В.М. MocMffa#
Г О G Г 0 Р,,т Е X И 3 Д>Т • 19 &
СТРОИТЕЛЬСТВО ПОДЗЕМНЫХ СООРУЖЕНИЙ
। • БОЛЬШОГО i I СЕЧЕНИЯ
В -	* * А*- , • ;-4jj
в. м. мостков
СТРОИТЕЛЬСТВО
ПОДЗЕМНЫХ СООРУЖЕНИЙ БОЛЬШОГО СЕЧЕНИЯ
ГОСУДАРСТВЕННОЕ
НАУЧНО-ТЕХНИЧЕСКОЕ ИЗДАТЕЛЬСТВО ЛИТЕРАТУРЫ ПО ГОРНОМУ ДЕЛУ
М о с к в а—1 9 6 3
УДК-624.11 +622.28 + 622.235
Рецензент чл.-корр. АС и А СССР В. С. Эрнстов
АННОТАЦИЯ
В книге рассмотрены вопросы проектирования и строительства подземных сооружений большого сечения (100 м- и более) различного назначения (гидротехнических и транспортных туннелей, подземных заводов, электростанций, хранилищ и др.).
Книга предназначена для инженерно-технических работников, занятых строительством и проектированием подземных сооружений, а также может быть использована преподавателями и студентами вузов по специальности «Строительство подземных сооружений» и факультетов «Мосты и туннели» автодорожных и железнодорожных институтов.
Мостков Владимир Михайлович
СТРОИТЕЛЬСТВО ПОДЗЕМНЫХ СООРУЖЕНИЙ БОЛЬШОГО СЕЧЕНИЯ
Редактор издательства Чечков Л. В.
Техн, редакторы Шкляр С. >7., Ломилина Л. Н. Корректоры Осипова Э. Д., Либергал А. Г
Сдано в набор 25 III 1963 г. Подписано в печать 28 V 1963 г. Формат бумаги 60x90’
Печ. л. 19,2".	Уч.-изд. л. 19,4s.	Тираж 2200 экз. '	Т-07508
Изд. № 156.	Инд. 4 3-а.	Цена 97 коп.	Переплет 10 коп.	Зак. 1 309
Государственное научно-техническое издательство литературы по горному делу
ГОСГОРТЕХИЗДАТ
Москва, Грузинский вал, д. 35
Ленинградская типография Госгортехиздата, Ленинград, ул. Салтыкова-Щедрина, 54
ПРЕДИСЛОВИЕ
Программа Коммунистической партии Советского Союза, принятая на XXII съезде КПСС, ставит перед всем советским народом главную экономическую задачу—создание в течение двух десятилетий материально-технической базы коммунизма. За этот период необходимо полностью электрифицировать всю страну и на этой основе усовершенствовать технику, технологию и организацию производства во всех отраслях народного хозяйства, осуществить комплексную механизацию и автоматизацию в промышленности, строительстве, транспорте, сельском и коммунальном хозяйстве. Огромные средства, вкладываемые в создание материально-технической базы коммунизма, необходимо использовать наиболее разумно и экономно с максимальным результатом и выигрышем времени.
В связи с поставленными грандиозными задачами большое значение приобретают вопросы ускорения и удешевления строительства многочисленных подземных сооружений в различных областях народного хозяйства.
Наиболее сложными подземными сооружениями, требующими много времени на их возведение, являются гидротехнические, автодорожные, железнодорожные и судоходные туннели сечением 100—400 ж2, а также камеры сечением 100— 2000 м2 и более, используемые в различных областях промышленности. В энергетическом строительстве сооружают подземные залы гидравлических, тепловых и атомных электростанций, трансформаторные подстанции, уравнительные камеры, насосные станции, помещения затворов. В настоящее время во всем мире построено и строится около 300 подземных электростанций. В различных странах построено много подземных заводов и фабрик, хранилищ для нефтепродуктов и жидких газов, убежищ, баз, складов, гаражей, ангаров и других сооружений.
