с обеих сторон попеременно прикреплены
полки с интервалами 1,5—2,5 м. Закладочный мате-
риал образует на полках откосы, которые обеспечи-
вают спуск материала с минимальным измельче-
нием. Полки состоят из дубовых досок, верхняя
поверхность которых покрыта листовой сталью тол-
щиной 5 мм. Стоимость 1 м каскадного спуска при
расстоянии между полками 2,5 и 1,25 м составляет
соответственно около 160 и 210 марок.
Дальнейшим развитием конструкции является
каскадный спуск фирмы Рнстер. Он представляет
собой стальную трубу круглого, овального или,
лучше всего, прямоугольного поперечного сечения
с укрепленными в ней полками. Размер длинной сто-
роны прямоугольника определяется скоростью дви-
жения и зависящей от нее траекторией падения
материала и, кроме того, толщиной потока закла-
дочного материала (рис. 334). Размеры короткой
стороны прямоугольника определяют пропускную
способность спуска. Оптимальная средняя скорость
движения закладочного материала принимается
1,6 м/сек, при которой основная масса закладочного
материала падает в среднюю часть полков и уда-
ряется только о породу, чем обеспечивается мини-
мальное измельчение материала. Для выполнения
этих условий размер длинной стороны прямоуголь-
ника должен составлять 1 м. Так как скорость движения закла-
дочного материала v связана с расстоянием между полками а
зависимостью v = 1,35 а, то указанная выше скорость 1,6 м/сек
будет иметь место при расстоянии между полками, равном
1,6: 1,35 1,2 м. Далее, поскольку количество закладочного ма-
териала b (м3/сек) = v (м/сек) F (м2) и если в прямоугольнике
с площадью F известна длина, которая обычно принимается рав-
ной 1 Л1, то отсюда следует, что пропускная способность спуска
зависит от ширины полка. Опа составляет при ширине полка
300 мм— 85 м3/час, при 500 мм — 140 м3/час и при 700 мм —
200 м3/час.
Стоимость такого каскадного спуска примерно равна 250 мар-
кам, из которых 225 марок приходятся на стоимость материала
и 25 марок — на изготовление.
Сравнение различных средств транспортирования закладоч-
ного материала сверху вниз. Рассмотрим в порядке убывания
28 Горное дело 433
-—tOOO
Рис. 334.
Разрез по
каскадному
спуску
первоначальной стоимости винтовой спуск, спуск по трубам,
каскадный спуск и спуск по трубам с полками. Максимальные
капитальные затраты требуются при винтовом спуске — около
700 марок за 1 м, минимальные при спуске по трубам — 150 ма-
рок за 1 м. Однако при спуске по трубам имеет место максималь-
ное измельчение материала. Можно предполагать, что наимень-
шее измельчение будет в каскадных спусках, но с окончатель-
ными выводами следует повременить до получения новых
данных. Измельчение в трубах также относительно невелико, но
при условии, что трубы всегда заполнены материалом доверху и
он медленно опускается вниз. Предельная высота труб 50 м, кас-
кадного спуска в обшитом отделении слепого ствола 50—100 ,ч.
Для больших высот в слепых или в шахтных стволах на практике
приемлем только спуск по трубам или каскадный спуск, кото-
рый имеет максимальный срок службы, зато преимуществом
спуска по трубам является меньшее поперечное сечение.
В шахтных стволах к этим транспортным средствам прибе-
гают, как правило, только в тех случаях, когда подъемные уста-
новки перегружены и их невозможно использовать для спуска за-
кладочного материала, особенно если целесообразно доставлять
его на вентиляционный горизонт. В этом случае можно отка-
заться от подъема закладочного материала по слепым стволам
с откаточного горизонта. Необходимо проверять влияние схемы
и средств транспорта закладочного материала на оборачивае-
мость вагонеток и емкость вагонеточного парка.
2. Механический транспорт
Механический транспорт между горизонтами включает в себя
как спуск, так и подъем материала. В угольных шахтах с поло-
гими пластами преобладает движение груза вверх, так как для
доставки материала вниз широко используются винтовые спу-
ски. При крутом падении в большинстве случаев грузопотоки
в обоих направлениях примерно одинаковы, а именно: спуск угля
и подъем закладочного и других материалов. Аналогичное поло-
жение имеет место на калийных рудниках с крутыми пла-
стами.
Механический межгоризонтный транспорт может осуще-
ствляться как по наклонным выработкам, так и по вертикальным
выработкам (слепым стволам), В германской, нидерландской,
бельгийской и французской угольной промышленности, так же
как в рудной и калийной промышленности, преобладает верти-
кальный подъем. Это объясняется рядом причин. Прежде всего
слепые стволы короче наклонных выработок и их легче поддер-
живать. Кроме того, пропускная способность слепых стволов
значительно больше, за исключением уклонов, оборудованных
ленточными конвейерами. В английской угольной промышленно-
сти, где на большинстве шахт выработки проводят по пологому
пласту, механический транспорт по наклонным выработкам иг-
434
рает большую роль. В японской угольной промышленности ши-
роко применяется механический транспорт по наклонным выра-
боткам, среди которых преобладают полевые выработки.
Транспорт по наклонным выработкам
Транспортирование груза может производиться отдельными
вагонетками или партиями из нескольких вагонеток, которые
приводятся в движение тяговым канатом лебедки.
Наклонные выработки могут быть однопутевыми и двух-
путевыми; второй рельсовый путь служит для перемещения
противовеса или используется в качестве транспортного
пути.
Транспорт ленточными и пластинчатыми конвейерами по на-
клонным выработкам мало чем отличается от такового по гори-
зонтальным выработкам; только мощность привода должна быть
соответственно увеличена. Откатка бесконечным канатом воз-
можна при уклоне до 10°, бесконечной цепью — до 20°.
Транспорт по вертикальным выработкам
Способы подъема. В слепых стволах применяют преимуще-
ственно клетевой, реже скиповой подъемы. В угольных шахтах
скиповой подъем в слепых стволах используют для транспорти-
рования закладочного материала, а также угля из участков, рас-
положенных ниже главного откаточного горизонта. В качестве
подъемных установок служат лебедки, мощность которых в от-
дельных случаях достигает 350 кет и более. Суточная пропуск-
ная способность слепого ствола изменяется в широких пределах.
Производительность одних слепых стволов составляет 100 вагоне-
ток в сутки, а других — более 1000, т. е. последние по пропускной
способности не уступают шахтным стволам с подъемными уста-
новками небольшой мощности.
Подъемные установки небольшой и средней производительно-
сти применяют, как правило, с одним подъемным сосудом и
с противовесом, так как при таких подъемах стволы имеют не-
большое поперечное сечение. Благодаря многочисленным до-
стоинствам в этих условиях охотно используется подъем со шки-
вами трения, который может обслуживать промежуточные при-
емные площадки. Применяют подъемные клети на 1—4 ваго-
нетки, которые заталкиваются в клеть поочередно или попарно.
При попарном заталкивании экономится время на загрузку
клети, но приходится считаться с повышенными расходами на
проходку ствола большего поперечного сечения. Поэтому такой
способ принимают главным образом для стволов небольшой глу-
бины, где паузы между подъемами оказывают существенное
влияние на производительность подъемной установки, а затраты
на проходку ствола имеют меньшее значение.
28*
435
Часто подъем с противовесом заменяет винтовые спуски,
поскольку он пригоден для перевозки людей и транспортирова-
ния закладочного и других материалов.
Высокая производительность обеспечивается при применении
двухклетевого подъема. Если подъемные установки должны об-
служивать промежуточные горизонты, то лебедки со шкивами
двухбарабанными лебедками с переставным
барабаном.
Пример применения лебедки с перестав-
ным барабаном представлен на рис. 335. До-
пустим, что сначала обе клети работали
между рабочим горизонтом и верхним про-
межуточным горизонтом 2; затем необходи-
мо перейти на подъем между рабочим гори-
зонтом и нижним промежуточным горизон-
том 2. Тогда переставной барабан, на кото-
ром подвешена клеть, находящаяся на ра-
бочем горизонте, удерживается специаль-
ным тормозом и отсоединяется от заклинен-
ного барабана; подвешенная на этом бара-
бане клеть с помощью лебедки опускается
на нижний промежуточный горизонт, после
чего переставной барабан снова соединяется
с заклиненным.
Для барабанных лебедок требуется ма-
шинная камера больших размеров. Лебедка,
особенно с широкими барабанами, должна
быть расположена на значительном рас-
стоянии от ствола для обеспечения нормаль-
ной навивки канатов на барабаны. Для
уменьшения объема работ по выемке по-
роды при проходке камеры, ходка к ней и выработок для кана-
тов применяют также лебедки с двумя ведущими шкивами тре-
ния (по предложению Тралльса !), из которых один шкив допу-
скает перестановку. Каждому шкиву трения соответствует одна
клеть с противовесом и хвостовым канатом. Помимо снижения
объема работ по проходке машинной камеры, отмечается эконо-
мия на стоимости лебедки и привода, поскольку такой подъем
уравновешен. В то же время требуются дополнительные затраты
на приобретение направляющих шкивов, хвостового каната и
противовесов с проводниками для них.
Если подъемная установка предназначена главным образом
для доставки закладочного материала, то применяют два подъем-
ных сосуда: скип для закладочного материала и клеть для мате-
риалов, угля и людей. При установке в клети вагонетки с поро-
дой она используется в качестве противовеса для скипа.
1 Trails W. Ein versteckbarer Haspel mit zwei Treibscheiben fiir den
Gruppenbau. Gliickauf, 1952, S. 579.
436
трения заменяют
^2
^2
Рис. 335. Примене-
ние лебедки с пе-
реставным бараба-
ном:
/ — ннжннй горизонт;
2 — промежуточные
горизонты; 3 — к жест-
ко закрепленному ба-
рабану; 4 — к пере-
ставному барабану
Установка подъемных лебедок. Лебедки могут быть установ-
лены над слепым стволом, на верхней приемной площадке или
на нижнем горизонте. Установка над стволом не требует много
места и при этом становится возможным использование для от-
катки всей площади приемных площадок.
Однако необходимо специальное проветривание лебедочной
камеры и, кроме того, при небрежном обращении возникает опас-
ность пожара. Как правило, при одноклетевом подъеме отделе-
ние для противовеса 1 смещено в угол сечения ствола; в этом
случае необходимо расположить лебедку со шкивами трения
под некоторым углом к осям (рис. 336) так, чтобы ветви каната
проходили по оси подъемного отделения 2 и отделения для про-
тивовеса 1.
Рис. 336. Установка лебедки со шкивами трения для одно-
клетевого подъема с противовесом над слепым стволом
Мощные лебедки, как правило, располагают рядом с верх-
ней приемной площадкой. На рис. 337 показана подъемная уста-
новка с двухэтажной клетью и противовесом. От лебедки канат
направляется по выработке к направляющим шкивам, располо-
женным в разных вертикальных плоскостях и не на одной гори-
зонтальной оси. Противовес находится рядом с лестничным отде-
лением 1, поэтому ось лебедки в плане расположена под углом
к оси ствола. Клети двигаются по односторонним рельсовым про-
водникам, которые не прерываются на приемных площадках, чем
упрощается работа подъема с нескольких горизонтов. В пункте 2
над верхней приемной площадкой рельсы сближаются (преду-
смотрено Правилами безопасности). Противовес движется по
деревянным проводникам, утолщающимся в пункте 3. Провод-
ники упираются вверху в упорные брусья 4.
437
При описанном расположении лебедочной камеры увеличи-
вается объем работ по ее проведению и, кроме того, — число
Рис. 337. Установка лебедки одноклетевого подъ-
ема с противовесом рядом с верхней приемной
площадкой
шкивов, огибаемых канатом, в результате чего несколько повы-
шается его износ1. Однако камера лебедки становится легкодо-
ступной, что облегчает монтаж и ремонт лебедки. Для обеспече-
ния хорошего проветривания камеру лебедки с электрическим
приводом всегда располагают рядом с верхней приемной пло-
щадкой.
‘Лебедки малой и средней мощности1 2 со шкивами трения ча-
сто устанавливают непосредственно па рабочем горизонте, шкив
трения располагают в сечении ствола. В этом случае обе ветви
1 Herbst Н. Uber die Anordr.ung von Forderhaspeln fiir Blindschachte.
Gliickauf, 1948, 8. 194.
2 Mannherz O. Fordereinrichtungen fiir Blindschachte. Bergbau, 1940,
S. 121.
438
подъемного каната находятся в стволе. Расположение в плане
шкива трения и направляющих шкивов показано на рис. 338.
Подъемный канат должен быть вдвое длиннее, чем при установке
лебедки на верхней приемной площадке, но поскольку он в каж-
дом пункте огибает только один шкив, срок службы каната уве-
личивается вдвое. К тому же благоприятное влияние на срок
службы оказывает более спокойное движение каната, поскольку
в сбегающем со шкива трения длинном канате не так легко воз-
никают колебания, как в более коротких канатах. В связи с этим
затраты на подъемный канат не только не увеличиваются, но и
уменьшаются. Кроме того, отпадает необходимость в проведении
выработки для KaHaT^a от лебедки к направляющим шкивам.
Фундамент лебедки можно сделать
менее массивным. Если потребуется
в дальнейшем проходка снизу вверх,
го достаточно переставить направляю-
щие шкивы.
Недостатком описанного располо-
жения лебедки является более слож-
ный уход за канатом и большая его
вытяжка, что вызывает необходимость
в установке специальных устройств для
заталкивания вагонеток в клеть. Слож-
Рис. 338. Размещение шкива
трения 1 и направляющих
шкивов 2 и 3 по Бергхофу
нее также первая навеска каната.