Капитальные затраты на сооружение подземных промышленных предприятий обычно выше, чем поверхностных, однако 3
себестоимость продукции на подземных предприятиях во многих случаях оказывается ниже.
Конструкции и технология строительства подземных сооружений большого сечения имеют существенную специфику по сравнению с обычными подземными выработками. Принятые для обычных выработок методы определения нагрузок на крепь, расчеты подземных конструкций, формы поперечного сечения, способы производства и средства механизации работ, расчеты вентиляции и некоторые другие вопросы не могут быть непосредственно распространены на выработки большого сечения.
В настоящей работе сделана попытка обобщить достигнутый опыт проектирования и возведения подземных сооружений большого сечения и наметить дальнейшие пути ускорения и удешевления их строительства.
Сравнительно небольшой объем книги и новизна рассматриваемых вопросов не позволили осветить отдельные положения достаточно подробно. Некоторые разделы, не имеющие определенной специфики, изложены конспективно со ссылкой на соответствующие литературные источники; ряд вопросов, приведенных в книге, только поставлен и требует дополнительных исследовательских проработок и практической проверки. Тем не менее, можно надеяться, что и в настоящем виде книга будет в некоторой степени .полезной в деле усовершенствования строительства подземных сооружений большого поперечного сечения.
Автор выражает глубокую благодарность чл.-корр. АС и А СССР В. С. Эрнстову и проф., докт .техн, наук Н. М. Покровскому за советы и указания, сделанные ими при подготовке рукописи, а также инж. М. Н. Белкину за помощь в подборе и обработке литературных материалов.
РАЗДЕЛ ПЕРВЫЙ
ОСНОВЫ ПРОЕКТИРОВАНИЯ
Глава I
ОБЛАСТЬ И УСЛОВИЯ ПРИМЕНЕНИЯ ПОДЗЕМНЫХ СООРУЖЕНИЙ БОЛЬШОГО СЕЧЕНИЯ
§ 1. ХАРАКТЕРНЫЕ ПОДЗЕМНЫЕ СООРУЖЕНИЯ БОЛЬШОГО СЕЧЕНИЯ
Подземные сооружения большого сечения, которые могут быть подразделены на туннели и камеры, представляют собой подземные выработки площадью поперечного сечения порядка 100 м2 и более. Такие выработки проходят не только при строительстве специфических подземных сооружений типа метрополитенов, но и для размещения под землей различных промышленных, гражданских и подсобных предприятий.
Подземные сооружения по их назначению можно разделить на следующие группы:
транспортные и гидротехнические туннели;
подземные заводы;
подземные электростанции и другие энергетические объекты;
подземные хранилища для нефтепродуктов и жидких газов;
сооружения метрополитенов глубокого заложения (станции, щитовые камеры, подземные вестибюли и др.);
сооружения различного назначения (убежища, базы, склады, гаражи, ангары и др.).
Транспортные и гидротехнические туннели
В мировой практике имеются многочисленные примеры строительства транспортных и гидротехнических туннелей, площадь поперечного сечения которых доходит до 400 м2, т. е. во много раз превышает сечение наиболее распространенных перегонных туннелей метрополитенов и однопутных железнодорожных туннелей. Несколько характерных типов туннелей большого сечения показано на рис. 1, где для сравнения приведено и сечение перегонного туннеля метрополитена.
Сечение туннелей принимается в зависимости от их назначения или на основании технико-экономического сравнения одного туннеля большего сечения с несколькими туннелями меньшего сечения.
При проектировании транспортных туннелей часто возникает необходимость сравнения вариантов: двухпутного железнодорожного туннеля с двумя однопутными, двухполосного автодорожного туннеля с двумя однополосными, одного четырехполосного автодорожного туннеля с двумя двухполосными, одного туннеля, используемого для автомобильного и железно
Рис. 1. Типы туннелей большого сечения:
/ — туннель Пирттикоски (Финляндия), 350 м; 2 — туннель Даэн-Си (КНР), 314 м  «^-туннель Иерба-Буен (США), 250 м ; 4 — туннель Ниагара (США), 190 я- 5 — перегонный туннель метрополитена. 29 м
дорожного транспорта с двумя отдельными авто- и железнодорожными туннелями и т.п. Обычно при благоприятных инженерно-геологических условиях, интенсивном движении средств транспорта и необходимости строительства туннеля в короткий срок более экономичными оказываются варианты одного большого туннеля. По примерным подсчетам стоимость строительства двух однопутных туннелей на 20—30% выше, чем одного двухпутного; эксплуатационные преимущества туннелей большего сечения определяются условиями вентиляции и облегчением ремонтных работ.
При проектировании, гидротехнических туннелей сравнение
туннелей различного сечения производят с учетом потерь напора воды на трение. В этом случае оказывается, что два туннеля эквивалентны (по пропускной способности) одному туннелю, площадь сечения которого на 20—30% меньше, чем суммарная площадь сечения двух туннелей. Таким образом, при необходимости скорейшего пуска ГЭС в эксплуатацию на
всю установленную мощность и при хорошем качестве пород по трассе деривации целесообразно принимать вариант с одним большим туннелем. Так, в подземной ГЭС Сторноррфорс в Швеции мощностью 500 тыс. кет требовалось отвести воду от турбин этой станции на расстояние до 4 км. Сравнение двух туннелей площадью по 215 м2 и одного туннеля площадью 360 м2 показало, что последний на 15—20% дешевле, поэтому он и был принят. Впоследствии ввиду повышения расхода воды площадь туннеля была увеличена еще на 30 л2, и в настоящее время этот туннель сечением 390 м2 является самым большим
в мире, он пропускает 800 м3 воды в секунду. В гидротехническом строительстве имеется много примеров сооружения туннелей большого сечения. В Советском Союзе строится несколько гидротехнических туннелей площадью 100 ж2 и более общей длиной 20—25 км.
Строительство туннеля большого сечения вместо нескольких туннелей обычных площадей позволяет сократить число рабочих и повысить производительность труда в полтора-два раза. Это объясняется возможностью размещения в забоях туннелей большого сечения крупногабаритного высокопроизводительного оборудования и наличием свободных пространств, позволяющих механизировать трудоемкие работы. При большой площади сечения туннелей стоимость подземных работ незначительно отличается от стоимости открытых работ. Указанные преимущества привели к широкому распространению большепролетных туннелей, особенно в последние годы в связи с развитием эффективных средств механизации горнопроходческих и бетонных работ.
Туннели большого сечения обычно строят в крепких породах, поэтому конструкция их крепи, как правило, принимается облегченной. Наиболее распространенная форма поперечного сечения туннелей — корытная с вертикальными или наклонными стенками.
Характеристика некоторых гидротехнических туннелей большого сечения приведена в табл. 1 [8, 24, 29, 59, 76, 79, 87], а транспортных туннелей — в табл. 2 [3, 10, 27, 72, 91, 93].
Подземные заводы
Строительство подземных заводов за рубежом усиленно развивалось перед началом второй мировой войны, но наибольший размах получило во второй половине войны. В некоторых зарубежных странах подземные заводы строятся и в настоящее время. Характерные планы подземных заводов показаны па рис 2.
Данные по подземным заводам, построенным в период второй мировой войны в ряде зарубежных стран, приведены в табл. 3 [26, 27, 111].