Однако в целом достоинства, особенно в отношении безопасности
труда, превалируют над недостатками. Такой способ
расположения возможен при лебедках небольших раз-
меров.
Раньше часто применялось дистанционное управление лебед-
ками с приемной площадки посредством троса или цепи с про-
тивовесом. При этом способе управления не нужен машинист ле-
бедки. В настоящее время дистанционное управление людских
подъемов запрещено из соображений безопасности и рекомен-
дуется постоянный надзор за лебедкой ввиду возможных аварий
тормоза и опасности возникновения пожара.
Привод подъемных лебедок1. Применяют пневматические и
электрические лебедки. Все они снабжены зубчатыми переда-
чами.
Пневматические лебедки получили в угольной промышленно-
сти наибольшее распространение вследствие преимуществ в отно-
шении проветривания в шахтах, опасных по метану. Они рабо-
тают с поршневыми или шестеренчатыми двигателями; ротаци-
1 Hoffmann С. Lehrbuch der Bergwerksmaschinen, 4 Aufl. Berlin
(Gottingen), Heidelberg. Springer, 1950; Anthes H. Wirtschaftlicher und
betrieblicher Vergleich elektrisch und durch Druckluft angetriebener Blind-
schachthaspel. Gliickauf, 1948, S. 89; Grosskrau m bach T. Zur Wirt-
schaftlichkeit elektrisch und durch Druckluft angetriebener Grubenhaspel.
Gliickauf, 1948, S. 403.
439
онные двигатели почти не нашли применения из-за высокого
износа. Для малых и средних мощностей (до 150 л. с.) макси-
мальное распространение получил двухцилиндровый поршневой
двигатель со смещенными на 90° кривошипами и кулисным зо-
лотниковым устройством для реверсирования.
Расход воздуха таким двигателем значителен — 60-^70 м3
на 1 л. с./час; пусковой момент по величине непостоянен. Преи-
мущества этого двигателя — большой срок службы и высокая
эксплуатационная надежность даже при плохом уходе.
Для маломощных лебедок мощностью до 80 л. с_ часто приме-
няют шестеренчатые пневмодвигатели с прямыми или косыми
Рис. 339. Лебедка с шестеренчатым двигателем:
/ — реверс; 2 — педаль; 3 — рычаг для перестановки веду-
щей шестерни редуктора
зубьями. Двигатели с шевронными зубьями распространения не
нашли, так как они непригодны для непосредственного реверси-
рования. Потребление воздуха новым шестеренчатым двигате-
лем составляет 40—50 м3 на 1 л. с./час. При изношенных зубьях
расход воздуха часто становится таким же, как у поршневых
пневмодвигателей. Двигатели с большим числом оборотов — от
1000 до 2000 в минуту — нуждаются в хорошем уходе. По числу
оборотов, пусковому моменту и габаритам они соответствуют
электродвигателям. На рис. 339 показана лебедка с шестерен-
чатым двигателем.
При больших мощностях, чем приведенные выше для поршне-
вых пневмодвигателей, применяют исключительно асинхронные
электродвигатели с контактными кольцами и регулируемыми со-
противлениями в цепи тока ротора. Напряжение обычно прини-
мают равным 5000 в. Первоначальная стоимость во много раз
превышает стоимость пневматического привода, но она быстро
окупается значительно меньшими эксплуатационными расходами
и меньшей стоимостью электроэнергии. Это достоинство, к кото-
рому следует добавить также наличие большого и постоянного по
440
величине пускового момента и высокую эксплуатационную на-
дежность, привело к распространению электрического привода
при небольших мощностях, причем при мощности до 70 ква при-
меняют электродвигатели с короткозамкнутым ротором; напря-
жение принимают равным 500 в.
Асинхронный электродвигатель экономично работает только
при определенном числе оборотов. Поэтому при спуске и подъ-
еме людей и материалов принимают одинаковую скорость,
обычно равную 4 м/сек. При регулировании скорости в сопро-
тивлениях высвобождается значительное количество тепла, по-
этому сопротивления размещают вне лебедочной камеры. В по-
следнее время проводят опыты по улучшению методов регулиро-
вания скорости: электродвигатель работает с постоянным числом
оборотов, а регулирование производится за счет зубчатых пере-
дач. Однако последние становятся громоздкими и, кроме того,
выделение тепла в процессе регулирования происходит непосред-
ственно в лебедочной камере. Мешает также постоянный и
сильный шум. По эксплуатационной надежности этот метод ре-
гулирования уступает электрическому.
Органы навивки канатов. Применяют барабаны или шкивы
трения, а при углубке ствола — бобины.
Основным недостатком барабанных лебедок для слепых ство-
лов является их громоздкость. Для правильной навивки канатов
на барабаны угол девиации струны каната на крайнем внешнем
витке не должен превышать 1°30'. Поэтому, чем шире барабаны,
тем больше лебедка должна быть удалена от ствола. При этом
увеличивается длина ходка в лебедочную камеру и выработки
для каната; размеры лебедочных камер больше по сравнению
с камерами лебедок со шкивами трения. Если уменьшать габа-
риты лебедки за счет применения узких барабанов, то необхо-
дима многослойная навивка каната на барабаны. В конце ряда
канат защемляется между последним витком и ребордой бара-
бана и быстро выходит из строя. Поэтому, как правило, барабан-
ные лебедки применяют только на двухклетевых подъемах, когда
можно использовать перестановку барабанов для обслуживания
нескольких приемных площадок.
Лебедка со шкивом трения компактна, дешева и допускает
любой способ расположения ее относительно ствола. Часто под
действием горного давления происходит сближение проводников
в слепых стволах, которое может вызвать заклинивание клети.
В этих случаях за счет проскальзывания подъемного каната по
шкиву трения сильно уменьшаются динамические напряжения
в канате. Однако именно в слепых стволах особенно сильно про-
является опасность скольжения каната по шкиву трения.
В связи с небольшой глубиной стволов вес порожней клети
невелик и разница в нагрузке на струны каната значительна
Поэтому к ведущим шкивам подъемных установок слепых ство-
лов предъявляются более высокие требования в отношении вели-
441
•чины развиваемой ими силы трения, чем к шкивам подъемных
установок шахтных стволов. Необходимо добавить, что уста-
новка со шкивом трения, обслуживающая несколько приемных
площадок, может работать только с одним подъемным сосудом
и противовесом. Основными причинами преимущественного рас-
пространения лебедок со шкивами трения на подъеме по слепым
стволам следует считать небольшую первоначальную стоимость,
малые расходы на монтаж и хорошую маневренность
Испытывались различные способы увеличения силы трения на
ведущем шкиве. При этом было установлено, что можно с успе-
хом использовать обычный шкив Кепе при смазке каната клей-
кими смазочными веществами или при покрытии его лаком Кепе.
Применяют также футеровку из материалов с высоким коэффи-
циентом трения. Согласно предписаниям Горного надзора, фу-
теровка должна быть огнестойкой; поэтому наибольшее распро-
странение, по предложению Клейна1 2, получила футеровка из
алюминия и его сплавов. В последнее время начинают применять
также пластические материалы (полихлорвинил, каутекс и т. п.),
характеризующиеся высоким коэффициентом трения и хорошей
износоустойчивостью. Известные до сего времени пластические
материалы уже при умеренных температурах размягчаются и бы-
стро изнашиваются; поэтому они пригодны только в тех случаях,
когда нельзя ожидать значительного нагревания от тормозного
шкива. При интенсивной работе на тормозном режиме необхо-
димо обеспечить надежную теплоизоляцию между тормозным
шкивом и шкивом трения. Размягчение материала футеровки уже
при невысокой температуре обеспечивает безопасность в отноше-
нии пожара, и, по-видимому, можно увеличить критические тем-
пературы.
Навеска подъемных канатов в слепых стволах3. При примене-
нии барабанной лебедки клеть, стоящую на верхней приемной
площадке, опускают на брусья, перекрывающие ствол. Старый
канат отсоединяется от прицепного устройства и при включении
лебедки сматывается с барабана. При этом вторая клеть под-
нимается вверх. Когда она окажется па верхней приемной пло-
щадке, канат отцепляют от барабана и оставшиеся на барабане
запасные витки снимают вручную. Затем конец нового каната
крепится на барабане; канат пропускается внутрь барабана че-
рез имеющееся в нем отверстие, навивается на вал барабана и
крепится четырьмя зажимами либо к спице барабана, либо к спе-
циальному приспособлению. Далее канат наматывается лебед-
кой, причем вторая клеть опускается вниз. Когда она достигнет
нижней приемной площадки, то на барабан путем проворачива-
1 D й w с 11 К. Bremsen an Forderhaspeln und Fordermaschinen. Gliick-
auf. 1949, S. 585.
2 Klein L. Treibschcibcn mit erhohter Reibkraft. Gliickauf, 1937, S. 913.
3 A 11 p e t e r H. Der Einbau von Forder- und Unterseilen in Schacht-
fbrderanlagen. Essen; Girardet, 1948.
442
Рис. 340. Навеска каната на
подъемную лебедку со шки-
вами трения
ния его вручную наматываются запасные витки. Затем коуш про-
тягивается через направляющий шкив, для чего, в случае необ-
ходимости, применяют вспомогательный канат, и производится
сборка и прикрепление к клети прицепного устройства. Таким
же образом поступают со вторым барабаном и путем соответ-
ствующей перестановки барабанов регулируется взаимное распо-
ложение клетей.
При применении лебедки со шкивом трения смену каната
можно производить как с верхней, так и с нижней приемной пло-
щадки. Самый простой способ навески
каната — при помощи локомотива.
Обе клети или клеть и противовес под-
хватываются на приемных площадках
брусьями, перекрывающими, ствол, или
подвешиваются на цепях к крепи
ствола. Если навеска каната произво-
дится с верхней приемной площадки,
то прежде всего конец нового каната
(рис. 340) крепится на локомотиве L.
Для крепления требуется не менее че-
тырех зажимов; они должны выдер-
жать вес висящего в стволе каната.
Канат при помощи локомотива растя-
гивается по выработке; второй его ко-
нец посредством четырех зажимов
прикрепляют к старому канату выше
прицепного устройства над верхней
клетью. Старый канат опускается
в ствол с помощью лебедки Н и локо-
мотива L и на нижней приемной пло-
щадке навивается на катушку Т. Когда
конец старого каната приблизится
к катушке, новый канат закрепляют на
верхней приемной площадке в том от-
делении ствола, где в данный момент
и на шкиве трения. Канат отсоединяют от локомотива и произ-
водят сборку прицепных устройств на клетях. После освобожде-
ния каната на верхней приемной площадке его немного подтяги-
вают с помощью лебедки. На рис. 340 показана лебедка, распо-
ложенная над стволом. Способ смены каната не изменяется при
расположении лебедки сбоку от ствола, только в этом случае
канаты проходят еще через направляющие шкивы.
Если навеску нового каната производят с нижней прием-
ной площадки, то после того как клети будут установлены на
брусья, к концу старого каната над клетью, находящейся на
верхней приемной площадке, прикрепляют вспомогательный ка-
нат, второй конец которого укреплен на локомотиве. Новый ка-
нат крепят к старому над клетью, стоящей на нижней приемной
находится нижняя клеть,
443
площадке. Старый канат высвобождается из прицепных уст-
ройств, к нему прикрепляют новый канат, который посредством
лебедки и локомотива протягивается вверх по стволу и пропу-
скается через шкив трения. Затем старый канат отсоединяют от
нового.
Если для смены канатов невозможно использовать локомо-
тивы, то применяют мощную ручную лебедку, с которой разматы-
вается новый канат или на которую навивается старый. Особое
внимание надо уделять надежному закреплению лебедки, в слу-
чае необходимости — даже с распором в кровлю.
Учет искривления ствола. Необходимо учитывать возмож-
ность искривления ствола под влиянием горного давления. Даже
при, благоприятных условиях форма
и размеры крепи должны быть та-
кими, чтобы в случае сжатия ство-
ла было, обеспечено необходимое
расстояние между проводниками.
Для этого между проводниками и
расстрелами применяют прокладки.
При сжатии ствола эти прокладки
можно вынуть. Чтобы выправить по-
ложение проводников при деформа-
циях крепи ствола, можно приме-
нить крепление проводников к рас-
стрелу, показанное на рис. 341. Про-
водник крепится с помощью метал-
Рпс. 341. Соединение проводин- лического угольника и болтов.
ка с расстрелом „ J ,
Если необходимо изменить рас-
стояние между проводниками,
угольник с проводником могут быть передвинуты в направлении,
перпендикулярном расстрелу. Этот способ крепления позволяет
также передвигать проводник вдоль расстрела.
Оборудование приемных площадок. По сравнению с прием-
ными площадками шахтных стволов длина рельсовых путей на
верхних приемных площадках слепых стволов значительно
меньше, так как откатка по участковым путям производится
короткими поездами; кроме того, сложные транспортные устрой-
ства не оправдывают себя из-за небольшого срока службы сле-
пых стволов. Однако все возрастающие требования к росту про-
изводительности вызывают необходимость в соответствующих
устройствах и оборудовании приемных площадок слепых ство-
лов. Сюда относятся: схема откатки, обеспечивающая хороший
обзор рельсовых путей, наличие лебедок, качающихся площа-
док, толкателей и автоматических стопоров при клетевом подъ-
еме или погрузочно-разгрузочных устройств при скиповом подъ-
еме.
На рис. 342 показаны две схемы откатки на приемных площад-
ках слепых стволов. Схему на рис. 342, а для клетевого подъема
444
средней производительности применяют обычно в шахтах с кру-
тыми пластами. Прибывающий от шахтного ствола поезд с по-
рожними вагонетками и с вагонетками с закладочным материа-
лом движется по рельсовому пути /, заходит за стрелки 1 и за-
тем, двигаясь в обратном направлении, вновь проходит через
стрелки 1 и поступает на путь III, где вагонетки подтягиваются
лебедкой 2. Затем они направляются по самокатному участку
к толкателям 3. Выгружаемые из клети вагонетки с углем попа-
дают на подвагонную цепь 4 и проталкиваются на путь //.
а
Рис. 342. Околоствольные дворы слепых стволов
На рис. 342, б показана схема откатки угля и закладочного
материала, обеспечивающая высокую пропускную способность
приемной площадки. Эта схема применяется при пологом зале-
гании пластов. Для доставки закладочного материала служит
односкиповой подъем с противовесом; в соседнем отделении
ствола уголь доставляется вниз по винтовому спуску. Посту-
пающие на путь I вагонетки с закладочным материалом разгру-
жаются в опрокидывателе 5, под которым расположен приемный
бункер скипового подъема. После разгрузки вагонетки вместе
с порожними вагонетками, поступающими по пути II от шахт-
ного ствола, проходят через стрелки 6 на путь IV. Здесь при по-
мощи подвагонной цепи они проталкиваются через слепой ствол
под винтовым спуском и загружаются углем посредством ка-
чающегося питателя 7. На путь III можно доставлять вагонетки
с крепежным лесом, рабочими инструментами, деталями машин,
445
Рис. 343,
Пневматиче-
ский гудок:
/ — впуск воз-
духа; 2 — выход
воздуха
для перевозки которых скип оборудован специальным дни-
щем.
Сигнализация. Необходима тщательно отработанная система
сигнализации при подъеме по слепым стволам с несколькими
промежуточными приемными площадками, которая должна
устранять несчастные случаи, возникающие из-за несвоевремен-
ного включения подъемной лебедки.
Наиболее распространенное устройство для по-
дачи сигналов представляет собой простой сигналь-
ный молоток, который натягивается проволокой или
проволочным тросиком и ударяет по металлическо-
му листу. Кроме молотка, который применяется
при грузо-людском подъеме, требуется второй мо-
лоток для подачи сигналов в противоположном на-
правлении. Зачастую применяется специальный мо-
лоток, доступный только для проходчиков (при, уг-
лубке ствола). Тяговый тросик этого молотка иа
приемных площадках пропущен через трубу. Меха-
ническая сигнализация часто заменяется звуко-
вой— при помощи пневматического гудка, более
удобного в эксплуатации (рис. 343). Верхняя часть
гудка, состоящая из трубы с отверстием для впуска
воздуха, связана с пружиной; посредством системы
тяг и троса она оттягивается вниз, при этом в ней
открывается клапан, пропускающий струю воздуха
через отверстие в трубе.
В крупных слепых стволах все чаще применяет-
ся такая же электрическая сигнализация, как и
в шахтных стволах. Наряду с надежностью достоин-
ство ее состоит и в том, что можно своевременно
отключать приемные площадки, с которых не дол-
жны подавать сигналы, и неправильная подача их
исключается.
Кроме сигнальных устройств стволовые прием-
ных площадок должны быть связаны со стволовым
главной приемной площадки или, с машинистом ле-
бедки посредством переговорной трубы или теле-
фона.
Подъем людей по слепым стволам. На случай переподъема
в стволе под нижним и над верхним положением подъемной
клети должны быть предусмотрены свободные участки высо-
той 2 м. На этих участках проводники либо утолщают, либо
сближают с целью торможения клети. Переподъем вверху огра-
ничивается упорными брусьями. На лебедке должен быть уста-
новлен надежный указатель глубины с сигнальным звонком и ав-
томатически действующий колодочный тормоз (непосредственно
на шкиве трения или на барабане). Тормоз должен быть рас-
считан не менее чем на двукратную разность концевых нагрузок
446
при подъеме-спуске людей. Пневматические лебедки следует обо-
рудовать автоматически закрывающимися клапанами. Если дав-
ление сжатого воздуха упадет ниже предельно допустимого, то
тормоз должен автоматически остановить лебедку. Лебедки
с электрическим приводом автоматически останавливаются при
превышении скорости подъема при помощи центробежного ре-
гулятора, а при падении напряжения в электросети — при по-
мощи тормоза. Дистанционное управление лебедками с приемной
площадки запрещено. Направляющие шкивы должны иметь диа-
метр не менее 40-кратного диаметра каната.
При выборе диаметра подъемных канатов и прицепного
устройства должны быть соблюдены правила, утвержденные для
шахтных подъемов. Торцовые стороны клети должны иметь
барьер на уровне груди человека или закрываться дверями. Не-
обходимо предусматривать устройства для звуковой сигнализа-
ции и переговорную трубу или телефон. Если ствол обслуживает
несколько приемных площадок, то при электрической стволовой
сигнализации требуется блокировка горизонтов, устраняющая од.
повременную подачу сигналов с различных приемных площадок.
Осмотр сигнальных устройств должен производиться ежедневно.
Подъемные и хвостовые канаты должны подвергаться тщатель-
ному осмотру один раз в три недели. Разрешается одновремен-
ный подъем и спуск не более 10 чел. и со скоростью не более
2 м!сек. В двухэтажных клетях можно использовать для пере-
возки людей только верхний этаж.
Слепые стволы, в которых скорость подъема людей превы-
шает 2 м1сек или одновременно поднимается и опускается свыше
10 чел., или оба этажа клети используются для подъема людей,
или, наконец, производится спуск локомотива вместе с его ма-
шинистом, относятся в Дортмундском горном округе к главным
слепым стволам. Для них разработаны специальные правила
эксплуатации. Например, высота переподъема принимается рав-
ной 3 м, вместо 2 м. Лебедка должна иметь указатель скорости,
на тормозе необходим регулятор давления и, кроме того, тормоз
должен быть рассчитан на трехкратную разность концевых на-
грузок на ветви каната при подъеме людей. Шахтные парашюты
и регуляторы хода не требуются.
Производительность и стоимость подъема при применении ле-
бедок. Следует различать расчетную производительность лебедки
и производительность подъемной установки в целом. В табл. 9
приводятся данные о мощности подъемных лебедок и их теоре-
тически возможной (расчетной) часовой производительности при
работе в одном направлении. Если движение осуществляется
в двух направлениях (например, закладочный материал подни-
мается вверх, а уголь спускается вниз), то производительность
соответственно возрастает. В основу расчета положено: отноше-
ние мертвого веса к полезной нагрузке 1,5 при клетевом и 1,0
при скиповом подъеме; высота подъема 100 м.
447
Таблица 9
Длительная’мошность на канате, л. с.
Показатели
30
60
80
120
Максимальная
скорость дви-
жения каната,
м/сек...........
Тяговая сила на
лебедке, кг . .
Возможная по-
лезная нагруз-
ка !;
подъем с про-
тивовесом, кг
подъем с дву-
мя сосуда-
ми, кг . . .
Число вагонеток,
шт.:
подъем с про-
тивовесом .
подъем с дву-
мя сосудами
Паузы, сек.: -м*.
подъем с про-
тивовесом .
подъем с дву-
мя сосудами
Возможная произ-
водительность
при работе
подъема в од-
ном направле-3
иин т/час:
подъем с про-
тивовесом
подъем с дву-
мя сосудами
1,5
2.5
3,0
2,0
3,0
4.0
2.0
3,0
4,0
2,5
4,0
5,0
1500
900
750
2250
1500
1125
3000*
2000
1500
3600*
3000
1800
1460
870
730
2180
1460
1090
3160*
1940
1460
3800*
2920*
1750
1010
610
510
1520
1010
740
2140
1350
1010
2570
2030
1220
12
10
10
10
10
10
35-30
35-45
12
12
12
10
10
10
45-60
60-80
12
10
55—90
12
12
12
12
75—130
12
12
85-130
105-180
2
1
1
1
1
1
2
2
2
1
1
2
2
7
5
2
1
8
6
2
2
2
* Скиповой подъем для закладочного материала.
1 Трение в стволе принято равным 10%.
2 Зависит от ускорения и перегрузочной способности двигателя.
При расчете пауз за основу принят подъем с двумя вагонет-
ками, установленными на одном этаже клети; если обе вагонетки
расположены на разных этажах, то паузу можно принять рав-
ной 18 сек. При одинаковой мощности лебедок производитель-
ность подъема выше при более высоких полезных нагрузках и
меньших скоростях движения и производительность подъема
с одним сосудом и противовесом больше половины производи-
тельности подъема с двумя сосудами, так как уравновешивание
448
посредством противовеса дает возможность увеличить полезную
нагрузку.
Сменная производительность зависит от степени использова-
ния рабочего времени подъемной установки. Часто чистое время
работы подъема равно всего 2—3 часам в смену.
Расходы па подъем по слепому стволу составляют в Руре
в среднем 0,75 марок!т, причем учитывается суммарная произ-
водительность подъема по углю, закладочным и другим материа-
лам.
В отдельных случаях наблюдаются существенные отклонения
от среднего значения в зависимости ог использования подъемной
установки, способа подъема (с противовесом, с двумя подъем-
ными сосудами; клетевой или скиповой), глубины и механиче-
ского оснащения установки.
Рис. 344. Решетчатые раздвижные двери
Рис. 345. Откидные двери
Стволовые двери на приемных площадках. Со стороны за-
грузки слепых стволов и бремсбергов с уклоном более 30° чаще
всего устанавливают раздвижные двери (рис. 344).
Двери открываются вручную, а на более крупных установках
при помощи сжатого воздуха или гидравлическим способом.
Как правило, сторона ствола, на которую происходит вы-
грузка клети, закрывается откидными дверями (рис. 345).
Для повышения безопасности можно применять двери, кото-
рые автоматически открываются, когда клеть приближается
к площадке, и закрываются, когда она покидает ее. При прибли-
жении к верхней приемной площадке клеть подхватывает дверь
за выступ в нижней ее части и'поднимает ее вверх. Дверь закры-
вается под действием собственного веса. На нижней приемной
площадке дверь подвешивается на канате, перекинутом через
блок (рис. 346).
Если стволовые двери приводятся в действие сжатым возду-
хом, то клеть должна только включать клапан управления по-
средством рельсовой направляющей. Этим устраняются толчки,
возникающие при непосредственном открывании дверей.
Автоматические шахтные двери такого типа пригодны только
для конечных приемных площадок. Однако при пневматическом
29 Горное дело 44g
управлении можно применять указанные двери и на промежуточ-
ных площадках при условии перекрытия доступа воздуха в пе-
Рис. 346. Автома-
тические решетча-
тые двери на ниж-
ней приемной пло-
щадке
риод нахождения клети в стволе.
Для этой цели используют запорные кла-
паны с нажимными, рычагами, которые пропу-
скают воздух в приводной механизм двери
только в тот момент, когда нажимной рычаг
упирается в клеть, находящуюся на приемной
площадке.
После ухода клети с приемной площадки
поступление сжатого воздуха в приводной ме-
ханизм прекращается и затвор не может быть
открыт.
Предохранительные стопоры обязательны
в вертикальных стволах и в выработках с уг-
лом наклона более 30°. Очень широко распро-
странен простой и надежный стопор конструк-
ции Моль (рис. 347, а).
Стопор 1, вращающийся на оси 2, всегда
находится в закрытом положении. Отрезок по-
лосы, к которому подвешен стопор, поворачи-
вается вокруг оси <?. По прибытии клети на приемную пло-
щадку стволовой может поднять стопор (положение ///) и затем
Рис. 347. Стопор конструкции Моль
Q
положить его на пол клети (положение /). Стопор может автома-
тически подниматься в положение II (допускает как спуск, так и
подъем) и автоматически закрываться, когда клеть покидает
приемную плошадку.
На рис. 347, б показан стопор, нижний конец которого скошен
450
в сторону стенки ствола. Этот стопор открывается прибывающей
снизу клетью.
На рис. 348 показаны двойные стопоры, служащие одновре-
менно качающейся площадкой.
Ловители для вагонеток в наклонных
выработках
Простейшее из этих устройств, которое, однако, пригодно
только при движении вагонеток вверх, представляет собой воло-
чащуюся вилку, подвешен-
ную сзади на вагонетке. При
разрыве каната вилка упи-
рается в ближайшую шпалу.
Применяют и. двойной лови-
тель— крюк, который под-
вешивается па передней
стенке вагонетки и поддер-
живается звеном цепи, вклю-
ченным между тяговым ка-
натом и вагонеткой. При
разрыве каната крюк опу-
скается и обхватывает шпа-
лу. Такой ловитель пригоден
также для вагонеток, дви-
жущихся вниз.
Недостатком указанных
ловителей является необхо-
димость устанавливать их
перед каждым рейсом.
Более совершенны лови-
тели, которые установлены
на определенном расстоянии
друг от друга вдоль рельсо-
вого пути. Они должны бес-
препятственно пропускать Рис. 348. Двойной стопор
вагонетки, движущиеся
в обоих направлениях с обычной скоростью, и задерживать ва-
гонетки, катящиеся вниз с большой скоростью. Такой ловитель
показан на рис. 349. К шейке ловительного рельса, укрепленного
на шпалах между ходовыми рельсами, прижата тормозная ко-
лодка, на оси которой установлен рычаг 1 и захват 2. На ры-
чаге 1 имеется противовес с кольцевым вырезом, так что рычаг
удерживается в положении, перпендикулярном рельсу. Движу-
щаяся вверх вагонетка своей осью слегка сдвигает рычаг в сто-
рону, при этом он благодаря вырезу не поворачивает упор 3,
установленный на захвате. Спускающаяся с нормальной скоро-
стью вагонетка также не оказывает воздействия на захват. В про-
тивоположность этому ось вагонетки, катящейся с большей ско-
:э*
451
ростью вниз, наносит столь сильный удар по рычагу 1, что он
посредством упора поднимает вверх захват, который падает на
вторую ось вагонетки. Тормозная колодка начинает скользить
по ловительному рельсу и останавливает вагонетку.