Следует отметить, что заводы с крупным и тяжелым оборудованием (прокатные станы, заводы по сборке тяжелых бомбардировщиков и т. п.) требуют огромных помещений и входов (рис. 3), что чрезвычайно осложняет строительство и значительно повышает его стоимость. В связи с этим в подземных выработках обычно располагают заводы по выпуску станков, авиационных моторов, точных приборов, оптических устройств, снарядов, химические заводы и т. п. Для подземного завода могут быть использованы камеры и туннели, пройденные ранее для других целей, или новые специально пройденные выработки.
Наименование Г'ЭС, назначение туннеля, страна	Год окончания строительства	Вид породы или коэффициент крепости по М. М. Протодьяконову
Сторноррфорс, отводящий, Швеция	1958	Г нейсы
Пирттикоски, отводящий, Финляндия	1959	Граниты
Даэн-Си, строительный, КНР	1961	/кр = 8-^10
Верхне-Туломская, отводя-	Строит-	Гранито-гнейсы, амфи-
щий, СССР	ся	болиты, диориты
Харрселе, отводящий, Швеция	1957	Гнейсы
Чильфорсен, подводящий, Швеция	1953	Граниты
Умлуспен, отводящий, Швеция	1957	Граниты и гнейсы
Харспронгет, отводящий, Швеция	1951	Граниты
Ниагара, подводящие, США*	1954	Песчаники, известняки
Чильфорсен, отводящий, Швеция	1953	Граниты
Форсмо, отводящий, Швеция	1955	Лептиты
Лю-Дя-Ся, строительный, КНР	1959	/кр=х4ч-16
Глен-Каньон, сбросной, США	1957	Крепкая скальная
Рам селе, отводящий, Швеция	1957	Граниты и амфиболиты
Длина, м	Ширина и высота, м	Площадь поперечного сечения, — м1	Вид и конструкция постоянной крепи (обделки)
4000	16x26,5	390	Бетонная на отдельных участках
2500	16x23,2	350	То же
488	18X18	314	и
600	15x20	280	
3400	15x18,7	260	I»
3700	13X16,5	208	Отсутствует
2400	13X19,2	200	То же
2900	13x15	190	
6 туннелей по 8860 м	Диаметр 15,5	190	Бетонная толщиной 40 см
2680	13X14,5	176	Бетонная на отдельных участках
1000	13x11	175	Отсутствует
683	14x14	170	Железобетонная
850	13,3x13,3	160	Отсутствует
7000	12x16,7	160	То же
Продолжение табл. 1
Наименование ГЭС, назначение туннеля, страна	Год окончания строительства	Вид породы или коэффициент крепости по М. М. Протодьяконову	Длина, м	Ширина и высота, м	Площадь поперечного сечения, мг	Вид и конструкция постоянной крепи (обделки)
Эденсфорсен, отводящий,	1954	Гранито-гнейсы	1470	12x16,5	158	Отсутствует
Чжа-Си, строительный,	1958	/кр = 2н-9	436	13,6X12,8	154	Бетонная на отдельных
КНР Шют-де-Пассес, отводящий, Канада*	1958	Г раниты	2700	Диаметр 14,6	150	участках Отсутствует
Даунсвилл, подводящий,	1919	Песчаники	655	Диаметр	150	Бетонная толщиной 75 см
США*				13,7		
Борисоглебская, подводящий, СССР Хьялта, отводящий, Швеция Шют-де-Пассес, подводя-	1962	Граниты	800	12x14,2	145	Анкерная крепь и шприц-бетон на отдельных участках
	1949	Кварцевые	6100	12,2x12,1	135	Отсутствует
	1958	Г раниты	9300	11,6хН,6	130	Бетонная толщиной 30—60см
щий, Канада**						
Асуан (старая ГЭС), под-	1958	Г раниты	800	12x12	130	Бетонная на отдельных
водящий, ОАР Доньё, отводящий, Швеция Кариба, строительный,	1952	Гнейсы	4700	11X14,2	125	участках Отсутствует То же
	1957	Гнейсы и порфириты	400	10X13	120	
Родезия Нурекская, строительный,	Строит-	Песчаники, алевролиты	3 тунне-	11,9X10,5	115	Арочная крепь и бетонная
СССР	ся		1400			обделка толщиной 40 см
Ингурская, подводящий,	То же	Известняки	16 000	Диаметр	100	Бетонная толщиной 70 см
СССР*				11		
Сакума, сбросной, Япония* Браунли, отводящий, США***	1957	Крепкая скальная	2x680	Диаметр 11	100	Тонкая бетонная
	1956	Крепкая скальная	780	11,6X11,6	94	На участке длиной 120 м бетонная толщиной 45—50 см и металличе-
						ская арочная
* Круглая форма поперечного сечения.