Рис. 349. Ловитель для наклонных выработок
3. Околоствольные дворы и приемные площадки
на поверхности
Правильно выбранные форма и оснащение околоствольного
двора имеют большое значение для полного использования про-
изводительности подъемной установки, поскольку именно около-
ствольный двор должен сглаживать неравномерность работы
транспорта по штрекам и стволу. Для этого околоствольный двор
должен иметь соответствующую емкость, значение которой тем
больше, чем важнее использовать пропускную способность подъ-
емного ствола, особенно когда подъем является узким местом
всей транспортной системы.
Общие положения при выборе схемы околоствольного двора.
Схема околоствольного двора определяется положением ствола,
его поперечным сечением, числом, расположением и направле-
нием главных откаточных выработок, примыкающих к стволу,
а также тем, прибывает ли уголь к стволу с одной или с двух
сторон. Главная откаточная выработка может находиться непо-
средственно у ствола или на некотором расстоянии от него ’.
Выработки околоствольного двора должны быть расположены
таким образом, чтобы были обеспечены наилучшие условия их
поддержания. При пологом залегании расположение околост-
вольного двора имеет меньшее значение, чем при наклонном или
крутом. Опыт показывает, что при расположении выработок око-
лоствольного двора вкрест простирания уменьшаются расходы
1 Reusch J. Untersuchungen uber die Ausgestaltung der FiillSrter im
Ruhrbergbau. Dissertation. Clausthal, 1937.
452
па их поддержание по сравнению с расположением по простира-
нию, если только в последнем случае не удастся пройти выра-
ботки по особо крепким породам. Как правило, околоствольный
двор не должен выходить за пределы предохранительного целика
у ствола шахты.
Существенное влияние на схему околоствольного двора ока-
зывает способ подъема. Длина и расположение выработок око-
лоствольного двора и механическое оборудование зависят от
того, принят ли клетевой или скиповой подъем. Характерной осо-
бенностью околоствольного двора при скиповом подъеме яв-
ляется отсутствие рельсовых путей для породы или материалов
иа порожняковой ветви двора. При транспортировании по глав-
ным штрекам ленточными конвейерами и по стволу в скипах
околоствольный двор состоит только из одной выработки. При
применении большегрузных вагонеток имеется возможность
уменьшить длину выработок околоствольного двора.
Ориентировка осей грузовой и порожняковой ветвей около-
ствольного двора в ряде случаев зависит от ориентировки верх-
ней приемной площадки, т. е. определяется расположением зда-
ний и сооружений на поверхности. Часто заталкивание вагоне-
ток в подъемную клеть в околоствольном дворе производится
с одной стороны, а на верхней приемной площадке — с проти-
воположной; однако при применении современных стопорных
устройств это не имеет значения. Необходимо принимать во вни-
мание в первую очередь направление движения угля в шахте.
Количество грузов, проходящих через околоствольный двор, так-
же играет роль при выборе схемы околоствольного двора и его
емкости. В большинстве случаев исходят из пропускной способ-
ности подъема, которая, таким образом, определяет максималь-
ную пропускную способность околоствольного двора. Только если
заранее известно, что производительность подъемной установки
будет использована не полностью, можно принять соответственно
меньшую пропускную способность околоствольного двора.
На размеры поперечного сечения выработок околоствольного
двора оказывает влияние количество воздуха, поступающего из
ствола в околоствольный двор, в котором скорость движения воз-
душных струй не должна превышать 8 м^сек.
Камеры и другие выработки околоствольных дворов. При про-
ектировании околоствольного двора следует определить место-
положение машинных камер, которые желательно располагать
вблизи подъемного ствола, а также других выработок.
Насосные камеры целесообразно размещать как можно
ближе к стволам для упрощения вывода нагнетательных трубо-
проводов из этих камер в стволы. Однако для устранения про-
сачивания воды из водосборников в стволы необходимо отсту-
пать от них на достаточное расстояние.
Мастерские и склады материалов и оборудования целесооб-
разно располагать рядом и притом вблизи ствола, по которому
453
доставляются эти материалы и оборудование; в то же время они
должны быть легкодоступны от ствола с людским подъемом и
соединены рельсовым путем с околоствольным двором.
Локомотивный гараж должен располагаться недалеко от
мастерских и соединяться рельсовым путем с порожняковой
ветвью околоствольного двора. Телефонная связь нужна для хо-
рошего контроля за состоянием транспорта в околостволыюм
дворе. Дробилку для породы можно установить как на грузовой,
так и, на порожняковой ветви околоствольного двора.
Околоствольные дворы при клетевом подъеме
Обзор грузовых путей улучшается, если они по всей длине
прямолинейны. Однако может оказаться целесообразным исполь-
зовать для размещения груженых вагонеток и закругления; при
этом уменьшается длина выработок, относящихся непосредст-
венно к околостволыюму двору. При поступлении угля в около-
ствольный двор с двух крыльев можно иметь в грузовой ветви
отдельные рельсовые пути для каждого крыла. В этом случае
длина каждого из этих путей меньше, чем одного общего для
обоих крыльев. Недалеко от подвагонных цепей оба грузовых
пути соединяются.
Для улучшения обзора путей также желательно иметь прямо-
линейные порожняковые ветви. Если уголь поступает к стволу
с двух крыльев, не рекомендуется иметь отдельные порожняко-
вые ветви для каждого крыла, поскольку при этом сложнее
формировать поезда.
Движение в околоствольных дворах. Движение должно по
возможности производиться в одну сторону. Однако не всегда
удается полностью устранить встречное движение в пределах
околоствольного двора, особенно в рудной промышленности, если
отсутствуют обгонные пути и все движение сосредоточено в од-
ной выработке околоствольного двора. При этих условиях за-
трудняется наблюдение за транспортом в околостволыюм дворе
и возрастает опасность аварий. По возможности следует избе-
гать пересечения грузопотоков, поскольку это приводит к тор-
можению поездов, их простоям и повторному разгону. Если
нельзя избежать пересечения путей, то рекомендуется приме-
нять сигнализацию и централизованное управление стрелочными
переводами, установленными на въезде в околоствольный
двор.
Для лучшего использования магистральных локомотивов до-
пускается только самое непродолжительное пребывание их в пре-
делах околоствольного двора. Необходимо также обеспечить бы-
стрый прием груженых поездов, минимальные потери времени
на переход локомотива с грузовой ветви двора на порожняковую
и немедленную прицепку к порожняковому поезду, который к мо-
менту прибытия локомотива должен быть сцеплен. Прием груже-
454
ных поездов можно ускорить применением маневрового локомо-
тива.
Подача груженых поездов на грузовую ветвь может произво-
диться затягиванием их и заталкиванием. Решающее значение
при выборе способа имеет расположение выработок, соединяю-
щих околоствольпый двор с выработками шахты. Это видно из
следующих примеров. При поступлении поезда по прямому пути
Рис. 350. Основные схемы подачи поездов в околоствольпый двор:
/ — ствол; 2 — грултая ветвь; 3 - - ное ;з; 4 — локомотив
или по кривой, как показано па рис. 350, а, локомотив находится
в голове поезда, т. е. затягивает его в грузовую ветвь, а при
заезде через тупик — в хвосте (рис. 350, б), т. е. заталкивает
поезд.
{'ис. 351. Схемы затягивания гру-
женых поездов:
1 — ствол; 2 - - подвагонная цепь
Рис. 352. Схемы заталкивания гру-
женых поездов:
/ — ствол; 2 — г.одeai онная цепь
о
Основные схемы движения при затягивании поездов на гру-
зовую ветвь показаны на рис. 351. При схеме рис. 351, а локо-
мотив протягивает поезд над подвагонной цепью и переходит по
стрелочному съезду на обгонный путь. Достоинство этой схемы,
которую можно считать технически наиболее совершенной, за-
ключается в том, что прибывший поезд не требуется прицеплять
к поезду, стоящему впереди. При небольших грузопотоках можно
вместо подвагонной цепи применить лебедку. Недостатком схемы
является необходимость в устройстве обгонного пути для локо-
мотива. При схеме рис. 351, б локомотив движется но обгонному
пути и посредством цепи затягивает поезд на приемный путь.
Эта схема очень часто применяется, так как при пей не нужна
подвагонная цепь. С эксплуатационной точки зрения и в отноше-
нии безопасности такую схему нельзя считать безукоризненной
455
(вследствие наличия свободного соединения между локомоти-
вом и поездом).
При заталкивании груженых поездов возможны схемы, пока-
занные на рис. 352. Более распространена схема, приведенная
на рис. 352, а, так как при ней не требуется обгонного пути для
локомотива. Согласно схеме на рис. 352, б, локомотив отцеп-
ляется от поезда перед приемным путем, переходит ио обгонному
пути в хвост поезда и заталкивает его на приемный путь. Эта
схема значительно сложнее.
Для вывоза поезда с порожняком имеется только одна
схема—локомотив ставится в голове состава, прицепляется
к нему и вытягивает его с порожняковой ветви двора (рис. 353).
Схемы околоствольных дворов. В табл. 10 приведены свод-
ные данные об основных схемах околоствольных дворов для
_ случая, когда подъем произво-
0 - —।________— дится но одному подъемному
стволу, а уголь поступает в око-
Рис. 353. Вывоз составов порож- лоствольный двор С одного или
ияка с двух крыльев шахты. В основу
классификации положены сле-
дующие признаки: расположение
главной откаточной выработки относительно ствола, число
крыльев шахты, из которых поступает уголь, и направление за-
талкивания вагонеток в клеть.
Если ствол расположен на главной откаточной выработке и
заталкивание вагонеток производится в направлении оси этой
выработки, то при поступлении угля с одного крыла и малой
производительности подъема рекомендуются схемы 1—3. Для
большей производительности следует выбирать схемы 4—6. При
поступлении угля с двух крыльев шахты и небольшой производи-
тельности можно принимать схему 9. Если же количество угля,
поступающего с одного крыла, невелико, а с другого — намного
больше, то следует предпочесть схемы 13 и 14. При подаче боль-
ших количеств угля с обоих крыльев применяют схемы 10, 11
и 12. Из них две первые наиболее совершенны, но требуются
большие затраты на проведение выработок околоствольного'
двора. Эти затраты при схеме 12 несколько меньше; кроме того,
схема 12 более гибка с точки зрения транспорта.
Если заталкивание вагонеток в клеть осуществляется в на-
правлении, перпендикулярном главной откаточной выработке,
то при односторонней подаче угля возможны только схемы 7
и 8, а при двусторонней подаче — схемы 15 и 16.
Если при поступлении угля с одного крыла ствол находится
в стороне от главной откаточной выработки, то принимают схемы
17 и 18. По техническим показателям они равноценны схемам
1—6. При двусторонней подаче угля рекомендуется применять
схемы 19 и 20. Эти околоствольные дворы имеют наибольшую
пропускную способность в данной группе.
456
На рис. 354 приведены схемы откатки для наиболее распро-
страненных типов околоствольных дворов.
Емкость околоствольного двора. Практика показывает, что
емкость путей грузовой ветви околоствольного двора должна
быть достаточной для размещения груза, равного получасовой
производительности шахтного подъема. При двух подъемах со
средней суммарной производительностью 480 вагонеток в час
грузовая ветвь околоствольного двора должна вмещать не менее
240 вагонеток. При длине вагонетки 2 м и наличии двух путей
длина грузовой ветви составит 240 м, а при четырех путях —
120 м. При большегрузных вагонетках грузовая ветвь одинаковой
емкости имеет меньшую длину, число поездов уменьшается и ра-
бота в околоствольном дворе упрощается. Поскольку поддержи-
вать широкие выработки труднее, чем узкие, а ширина выра-
ботки возрастает с увеличением количества рельсовых путей, то
обычно предпочитают иметь на грузовой ветви двора два пути.
Только вблизи ствола они разветвляются на четыре пути для
обеспечения загрузки четырех подъемных клетей (при наличии
в стволе двух подъемных установок).
Па порожняковой ветви околоствольного двора длина путей
для порожних вагонеток должна быть такой же, как и на грузо-
вой ветви. Кроме того, на порожняковой ветви необходимо иметь,
пути для вагонеток с закладочными и другими материалами. Та-
ким образом, емкость порожняковой ветви больше, чем грузовой,
причем общее число вагонеток, размещаемых на порожняковой
ветви, превышает в зависимости от расхода закладочного мате-
риала в 1,3—1,75 раза число вагонеток на грузовой ветви. При
некоторых схемах околоствольных дворов поезда размещают не
только на собственно грузовой и порожняковой ветвях двора, но
и на обгонных путях.
Особые условия возникают при обслуживании нескольких го-
ризонтов одной подъемной установкой, что, как правило, имеет
место при разработке жильных руд. В этом случае емкость
каждого околоствольного двора должна быть достаточной для
бесперебойной откатки по выработкам данного горизонта в тот
период, когда подъем осуществляется с другого горизонта.
Длина выработок околоствольного двора зависит также от
радиуса кривых. В околоствольных дворах почти всегда прини-
мают его не менее 15—20 м, а для кривых, используемых для
размещения груженых вагонеток, — не менее 30 м.
Размеры выработок околоствольного двора. Размеры выра-
боток в первую очередь определяются числом рельсовых путей
и расстоянием между осями параллельных путей, которое выби-
рается с таким расчетом, чтобы между вагонетками или между
вагонетками и крепью оставался минимальный зазор в 250 мм;
на кривых зазор увеличивается еще на 150—250 мм. Ширина
прохода для людей на высоте 1,80 м должна быть не менее 60 с.и.
Целесообразно предусматривать на порожняковой ветви двора
457'
оо
4
1 состав
,3
ствольных дворах:
I • - ПО 1ЯЧ 3 Л0рО/КЯ hKJ
- — трачснортровзние
ьаклалочных л других
ма гсриалоп; 3 — i ру-
мяные и лоро кн-дко-
вые поезда; 4 — ..ч<к<>
мотни
такое количество проходов для людей, которое обеспечивает лег-
кий доступ к вагонеткам.
Высота выработок околоствольного двора зависит от их ши-
рины, так как в большинстве случаев чем выше широкая выра-
ботка, тем ее легче поддерживать. Кроме того, высота выработки
зависит от количества воздуха, проходящего через около-
ствольпый двор, и от скорости его движения, которая не дол-
Рис. 355. Продольные профили путей в околоствольных дворах:
1 — обгонный путь; 2 -- главный стопор; 3 -- путь локомотива; 4 — сортировочная горка;
5 — нулевая отметка
жпа превышать 8 м!сек.-, однако рекомендуется принимать ее
меньше предельной. При определении полезного поперечного
сечения выработок необходимо учитывать наличие в них вагоне-
ток и труб.
В сопряжении околоствольного двора со стволом высота вы-
работок постепенно увеличивается для плавного перехода
к стволу. Поэтому па приемной площадке скорость движения
воздушной струи уменьшается и поворот струи осуществляется
с меньшими сопротивлениями. Большая высота выработки в ме-
сте сопряжения со стволом удобна также при спуске и подъеме
труб, рельсов и т. д.
Продольные профили выработок околоствольного двора.
Между началом грузовой и концом порожняковой ветвей двора
имеется разница в высоте, величина которой зависит от длины
участков с самокатным движением. Эту разницу высот при ваго-
нетках небольшой емкости можно уменьшить до 80—90 см, если
459
сзести к минимуму длину участков с самокатным движением, ог-
раничив их применение главным образом выработками, располо-
женными в непосредственной близости к стволу. Большегрузные
вагонетки, обладающие хорошими ходовыми качествами, позво-
ляют еще более снизить эту разницу. Если на порожняковой сто-
роне двора принято самокатное движение, то только в этой ча-
сти двора потеря высоты составляет 50—80 см (в зависимости
от расположения). Максимальный уклон путей, который не сле-
дует превышать при локомотивном транспорте, при движении на
подъем составляет на прямолинейных участках 0,5% и на кри-
вых— 0,3%. Возможно ли за счет этого подъема путей компен-
сировать потерянную высоту, зависит от того, какова длина рель-
совых путей в данном околоствольном дворе. Если в околостволь-
ном дворе для передвижения вагонеток применяют механические
устройства, то рекомендуется для уменьшения разности высот
укладывать рельсы на грузовых путях не горизонтально, а с не-
которым подъемом.
На рис. 355 схематически показаны профили путей в около-
ствольных дворах. Из рисунка видно, что обычно приемная пло-
щадка при стволе и место сопряжения околоствольного двора
с главной откаточной выработкой расположены на разных уров-
нях. На рис. 355, а показан простейший случай самокатного дви-
жения, причем на порожняковой ветви двора установлен компен-
сатор высоты. При схеме, показанной на рис. 355, б, компенса-
тор высоты па грузовой ветви двора может быть использован
в качестве подвагонной цепи. На рис. 355, в показаны схема и
профили путей при применении механических устройств для
передвижения вагонеток на грузовой и порожняковой ветвях.
Откатка в о к о л о с т в о л ь и ы х дворах
и загрузка подъемных сосудов
при клетевом подъеме
Передвижение поездов и вагонеток в околоствольном дворе
может быть самокатным или производиться при помощи механи-
ческих устройств. В первом случае движение осуществляется за
счет силы тяжести. Недостатки самокатного движения и созда-
ние простых и надежных механических устройств для передви-
жения поездов и отдельных вагонеток привели к тому, что около-
ствольные дворы, где самокатное движение является единствен-
ным средством передвижения вагонеток, встречаются все реже,
а в угольных шахтах самокатная откатка почти совсем не при-
меняется. Задача состоит в том, чтобы механизировать передви-
жение поездов и вагонеток в околоствольных дворах, сохранив
самокатное движение только на коротких участках вблизи
ствола.
Устройства для передвижения вагонеток. Для передвижения
груженых поездов применяют, как правило, на каждой пути под-
460
вагонные цепи или аналогичные устройства. Для очень длинных
поездов предусматривают несколько последовательно установ-
ленных подвагонных цепей. При этом пути грузовой ветви укла-
дывают горизонтально или с подъемом до 0,3% на прямолиней-
ных участках и с уклоном до 0,3% на кривых. При применении
лебедок необходимо увеличивать длину грузовых путей, так как
не удается останавливать вагонетки с такой точностью, как при
подвагонных цепях.
Расцепка вагонеток обычно производится сразу же за бли-
жайшей от ствола подвагонной цепью. Для отцепки вагонеток
нужно сжать поезд. Это достигается укладкой пути с подъемом
0,5—2,0% на длине 2—Зл< за подвагонной цепью (см. рис. 355, в).
Перевод стрелки может производить рабочий, занятый рас-
цепкой вагонеток. Но при двух подвагонных цепях целесооб-
разно, чтобы один рабочий производил только расцепку ваго-
неток, а второй рабочий с центрального поста, расположенного
•на возвышении, управлял стрелками и подвагонными цепями.
Участки для самокатного движения должны иметь минималь-
ную длину. Их уклон составляет 1 —1,5%, ио с учетом после-
дующей остановки вагонеток на главном стопоре может быть
меньше 1%.
Короткий отрезок пути перед клетью имеет в передней части
уклон 1 —1,5%. Длина его от главного стопора должна быть рас-
считана на установку вагонеток, требуемых только для одной
загрузки клети, и, в крайнем случае, еще на одну вагонетку. Этим
устраняется чрезмерный разгон вагонеток при загрузке кле-
тей.
Для передвижения отдельных вагонеток в начале порожня-
ковой ветви служат подвагонные цепи (см. рис. 355, а). Они
проталкивают каждую поступающую вагонетку с такой же ско-
ростью, с которой работают расположенные за ними подвагон-
ные цепи, передвигающие формируемые поезда. При отправле-
нии порожняковых поездов подвагонные цепи должны быть
остановлены. Однако этот недостаток не имеет практического
значения.
Самокатное движение. Оно может применяться для передви-
жения поездов и отдельных вагонеток, а также при загрузка
клетей.
Этот способ является наиболее простым и не требует механи-
ческих устройств. Его недостатком является потеря высоты, кото-
рую необходимо компенсировать. Кроме того, удары вагонеток
друг о друга, особенно при жестких буферах, приводят к быст-
рому износу вагонеток, к измельчению угля и иылеобразованию.
Недостатки самокатного движения в наибольшей степени
проявляются при значительных уклонах путей, большой их длине
и при большегрузных вагонетках. Дополнительные затруднения
возникают, если уклон нельзя точно выдержать из-за пучения
почвы.
461
Пример самокатного движения представлен на рис. 355, а.
При двухклетевом подъеме для каждого подъемного отделения
имеется отдельный путь. В этом случае состав вагонеток, удер-
живаемый особо мощным стопором, приходит в движение, когда
стопор открывается. Если требуется распределять вагонетки
между четырьмя подъемными отделениями, то перед распреде-
лительными стрелками необходимо установить стопор, который
в состоянии удержать весь состав вагонеток.
Потерянную высоту при самокатном движении можно ча-
стично или полностью компенсировать при помощи сортировоч-
ной горки. Груженый поезд заталкивается магистральным или
маневровым локомотивом на сортировочную горку, расположен-
ную в конце горизонтального грузового пути. В конце горки про-
изводится расцепка вагонеток, которые далее движутся самока-
том. Задалживание локомотивов на длительное время для вы-
полнения маневров является недостатком этого способа.
Для загрузки подъемной клети применяется следующий спо-
соб. Вагонетки стоят на наклонных загрузочных путях и удер-
живаются стопором. Поскольку не менее двух вагонеток нахо-
дится на путях с уклоном в 2—3%, то при открывании главного’
стопора вагонетки за счет разбега вкатываются через качаю-
щуюся площадку в клеть, выталкивая порожние вагонетки.
При самокатном движении происходят сильные удары ваго-
неток друг о друга. Кроме того, невозможно регулировать ско-
рость, с которой вагонетки поступают на качающуюся площадку.
Поэтому при загрузке верхнего этажа, когда качающаяся пло-
щадка наклонена вверх, приходится подталкивать вагонетку
вручную, а при загрузке нижнего этажа скорость вагонетки
слишком возрастает, так как качающаяся площадка наклонена
вниз.
Недостатки самокатного движения на порожняковой ветви
двора особенно сказываются при сильном разгоне вагонеток, ко-
торый наблюдается на слабозагруженных порожняковых пу-
тях. В наибольшей мере эти недостатки проявляются при движе-
нии вагонеток с породой.
Загрузка клетей. Устройство для механической загрузки клети
в околоствольном дворе представлено на рис. 356.
Прежде чем вагонетки поступят на пути, .ведущие к подъем-
ной клети, надо отцепить их от поезда. Сначала они задержива-
ются главным стопором / или главным путевым тормозом. При
применении путевого тормоза в сочетании со стопорами обеспе-
чивается плавное торможение и остановка отдельных вагоне-
ток. Отделение вагонеток, предназначенных для поступления на
один этаж клети, производится при помощи дозирующих стопо-
ров 2, в большинстве случаев связанных с главным стопором /.
который поэтому часто называют дозирующим. При открывании
дозирующего стопора освобождаются вагонетки, подлежащие за-
талкиванию в клеть. Заталкивание осуществляется толкате-
462
лями 4. Чтобы толкатель мог захватить буфер вагонетки, между
стопором 2 и стволом на расстоянии, несколько превышающим
длину двух вагонеток, ставится еще один стопор 3, называемый
стволовым, который иногда применяется в сочетании с путевым
тормозом. При загрузке этажа клети стволовой стопор 3 откры-
вается и толкатель 4 заталкивает сходящие с дозирующего сто-
пора вагонетки на качающуюся площадку 5, а затем в клеть.
Рис. 356. Механическое оборудование околоствольного двора
Возможен и другой вариант: отцепленные от состава и движу-
щиеся вагонетки подхватываются толкателем и без предвари-
тельной задержки у стволового стопора заталкиваются в клеть.
Стопоры более компактны, чем путевые тормоза, поэтому при
применении стопоров улучшается обзор путей околоствольного'
двора. В новых околоствольных дворах путевые тормоза приме-
няют редко.
Механические устройства околоствольных
дворов
Подвагонные цепи. Они служат для протягивания поездов.
Обычно по подвагонным цепям могут проходить и локомотивы.
Локомотивы доставляют поезд к подвагонной цепи так, что
первая вагонетка останавливается перед захватом подвагонной
цепи, локомотив отцепляется и переходит на порожняковую
ветвь околоствольного двора. Затем груженый поезд передви-
гается подвагонной цепью.
Горизонтальная подвагонная цепь фирмы Фрелих и Клюп-
фель показана на рис. 357. На ней установлены два двигателя,
один из которых является вспомогательным и может быть пнев-
матическим. В качестве передаточного механизма применяется
червячная или зубчатая передача с цилиндрическими зубчатыми
колесами. При больших мощностях в последнее время переходят
на планетарные и клиноремепные передачи, которые устойчивы
к действию ударной нагрузки. Для натяжения цепи и гашения
ударов служит подпружиненное натяжное устройство, уста-
новленное в нижней части подвагонной цепи. Подвагонная цепь
465
движется посередине рельсового пути. Она снабжена откидными
кулаками, захватывающими вагонетку за ось. Кулаки двигаются
в направляющих.
Для передвижения вагонеток можно использовать так назы-
ваемые гусеничные подвагонные цепи. Вращение колес вагонеток,
находящихся на цепи, осуществляется за счет трения между под-
пружиненным нажимным рельсом и вращающейся цепью. Ско-
рость цепи должна быть примерно вдвое больше скорости движе-
ния вагонеток. Такие подвагонные цепи могут передвигать около
100 груженых вагонеток малой емкости.
Рис. 357. Подвагонная цепь
Достоинство гусеничных подвагонных цепей заключается
в полном отсутствии ударов при работе, чем увеличивается срок
службы вагонеток. При большом сопротивлении движению про-
исходит пробуксование цепи. Описанные подвагонные цепи
можно использовать и в качестве путевых тормозов.
Протягиватели. При небольшой производительности для про-
тягивания поездов можно использовать устройства, известные
под названием протягивателей. Для околоствольных дворов
пригодны только такие протягиватели, которые обеспечивают
непрерывное движение. Их недостаток состоит в том, что в про-
цессе протягивания вагонеток нельзя избежать небольших толч-
ков. Применяют пневматические, а в последнее время и электри-
ческие привода для протягивателей.
На рис. 358 в качестве примера показан протягиватель фирмы
Менингоф. Он приводится в действие двумя пневматическими
цилиндрами. На передних концах движущихся навстречу друг
другу штоков поршней установлены откидные кулаки, которые
захватывают ось вагонетки или упор большегрузной вагонетки.
Изменение направления движения производится системой
управления, которая приводится в действие поршнями или што-
ками поршней. Расстояние между кулаками в конечном положе-
нии должно быть несколько больше суммы длин вагонетки и
-464
сцепки, так как необходим зазор для подъема кулаков вверх.