** Коробовая.
♦** Подковообразная Остальные туннели сечением корытообразной формы.
о
Наименование и назначение туннеля, страна	Гол окончания строительства	Породы
Ровский, судоходный, Франция	1927	Мергелистые известняки
Иерба-Буен, смешанный (авто- и железнодорожный), США	1938	Песчаники и сланцы
Саарбург, городской автодорожный, ФРГ	1943	Сланцы
Вагенбургский, (Штутт-гарт), автодорожный, ФРГ	1957	Г ипсовые
Элкгорн, железнодорожный, США	1949	Песчаники
Вэлдо, автодорожный, США’i:	1955	Сланцы
Форт Спринг, железнодорожный, США	1948	Известняки с прослойками глин
Длина туннеля, м	Ширина и высота, м	Площадь поперечного сечения, м2	Вид и конструкция постоянной крепи (обделки)
7266	24,5X17,1	320	Кладка толщиной 60—200 см
165	24,1X15,6	250	Железобетонная толщиной 90—200 см
180	14,7X11,0	137	В своде бетон толщиной 1,5—2 л/, в стенах кладка
824	13,4X12,3	115	Бетонная толщиной 50—ПО гл/, внутренняя железобетонная рубашка толщиной 40—60 см для поддержания изоляции
2160	11,3X11,3	114	Бетонная толщиной 90 см
300	17X8,1	ПО	Металлическая арочная и бетонная
740	11,9X10	100	Металлическая арочная толщиной 20 см и бетонная толщиной 45 см
Продолжение табл. 2
Наименование и назначение туннеля, страна	Год окончания с грои-I ельст ва	Породы	Длина туннеля, м	Ширина и гтысота, м	Площадь поперечного сечения, м2	Вид и конструкция постоянной крепи (обделки)
Бильдшток, железнодорожный, ФРГ*	1955	Сланцы	337	Диаметр И	95	Наружное кольцо из монолитного железобетона толщиной 30 см, внутреннее— сборное предварительно напряженное из мелких блоков толщиной 50 см
Форт Пи г, автодорожный, США	1960	Глина, сланцы, нарушенные песчаники	2 туннеля по 1050	ЮхЮ	90	Металлическая арочная крепь и железобетонная обделка толщиной 50 см
Лехай, автодорожный, США	1957	Глинистые сланцы	1350	10,7x8,4	86	Металлическая арочная крепь, свод бетонный толщиной 60 см, стены и лоток из сборных бетонных элементов толщиной 45 см
Мон-Блан, автодорожный, Италия, Франция	1963	Граниты, кристаллические сланцы	11 600	10,5хЮ	85	Бетонная
Меса-Вердс, автодорожный, США	1958	Крепкие сланцевые глины	450	10,9x7,7	71	Железобетонная
Сан-Франциско, городской!, а вто до ро ж н ы й, С Ш А *ь	1953	Неустойчивые слежавшиеся песчаные грунты с камнями	493	10,1x7,3	61	Железобетонная с двойной арматурой; толщина в своде 92 см, в лотке ПО см
14 Круглая форма поперечного сечения туннеля.