Этим объясняются небольшие толчки, возникающие при работе
протягивателя. Тяговое усилие в зависимости от диаметра ци-
линдра составляет 1500—3000 кг.
Стопоры для вагонеток. Под стопорами подразумеваются
обычно устройства для остановки вагонеток с помощью кулаков.
Рнс. 358. Протягиватель фирмы Менингоф
Для устранения сильных соударов стопор, как правило, снаб-
жают пружинами или воздушными буферами.
Пружинный стопор, показанный на рис. 359, пригоден для
остановки небольшого количества медленно движущихся легких
вагонеток. При больших нагрузках следует предпочесть стопоры
с воздушными буферами.
В стопоре с воздушным буфером поршень, соединенный со
стопором посредством штока, постоянно находится под давлением
воздуха. При входе вагонетки на стопор, находящийся в ци-
линдре, воздух сжимается, чтобы затем снова расшириться. Сто-
30 Горное
465
поры имеют предохранительные устройства в виде груза, опор-
ного рычага и т. д., срабатывающие при отсутствии сжатого
воздуха. Для уменьшения скорости движения можно установить
перед стопором описанный ниже тормоз, который включается и
отпускается одновременно со стопором. Различают главные и
стволовые стопоры.
Поскольку назначением главного стопора является не только
удержание всего поезда, но и отделение вагонеток, предназначен-
ных для загрузки одного этажа клети, то этот стопор часто назы-
вают дозирующим. При отпускании стопора вагонетки всегда
движутся по самокатному уклону. Существуют простые и двой-
ные стопоры.
Простые стопоры с ручным управлением редко применяют
в околоствольных дворах. Более распространены простые сто-
поры, которые открываются вручную, а закрываются автомати-
чески, а именно: при помощи рельсового контакта, включаемого
выходящей Из стопора вагонеткой. Главные стопоры этого типа
отличаются от двойных стопоров только меньшей длиной.
Двойные стопоры оборудованы двумя кулаками, которые сое-
динены между собой так, что при отделении необходимого числа
вагонеток от состава передний кулак стопора опускается и одно-
временно поднимается задний кулак. Отделенные от состава
вагонетки выкатываются из стопора на самокатный уклон,
а остальная часть состава останавливается перед кулаком.
Примером двойного стопора является дозирующий стопор
фирмы Фрелих и Клюпфель, принцип действия которого ясен
из рис. 360. Задний кулак выполнен более тяжелым. Стопор смон-
тирован на раме с катками, перемещающейся по направляющим.
Податливость достигается с помощью воздушного буфера.
Стволовые стопоры по принципу действия не отличаются от
главных стопоров. Они нужны для применения толкателей и их
назначением является удержание отцепленных вагонеток в таком
месте, куда достигает толкатель в рабочем положении. Чтобы
путь заталкивания был минимальным, стволовые стопоры должны
4 66
быть расположены как можно ближе к стволу. Стволовые сто-
поры выполняют лишь небольшую работу по торможению. Они
захватывают вагонетки за ось колеса или за буфер. На случаи
прекращения подачи сжатого воздуха должны быть предусмот-
рены специальные предохранительные устройства.
Путевые тормоза для вагонеток могут применяться самостоя-
тельно или в сочетании со стопорами. Они предназначены для
плавной остановки поезда или отдельных вагонеток. Для обес-
печения плавного торможения следует по возможности увеличи-
вать тормозной путь.
Различают пневматические путевые тормоза, тормоза с проти-
вовесом и пружинные тормоза. Наиболее распространены пнев-
матические путевые тормоза.
Рис. 361. Пневматический путевой тормоз
На рис. 361 показан пневматический путевой тормоз фирмы
Хемшейдт. Обычно тормоз находится под давлением сжатого
воздуха и отрегулирован так, что тормозные брусья опущены.
Для отпускания тормоза сжатый воздух подается с другой сто-
роны поршня, в результате чего поршень перемещается и высво-
бождает вагонетку.
В зависимости от конструкции путевой тормоз воздействует
на ободья колес, на торцовые поверхности колес или на кузовы
вагонеток.
Путевые тормоза, которые зажимают ободы колес, одновре-
менно предотвращают и сход вагонетки с рельсов, по повышают
износ ободьев колес. Этот недостаток устраняется в тормозах,
которые зажимают торцовые поверхности колес. Они оправдали
себя в первую очередь при большегрузных вагонетках. Недостат-
ком является двойное число тормозных брусьев н большое чи-
сло деталей.
Общим недостатком всех тормозов, которые зажимают ко-
леса, является значительная нагрузка на колесные оси, подшип-
ники, колесный скат и на соединение его с кузовом вагонетки при
торможении. Этот недостаток в наибольшей степени проявляется
при ударе состава вагонеток о вагонетки, удерживаемые тор-
мозом.
ЗН': 467
При большегрузных вагонетках, как правило, применяют пу-
тевые тормоза, зажимающие кузов, оборудованный для этого
специальными колодками. Следует принимать тормозной путь,
равный длине тормозного бруса и вагонетки: этот путь может
превышать 6 м. При торможении износ незначителен вследствие
небольшого удельного давления на поверхность.
Особую группу составляют гасители скорости, назначение
которых — снизить скорость слишком быстро движущихся ваго-
неток (например, вагонеток с закладочным материалом) и про-
пускать без торможения медленно движущиеся вагонетки.
Толкатели. Привод толкателей может быть пневматическим
или электрическим.
Рис. 362. Пневматический толкатель
Пневматический толкатель (рис. 362) снабжен длинным ци-
линдром. На конце штока поршня находится откидной кулак,
удерживаемый пружиной в вертикальном положении. Кулак
должен как можно ближе подходить к клети, поэтому при при-
менении качающейся площадки направляющая для штока дол
жна проходить через эту площадку. Чтобы кулак мог двигаться
по наклоненной качающейся площадке, между ним и штоком
поршня имеется шарнирный ползун. В конце обратного хода
кулак вновь автоматически поднимается.
Длина хода толкателя слагается из длины заталкиваемых ва-
гонеток, расстояния между стволовым стопором и клетью и
между находящимся в крайнем заднем положении кулаком и
вагонеткой. Если заталкиваются две вагонетки, то длина хода
может достигать 6 м. Потребление сжатого воздуха толкате-
лем составляет около 30 м^/час при производительности
подъема, равной 240 вагонеток в час и при установке в клети
двух вагонеток малой емкости.
Электрические толкатели имеют непрерывно работающий
электрический двигатель с короткозамкнутым ротором, зубчатую
передачу и фрикционную муфту. Ручным рычагом включается ба-
рабан, который при помощи двух канатов передвигает каретку
и кулак толкателя. Достоинство электрических толкателей со-
стоит в очень плавной работе. При электрическом приводе дости-
гается экономия энергии. Электрические толкатели не могут за-
мерзнуть. поэтому именно их предпочитают ставить на верхней
приемной площадке. Пневматические толкатели имеют меньшую
первоначальную стоимость, компактны, их можно разместить
между главными стопорами, что позволяет приблизить послед-
ние к стволу.
468
Качающиеся площадки. Они должны компенсировать раз-
ность уровней околоствольного двора и пола клети, возникаю-
щую в результате остаточной деформации каната, вытягивания
его или неточной установки клети. При применении качающихся
площадок не требуется ожидать затухания колебаний каната пе-
ред заталкиванием вагонеток в клеть.
Качающаяся площадка (рис. 363) состоит из вращающегося
относительно оси отрезка рельсового пути с настилом из пластин.
На переднем конце рельсов имеются пальцы. Для уравновешива-
ния качающихся площадок можно использовать противовесы.
Качающиеся площадки подъемного отделения имеют независи-
мый подвод сжатого воздуха. Воздушный буфер смягчает толчки,
возникающие при опускании площадки.
Рис. 363. Качающаяся площадка фирмы Хау-
хннко
В настоящее время качающиеся площадки, как правило,
жестко закрепляют в крайнем верхнем положении так, что они
превращаются в дополнительные предохранительные приспособ-
ления у ствола. Крайнее нижнее и верхнее положения качаю-
щихся площадок определяются необходимым максимальным на-
клоном и требованием, чтобы пальцы площадки при опускании
были выдвинуты в клеть на 3 см.
Площадки имеют длину 1,2—2,5 м. Чем больше высота, ко-
торую требуется компенсировать, тем длиннее качающаяся пло-
щадка, однако с возрастанием длины несколько увеличивается
время на заталкивание вагонеток. Поэтому иногда компенса-
ция высоты производится частично в околоствольном дворе и ча-
стично на верхней приемной площадке, тогда в обоих пунктах
устанавливаются качающиеся площадки половинной длины.
Однако при применении большегрузных вагонеток следует отда-
вать предпочтение длинным качающимся площадкам.
Стволовые двери. Применяют, как правило, раздвижные
двери, которые приводятся в действие преимущественно сжатым
воздухом. Это облегчает работу рукоятчика и делает ее безопас-
ной. Кроме того, двери с обеих сторон ствола — на входе в клеть
и при выходе из нее — могут одновременно открываться или за-
469
крываться. Наконец, становится возможным удерживать двери
в закрытом состоянии, пока клеть не прибудет на приемную пло-
щадку.
Двери могут перемещаться либо по горизонтали — при этом
они приводятся в движение непосредственно пневматическим ци-
линдром,— либо опускаться под действием собственного веса.
Достоинство стволовой двери фирмы Фрелих и Клюпфель
(рис. 364) состоит в том, что удары при достижении дверями
крайнего положения смягчаются сжатым воздухом в цилиндрах
управления.
Рис. 364. Стволовая дверь фирмы Фрелих и Клюпфель
Управление устройствами для даталкивания вагонеток
в клеть. При выдаче угля на поверхность приводятся в действие
следующие устройства в указанной последовательности: стволо-
вые двери, качающиеся площадки, стволовой стопор, толкатель,
дозирующий стопор. Качающиеся площадки, стволовой стопор и
толкатель обычно имеют общий рычаг управления. Однако при
загрузке клети срабатывание стволового стопора должно не-
сколько отставать от включения качающихся площадок, а сра-
батывание толкателя — от стволового стопора. После заталкива-
ния вагонетки стволовой стопор должен быть немедленно закрыт.
Стволовые двери остаются открытыми при смене вагонеток
в клети и поэтому имеют отдельное управление. Дозирующий
стопор также приводится в действие отдельно ст остальных
устройств. При подъеме людей требуется приводить в действие
только стволовые двери и качающиеся площадки. Первые всегда
имеют самостоятельное управление, а включение качающихся
площадок в данном случае должно быть независимым от вклю-
чения толкателей и стволового стопора. Иногда рекомендуется
отделить также управление стволовым стопором, если, например,
470
одиночная вагонетка заталкивается в клеть вручную или протал-
кивается через нее.
Устройства для загрузки клети приводятся в действие ру-
коятками клапанов. Для устройств, имеющих общее управление,
можно также предусмотреть рычаг, установленный на приемной
площадке. Если рычаг управления сворачивает в сторону
ствола, то последовательно включаются: качающиеся площадки,
стволовой стопор и толкатель. При подъеме людей стволовой
Рис. 365. Опорная конструкция и станок в сопряжении околоствольного двора
со стволом
стопор и толкатель блокируются запорным штифтом. Суще-
ствуют устройства, в которых стволовые стопоры автоматически
закрываются, как только толкатель достигнет крайнего поло-
жения при ходе вперед.
При двухклетевом подъеме целесообразно располагать пульт
управления на одной стороне, при четырехклетевом — на обеих
сторонах приемной площадки. Рукоятчик при этом может нахо-
диться у ствола.
Специальные предохранительные устройства. Чтобы пред-
отвратить включение качающихся площадок, стволового стопора,
толкателя и стволовой двери до прихода клети на приемную пло-
щадку, применяют специальные предохранительные устройства1.
'Zimmermann Н. Neuzeitliche Sicherheltseinrichtungen fiir die
FOrderkorbbeschickung. Gliickauf, 1950, S. 625.
471
Часто для этой цели служат предохранительные запорные кла-
паны с пневматическим управлением, которые включаются непо-
средственно подъемной клетью. Последняя при подходе к при-
емной площадке оттягивает назад выдвижной рычаг, преграж-
дающий ей путь, и обеспечивает открывание дверей у устья
ствола, а затем включение остальных загрузочных устройств.
Поскольку подобные устройства подвержены быстрому износу
и не могут применяться на промежуточных приемных площадках,
то целесообразнее установить штангу, которая делает возможной
загрузку клети только в том случае, когда штанга упирается
в клеть, находящуюся на приемной площадке.
В качестве предохранительного устройства применяют элект-
рический толкатель с блокировкой. Он приводится в действие
посредством контактов, установленных на рычаге управления
и торможения, а также на указателе глубины, которые находятся
на подъемной машине. Только когда подъемная клеть* нахо-
дится на приемной площадке, клапан впуска воздуха в толкатель
открывается подъемным магнитом.
Опорные конструкции и станок в сопряжении околостволь-
ного двора со стволом. Все элементы устройств для обмена ваго-
неток в клети укреплены на опорной конструкции, что умень-
шает влияние горного давления на эти устройства. Для этой
цели можно использовать балки. Пример такой конструкции и
станка приведен на рис. 365.
Околоствольные дворы
при скиповом подъеме
При скиповом подъеме размеры околоствольных дворов
меньше, чем при клетевом. Как правило, достаточно расширить
откаточную выработку для установки опрокидывателя и пройти
котлован для приемных бункеров. При скиповом подъеме выбор
вагонеток не ограничивается размерами сечения ствола. Не
нужны рельсовые пути для закладочного и других материалов
на порожняковой ветви, вследствие чего околоствольный двор
имеет небольшую ширину.
Простое по конструкции механическое оборудование двора
состоит из: подвагонной цепи, служащей для протягивания гру-
женых поездов, опрокидывателя для разгрузки вагонеток, толка-
теля, заталкивающего вагонетки в опрокидыватель, подвагонной
цепи для формирования составов за опрокидывателем и бунке-
ров для транспортируемого материала.
Околоствольные дворы при скиповом подъеме в основном
имеют такую же форму как при клетевом. Изменением места
установки опрокидывателя обеспечивается широкая свобода
в планировке околоствольного двора. Для выравнивания колеба-
ний в работе транспорта по выработкам или подъема необхо-
472
димо, чтобы околоствольный двор обладал известной промежу-
точной емкостью (в виде бункера или вагонеток). При бункеро-
вании устраняется простаивание большого числа вагонеток
в околоствольном дворе, но происходит измельчение транспорти-
руемого материала. Это обстоятельство имеет значение для угля,
в то время как измельчение соли, калия или руды зачастую даже
желательно. Поскольку к тому же на угольной шахте трудно
было бы построить и поддерживать бункер вблизи ствола, то
здесь (в качестве промежуточной емкости) применяют только
вагонетки. В прочих отраслях горной промышленности предпо-
читают использовать бункера, тем более что расходы на их под-
держание, как правило, незначительны.
Откатка в околоствольных дворах. Передвижение вагонеток
до опрокидывателя может производиться таким же способом, как
при клетевом подъеме. Целесообразно, чтобы каждый опроки-
дыватель находился на отдельном рельсовом пути. Для отделе-
ния необходимого количества вагонеток перед заталкиванием
в опрокидыватель применяют преимущественно дозирующие сто-
поры, установленные на самокатном уклоне. Если же передвиже-
ние вагонеток в грузовой ветви осуществляется подвагонной
цепью, то последняя доставляет вагонетки, необходимые для од-
ной загрузки опрокидывателя, на рельсовый путь к толкателю,
установленному впереди. Как только последняя вагонетка будет
захвачена кулаком толкателя, передний колесный скат первой ва-
гонетки производит включение рельсового контакта, который
останавливает подвагонную цепь.
Рельсовый путь перед опрокидывателем и внутри него имеет
подъем в 3%. При этом условии достаточно снабдить опроки-
дыватель легким подпружиненным стопором, который удержи-
вает вагонетку в требуемом положении при возвращении толка-
теля назад. Если требуется взвесить груженую вагонетку, то
сначала она поступает на весы, оборудованные стопором. Как
только порожние вагонетки выходят из опрокидывателя, они по-
ступают на наклонный участок, по которому самокатом дви-
жутся до порожняковой ветви.
Рекомендуется применять па порожняковой ветви подвагон-
ные цепи. Если стрелочные переводы отсутствуют и свободного
места достаточно, то подвагонная цепь порожняковой ветви мо-
жет быть установлена на расстоянии 2 м от опрокидывателя.
В других случаях (особенно если требуется пройти по обгонному
пути у ствола) наклонный участок должен быть несколько длин-
нее.
При удачном расположении околоствольного двора, как по-
казано на рис. 366, вагонетки по выходе из опрокидывателя про-
ходят короткий путь под уклон и поэтому потерянная высота
невелика. Но и при менее благоприятных условиях потеря высоты
при загрузке опрокидывателя меньше, чем во дворах клетевых
подъемов. При доставке угля ленточными конвейерами подъем
473
должен быть рассчитан на пиковую нагрузку, поскольку емкость
двора невелика. Кроме того, режим работы подъемной установки
должен быть в точности согласован с поступлением угля. Оба
недостатка устраняются, если наряду с ленточными конвейерами
применяется одновременно рельсовый транспорт. Доставка угля
к стволу ленточными конвейерами в настоящее время приме-
няется только при небольших расстояниях, например при отра-
ботке предохранительного целика у ствола.
Загрузочные бункера. Для каждого подъемного отделения
должен быть предусмотрен отдельный загрузочный бункер. Бун-
кер имеет необходимый наклон для самотечной выгрузки мате-
риала.
Рис. 366. Схема путей и продольный профиль околоствольного двора
при скиповом подъеме:
1 — порожняк; J — груз (уголь); 3 - поднаюнная цепь; 4 — круговой опрокидыва-
тель; 5 — весы; 6 — толкатель; 7 — лснгочны.1 конвейер (к скиповому подъему)
Если опрокидыватель смонтирован непосредственно над за-
грузочным бункером, то па входе в бункер установлена пере-
кидная заслонка с пневматическим управлением, которая делает
возможной загрузку любого бункера. При доставке угля скреб-
ковыми или ленточными конвейерами вместо распределительной
заслонки применяют распределительную задвижку, сдвигаю-
щуюся в горизонтальном направлении.
На скиповых подъемных установках для угля в загрузочные
бункера встраивают устройства для предохранения угля от из-
мельчения. В большинстве случаев они состоят из плиты, кото-
рая перекрывает поперечное сечение бункера и при помощи бес-
конечной цепи движется по направляющей, установленной
в верхней части наружной стороны бункера. Плита приводится
в действие опрокидывателем и опускается вниз на столько сту-
пеней, сколько оборотов опрокидывателя требуется для запол-
нения скипа. После последнего оборота опрокидывателя плита
занимает конечное положение, при котором она освобождает
поперечное сечение бункера, так что отмеренное количество
угля может быть выгружено в скип. Если уголь доставляется
к бункеру ленточными конвейерами или если между опроки-
474
дывателем и загрузочным бункером установлен скребковый
конвейер, то опускная плита приводится в движение распреде-
лительным пальцем, который включается указателем уровня
угля в бункере.
Борьба с пылеобразованием. Наибольшее пылеобразование
происходит при разгрузке вагонеток и загрузке скипа. Чтобы
предупредить проникновение пыли в околоствольный двор,
опрокидыватель и пространство между ним и загрузочными бун-
керами должны быть изолированы обшивкой. Кроме того, необ-
ходима герметизация загрузочных бункеров и перехода между
ними и скипами *.
Эти обшивки становятся недостаточно герметичными, если
в изолированном ими пространстве возникает избыточное давле-
ние, что имеет место во время загрузки бункеров.
Рис. 3G7. Загрузочное устройство скипового подъ-
ема
Эффективность указанных мероприятий зависит в значитель-
ной . мере от характера транспортируемого материала. При
транспортировании каменного угля единственным средством
борьбы с пылью зачастую является пылеулавливающая уста-
новка.
Расположение загрузочных устройств. При одно- и двухски-
повом подъеме загрузочные бункера могут быть располо-
жены по оси подъемного отделения ствола или перпендику-
1 К 1 ages Н. Verhiiiung der Staubenentwicklung in den Fiillanlagen von
GefaBiordereinrichtungen. Gliickauf. 1949, S. 234.
475
лярно оси; при большем количестве скипов — только в направле-
нии оси.
Круговые опрокидыватели располагают вблизи ствола.
Имеется возможность располагать опрокидыватели и на боль-
шем расстоянии от ствола в любом направлении. Эту воз-
можность используют, например, при неблагоприятных горных
условиях или для того, чтобы избежать коротких токов
воздуха.
При выборе места установки опрокидывателя следует учи-
тывать и другие факторы. Если емкость скипа кратна емкости
груженых вагонеток, то опрокидыватель можно расположить
над бункерами. Если же емкость скипа не кратна емкости ва-
гонеток, то между опрокидывателем и бункерами следует уста-
навливать дозирующий скребковый конвейер (рис. 367). При
применении такого конвейера опрокидыватель может быть уста-
новлен в любом месте.
Число и тип опрокидывателей определяются из сопостав-
ления затрат времени на подъем и паузы на загрузку скипа,
с одной стороны, и на заталкивание вагонеток в опрокидыватель
и их разгрузку, — с другой1. Затраты времени на разгрузку
в опрокидывателе слагаются из продолжительности одного обо-
рота опрокидывателя, времени на заталкивание и паузы между
этими двумя операциями. При определении времени оборота
опрокидывателя исходят из требования, чтобы окружная скорость
не превышала 1 м!сек. Применяют одно- и многовагонеточные
опрокидыватели в зависимости от производительности подъема и
грузоподъемности вагонеток. При большегрузных вагонетках
обычно обходятся одним опрокидывателем, а при вагонетках не-
большой емкости в большинстве случаев требуются два опроки-
дывателя. '
Управление и блокировка. Загрузочное устройство обслужи-
вается одним человеком, находящимся у пульта управления
вблизи опрокидывателя (см. рис. 367). Толкатель и опрокидыва-
тель имеют ручное или автоматическое управление. Перекидной
клапан переводится автоматически, когда опускная плита запол-
ненного бункера находится в нижнем положении, а опускная
плита порожнего бункера — в крайнем верхнем. Подъем скипа
начинается, как только при помощи рычага будет закрыт соответ-
ствующий затвор бункера, имеющий ручное управление.
Для предупреждения неполадок предусматривается блоки-
ровка. Так, например, толкатель можно привести в действие
только в том случае, если опрокидыватель готов к приему ваго-
неток. Включение опрокидывателя невозможно, если оба загру-
зочных бункера заполнены.
1 К1 a g е s H. Die Berechnung von Wipperanlagen zur Abmessung der
Nutzlast bei Gefafifbrderungen. Gliickauf, 1948, S. 186.
476
Применяется также полностью автоматизированное управ-
ление.
Для контроля за работой загрузочного устройства служит
устанавливаемое напротив пульта управления световое табло, па
котором видно положение перекидного клапана затворов бунке-
ров, а также ход заполнения бункера и прибытие и отправ-
ление скипов.
Приемные площадки
на поверхности
Верхняя приемная площадка. На верхней приемной площадке
груженые вагонетки от клетей движутся к опрокидывателям,
а порожние вагонетки и вагонетки с крепежным лесом и с мате-
риалами направляются к стволу, где они размещаются со сто-
роны загрузки клетей. Площадка используется также для от-
катки вагонеток к котельной и к породному отвалу. На эту пло-
щадку поступают также вагонетки с закладочным материалом,
крепежными и другими материалами для спуска их в шахту.
Поэтому на приемной площадке необходимо предусмотреть
достаточное количество путей.
На верхней приемной площадке вагонетки разгружаются
в опрокидывателях, из которых уголь поступает на грохоты. Как
правило, для каждой породоотборной ленты требуется отдельный
опрокидыватель. Поэтому размещение опрокидывателей увязы-
вается с расположением конвейеров для породоотборки. Следует
предусматривать установку опрокидывателя для очистки и
смазки вагонеток, а также запасного опрокидывателя.
Обычно верхняя приемная площадка при применении ваго-
неток небольшой емкости расположена на 10—12 м, а при боль-
шегрузных вагонетках — на 16—17 м выше нижней (нулевой)
приемной площадки, так как для них необходим опрокидыва-
тель большего диаметра. Кроме того, при большегрузных ваго-
нетках под опрокидывателем устанавливают распределительные
устройства для направления угля на два грохота.
На верхней приемной площадке применяют в основном та-
кие же механические устройства, как и в околоствольном дворе.
На новых шахтах предпочитают применять стопоры, а не тормоза.
Из подвагонных цепей применяют только компенсаторы высоты,
так как необходим уклон для самокатного движения груженых
вагонеток к опрокидывателю. На верхней приемной площадке
недостатки самокатного движения проявляются в меньшей сте-
пени, чем в околоствольном дворе, так как груженые вагонетки
ье сталкиваются друг с другом, а порожние вагонетки проходят
более короткий путь. Управление стрелками пневматическое и
производится с центрального поста.
Пример схемы откатки на верхней приемной площадке. На
рис. 368 показана схема откатки большегрузных вагонеток на
477
•верхней приемной площадке. Суточная производительность ство-
лов 12 000—15000 т. Каждый ствол оборудован двумя клете-
выми подъемными установками с трехэтажными клетями на
одну вагонетку емкостью 3,5 м3 в каждом этаже. Ствол I обору-
дован главными подъемами, ствол II—вспомогательными и,
кроме того, служит для спуска закладочных, лесных и других
материалов. Доставленные по стволу I груженые вагонетки вы-
талкиваются из клетей толкателями 1 при одновременном затал.
Рис. 368. Схема откатки иа верхней приемной площадке при большой про-
изводительности подъема
кивании в клеть порожних вагонеток. Груженые вагонетки сле-
дуют самокатом к автоматическим опрокидывателям 3, в кото-
рых транспортируемый материал разгружается и поступает на
ленточные конвейеры 9 для породоотборки. При выходе из
опрокидывателей порожние вагонетки, движущиеся самокатом,
подвергаются чистке и смазке в специальных опрокидывате-
лях 4, после чего они поступают к четырем подвагонным це-
пям 5, которыми они поднимаются на некоторую высоту и от-
катываются дальше. Пневматические путевые тормоза 6 останав-
ливают вагонетки, которые следуют дальше самокатом. От двух
внешних подвагонных цепей порожние вагонетки самокатом по-
ступают под бункера 7, где загружаются закладочным мате-
риалом. Порожние вагонетки от путевых тормозов 6 движутся
478
самокатом к стволу 7, где снова останавливаются на пневма-
тических путевых тормозах 6 и подготавливаются к заталкива-
нию в клеть. После открывания тормозов 6 порожние вагонетки
катятся к стволу, где останавливаются стволовыми стопорами 2.
Вагонетки с закладочным материалом направляются к стволу II.
Если подъем полезного ископаемого осуществляется по
стволу II, то груженые вагонетки поднимаются компенсаторами
высоты 8 и задерживаются тормозами 6, после чего прохо-
дят через соединительный мостик между надшахтными зданиями
стволов I и II, огибают ствол I и поступают в опрокидыватели.
В надшахтном здании рядом со стволом II имеются пути для
временной стоянки вагонеток: порожних и с закладочным ма-
териалом, поступающих от ствола I.
Нижняя (нулевая) приемная площадка. Наряду с верхней
приемной площадкой в отдельных случаях оборудуется нижняя
= Порожние “ С углем »с породой
с мапериалами
Рис. 369. Нижняя (нулевая) приемная площадка с тупиками
(нулевая) приемная площадка на уровне земли. Такие площадки
предусмотрены при откатке в большегрузных вагонетках. Досто-
инство нижней приемной площадки состоит в том, что можно
обойтись низкими копрами. Недостатком является размещение
устройств и оборудования в непосредственной близости к стволу,
что затрудняет доступ к нему. Это особенно ощущается при смене
клетей и при спуске громоздкого оборудования. Подробные под-
счеты показывают, что капитальные затраты и эксплуатационные
расходы1 при нижних и верхних приемных площадках мало от-
личаются друг от друга.
Из соображений экономии места на нижней приемной пло-
щадке отказываются от круговой схемы откатки вагонеюк, заме-
няя ее тупиковой1 2. Разгрузка вагонеток производится в опроки-
дывателях. Полезное ископаемое доставляется от опрокидывате-
лей на сортировку с помощью наклонных ленточных конвейе-
ров.
1 Beck. Hochliangebank oder Rascnhangebank. Diss. Aachen, 1949.
2 Vierling A. Entwicklungsrichtungcn der Forderiechnik ini Bergbau.
Gliickauf, 1952, S, 1075.
479
Пример устройства нижней приемной площадки показан на
рис. 369. От главного ствола 2 груженые вагонетки движутся
самокатом через стрелки к оприкидывателям I. Из опрокидыва-
телей порожние вагонетки самокатом поступают к отбойным
тупикам, затем после чистки и смазки в опрокидывателе III дви-
жутся в противоположном направлении, при помощи компенса-
тора высоты проходят мимо ствола на порожняковую сторону и
толкателем заталкиваются в клеть. Ствол I является вспомога-
тельным и служит для спуска закладочного материала, леса,
различных материалов и, в случае необходимости, порожних ва-
гонеток. Если подъем осуществляется по стволу 1, то груженые
вагонетки доставляются компенсаторами высоты к запасному
опрокидывателю II. Далее они движутся либо в том же направ-
лении и при помощи компенсатора высоты и через отбойный
тупик попадают на порожняковую сторону ствола 2, либо в про-
тивоположном направлении и проходят на порожняковую сто-
рону ствола 1.
Стр.
ОГЛАВЛЕНИЕ
Глава I. Вскрытие шахтного поля..................................... 7
§ 1. Основные положения.......................................... —
§ 2. Вскрытие с земной поверхности............................... 8
1. Вскрытие штольнями....................................... —
2. Вскрытие стволами и назначение стволов................... 9
§ 3. Вскрытие вертикальными стволами............................ 28
1. Разделение на горизонты.................................. —
2. Горизонтальное вскрытие горизонтов...................... 36
3. Вертикальное вскрытие горизонтов........................ 43
§ 4. Проведение вскрывающих выработок........................... 54
1. Проведение полевых выработок (квершлагов и полевых
штреков)................................................... —
2. Проходка слепых стволов................................. 63
Глава II. Подготовка шахтного поля................................. 78
§ 5. Основные положения.......................................... —
§ 6. Проведение подготовительных выработок...................... 85
Глава III. Системы разработки...................................105
§ 7. Направление подвигания очистного забоя и направление
выемки в нем.................................................... —
§ 8. Классификация систем разработки..........................106
1. Общие сведения......................................... —
2. Метод выемки в пределах выемочного поля .... 107
3. Признаки, характеризующие систему разработки . . . 108
4. Факторы, влияющие иа выбор системы разработки . . —
5. Система разработки и порядок разработки................109
§ 9. Системы разработки лавами (длинными забоями) ... ПО
1. Общие сведения.......................................... —
2. Система разработки лавами по простиранию .... 112
3. Система разработки лавами по восстанию.................116
4. Система разработки лавами с обрушением.................118
5. Особые случаи применения систем разработки лавами . 124
6. Организация работ......................................128
§ 10. Система разработки лавами с диагональным забоем . . 139
§ И. Порядок разработки.................................... 150
§ 12. Выемка околоствольных предохранительных целиков . . . 163
§ 13. Системы разработки полосами...........................169
1. Общие сведения..................................... —
2. Система разработки полосами по простиранию .... —
31 Горное дело 481
Стр-..
§ 14. Столбовые системы разработки.............................172
1. Общие сведения.......................................... —
2. Столбовая система разработки с выемкой заходками . . 174
3. Столбовая система разработки с обрушением на мощных
пластах.................................................... —
4. Столбовая система разработки с выемкой заходками
и с гидравлической закладкой ............................ 176
5. Столбовая система разработки с обрушением на американ-
ских шахтах...............................................177
6. Столбовая система разработки с обрушением с диагональ-
ными штреками на крутых угольных пластах .... 178
7. Столбовая система разработки с обрушением на буро-
угольных шахтах...........................................179
8. Система разработки подэтажным обрушением .... 182
9. Система разработки горизонтальными слоями в восходя-
щем порядке...............................................183
10. Система разработки горизонтальными слоями в нисходя-
щем порядке......................................... .... 184
11. Система разработки сдвоенными горизонтальными слоями
в нисходящем порядке с подработкой потолочины и с об-
рушением .................................................. 185
§ 15. Камерные системы разработки................................ —
1. Общие сведения.......................................... —
2. Камерная система разработки на угольных шахтах . . 186
3. Камерно-столбовая система на угольных шахтах . . . 187
4. Камерная система с обрушением на чешских буроуголь-
ных шахтах ...............................................188
Глава IV. Закладка выработанного пространства......................190
§ 16. Основные положения................................... —
§ 17. Источники получения и транспортирование закладочного ма-
териала 197
1. Получение закладочного материала................... —
2. Транспортирование закладочного материала .... 201
§ 18. Способы закладки.....................................205
1. Полная ручная закладка.................................206
2. Самотечная закладка....................................208
3. Пневматическая закладка................................213
4. Метательная закладка...................................232
5. Гидравлическая закладка................................233
6. Закладка из бутовых штреков............................243
Глава V. Сдвижение горных пород в результате ведения горных
работ............................................................246
§ 19. Характер сдвижения массива горных пород................ —
§ 20. Оседания земной поверхности при разработке угольных ме-
сторождений ....................................................247
§ 21. Величина угла обрушения и предельного угла сдвижения 249
§ 22. Величина оседания и глубина разработки.................... —
§ 23. Зоны оседания, растяжения и сжатия ппи неполной, предель-
ной и полной подработке . . .................250
§ 24. Продолжительность сдвижения пород........................251
§ 25. Повреждения на земной поверхности в результате подзем-
ной разработки .................................................. —
§ 26. Мероприятия по уменьшению сдвижений поверхности в ре-
зультате ведения очистных работ ............................. 252
§ 27. Предохранительные и охранные целики......................254
§ 28. Разработка без оставления охранных целиков .... 255
-182
Стр..
Глава VI. Распределение горного давления вокруг лавы .... 257
§ 29 Основные положения .... —
§ 30. Проявление горного давления в угсльном пласте . . . —
§ 31. Влияние очистной выемки на поведение боковых пород . . 258
<$ 32. Влияние оставленных целиков угля на боковые породы . 259
§ 33. Выемка целиков............................... 260
§ 34. Значение трещиноватости и опорного давления на выемку
и отжим угля...............................................' 261
§ 35. Вторичные осадки кровли................................. 264
§ 36. Горные удары.............................................. —
§ 37. Теории горного давления.................................. 267
Глава VII. Крепление горных выработок ....... 273.
§ 38. Цель крепления горных выработок........................... —
§ 39. Горное давление вокруг горных выработок................... 274
§ 40. Крепление очистных выработок металлом..................... 285
1. Способы крепления . .................... —
2. Конструкции металлической крепи ...................... 289
3. Область применения металлической крепи................ 305
4. Плотность крепи ... 306
5. Гидравлические стойки................................. 307
6. Общие сведения о механизированной крепи для очистных
выработок................ ............................ 312
Глава VIII. Рудничный транспорт................................... 315
§ 41. Общие сведения............................................. —
§ 42. Ленточные конвейеры . . 318
§ 43. Пластинчатые конвейеры................................. 335-
§ 44. Скребковые конвейеры................................. 343
§ 45. Общие положения для выбора забойных транспортных
средств................................................ .... 353.
§ 46. Примеры совместной работы забойных и штрековых транс-
портных средств................................................ 357
§ 47. Экономические показатели использования конвейерного
транспорта в горизонтальных и наклонных выработках . . 359*
§ 48. Рельсовый транспорт по горизонтальным выработкам 366
1. Общие сведения.......................................... —
2. Вагонетки............................................... —
3. Строение рельсового пути.............................. 382
4. Локомотивы............................................ 396
5. Организация локомотивной откатки...................... 421
§ 49. Безрельсовый транспорт в камерах и штреках ... 426-
§ 50. Межгоризонтный транспорт............................ —
1. Транспорт под действием собственного веса .... —
2. Механический транспорт................................ 434
3. Околоствольные дворы и приемные площадки на поверх-
ности .................................................. 452:
31*
Фрицше К. Г.
ГОРНОЕ ДЕЛО
Отв. редактор А. И. Баранов
Редактор издательства Л. И. Дмитриева
Переплет художника В. П. Заикина
Техн, редакторы В. Л. Прозоровская, С. Я. Шкляр
Корректоры И. А. Щедрина, А. С. Аполчина
Сдано в наб. 4/IV 1960 г. Подписано в печ. 8/VI 1960 г.
Формат бумаги 60х92*/1в. Печ. л. 30,25 +1 вклейка.
Уч.-изд. л. 29,46. Тираж 3500 экз. Т-06794. Изд. № 121.
Инд. 7/8. Цена 20 р. 60 к. + 2 р. переплет. Зак. 1/357.
Государственное научно-техническое издательство
литературы по горному делу
ГОСГОРТЕХИЗДАТ
Москва, Грузинский вал, д. 35
Ленинградская типография Госгортехиздата,
Ленинград, ул. Салтыкова-Щедрина, 54
ЗАМЕЧЕННЫЕ ОПЕЧАТКИ
Страница Строка Напечатано Следует читать
12 Подрнсуночная под- подземного полезного
пись к рис. 5
204 24 сверху 6 мв 6 мет
339 ‘ 19 снизу 450 см 450 см»
Г
Таблица 10
Расположение ствола и подъезд- ных путей Расположение рельсовых путей Схема околоство- льного двора Недостатки (Н) и достоинства (Д) схемы Область применения
I. Ствол расположен на главной отка- точной выработке А. Поступление гру- за с одного крыла 1. Ось ствола парал- лельна главной от- каточной выработке 1 Схема 1 (Н): плохой выезд порожняка Схемы 2 и 3 (Д): хороший выезд порожняка Схема 2 (Д): кратчайший путь для локомотива Схема 2 (Н): проход у ствола с противоположной стороны При небольшой производительности желательна одна подъемная установка
МЙЯЙГУ/////411
—о—> г
3
4 Схемы 4 и 6 (Д): порожняковые пути непосредственно у ствола Схема 5 (Д): короткий путь для локомотива, без прохода у ствола Схема 5 (Н): порожняковые пути удалены от ствола При большой производительности (лучшая схема 6)
t У )
5
6
2. Ось ствола пер- пендикулярна глав- ной откаточной выработке 7 Схема 7 (Н): порожняковые пути удалены от ствола Схема 8 (Д): порожняковые пути непосредственно у ствола При максимальной производительности
8 -—
Б. Поступление гру- за с двух крыльев 9 10 Схема 9 (Н): плохой выезд порожняка на одно крыло шахты; при увели- чении поступления угля возникают затруднения При небольшой производительности же- лательна одна подъемная установка
-О L
1. Ось ствола парал- лельна главной откаточной выра- ботке ) Схема 11 (Н): порожняковые пути удалены от ствола; высокие затраты Схема 11 (Д): отсутствие пересечения рельсовых путей; разделение транс- порта из обоих крыльев шахты При большой производительности
/.J Q — — И
!7
дХ-_
13 Схема 13 (Н): порожняковые пути удалены о г ствола Схема 14 (Н): плохой выезд порожняка на одно крыло шахты При поступлении большого количества угля с одного крыла шахты и небольшо- го — с другого крыла
1 F 1 1 Sit /4
2. Ось ствола пер- — иендикулярна глав- ной откаточной выработке 15 Схема 15 (Н): порожняковые пути удалены от ствола; Схема 15 (Л), как в схеме И При большой производительности (лучшая схема 16)
16
II. Ствол расположен вне главной отка- точной выработке А. Поступление гру- за с одного крыла . П —1 1 Схема 17 (Н): плохой выезд порожняка; проход у ствола с противополож- ной стороны Схемы 17 и 18 (Д): порожняковые пути непосредственно у ствола Схема 17 при небольшой производи- тельности Схема 18 при большой производитель- ности
18
—s о )
Б. Поступление гру- за с двух крыльев п =4-—।— 19 7773g Схемы 19 и 20 (Н): груженые и порожняковые поезда, проходящие через обгонные пути, имеют одинаковое направление движения При большой производительности (бла- гоприятна с точки зрения проветривания и не зависит от положения оси ствола); лучшая схема 20
70
«нм Грузовая Ветвь ущииг Лоро/кьяновая Ветвь