*♦ Коробовая форма поперечною сечения туннеля. Остальные туннели корытообразной формы сечепня.
to
Назначение завода	Породы	Площадь территории завода, тыс. м2
Авиационный (двигатели)	Песчаники	830
Производство само-	Известняк	Объем вырабо-
летов-снарядов и двигателей		ток 1,6 млн. мг
Авиационный (двигатели)	То же	540
То же		180
Оптический	Сланцы	63
Шарикоподшипниковый	»	38
Орудийный	Г раниты	25
Сборка торпед	Песчаники	14
Авиационный (двигатели)	Г раниты	14
Сборочный авиационный	Каменная соль	81
Точные приборы	Граниты	7
Наибольшие пролеты выработок, м	Вид крепи выработок	Особенности подземного сооружения
12	Отсутствует или	Серия параллельных вы-
	из торкрет-бетона	работок, разделенных целиками
20	Отсутствует или бетонная	Серия параллельных выработок
9	Бетонная	74 параллельные выработки длиной по 360 м
10	Отсутствует или бетонная	—
7	Отсутствует	Сооружение имеет центральный туннель, к которому примыкает серия выработок
8	Отсутствует или бетонная	Использованы после реконструкции выработки, ранее пройденные для добычи сланца
12	Отсутствует	Эксплуатируется пока первая очередь площадью около 8 тыс.
17	Бетонная	Размещается в туннеле эллиптического очертания длиной 840 м
12	Отсутствует	Эксплуатируется пока первая очередь площадью примерно 8 тыс. м-
18	То же	Высота выработок 12 м. Доступ с помощью лифтов
15	•	Предусмотрено строительство второй очереди
Естественные пещеры, как правило, непригодны для размещения в них подземных заводов ввиду неправильной Формы с извилистыми проходами. Использование для подземных заводов существующих туннелей обычно требует выполнения значительного объема работ по проведению дополнительных выработок и камер, примыкающих к туннелю.
Рис. 2. Планы подземных заводов:
а — завод «Бофоре» (Швеция) по производству орудий; б — завод по производству авиационных моторов (ФРГ); / — главный вход; 2 — задвигающийся бетонный противо-взрывной щит; 3 — стальные двери; 4 — запасной выход; 5 — помещение архива; 6 — транспортный туннель; 7 — заводские цехи; 3 —помещения завода II очереди; 9 — известняки; 10 — гипсовый пласт
Наиболее целесообразно использовать для подземных заводов комплекс старых выработок, пройденных на свинцовоцинковых, железных и медных рудниках или на нерудных шахтах — гипсовых, соляных, известковых, песчаниковых, сланцевых, гранитных и др. Угольные шахты непригодны для подземных заводов ввиду недостаточной устойчивости пород и опасности шахт по пыли и газу.
Участки для строительства заводов могут быть вскрыты вертикальными стволами или горизонтальными выработками. Сравнительные данные по стоимости строительства и эксплуатации подземных заводов с использованием существующих выработок или пройденных на новом участке приведены в § 2.
Обычно заводы размещают в сети разветвленных туннелей или в отдельных камерах, разделенных между собой целиками породы. Помещения подземного завода могут быть располо-
Рис. 3. Перспективный план подземного завода по сборке самолетов (Швеция)
жены на одном или нескольких горизонтах с оставлением между ними целиков. В последнем случае имеется возможность применения высотно-поточной схемы производства с обслуживанием всех горизонтов одним подъемником. Многоярусная схема расположения подземного предприятия может оказаться в ряде случаев экономически целесообразнее других схем компоновки.
Оптимальное число входов в подземное предприятие решается в комплексе с технологическим процессом. Следует отметить, что большое количество входов облегчает производство строительных работ, но затрудняет обеспечение защиты завода. Подземное предприятие, как правило, разделяют на секции для того, чтобы при аварии в одних выработках не нарушалась работа в других.
Наиболее рациональная конструкция подземного помещения представляет собой необлицованную выработку с внутренними декоративными стенами и сводом, выполненными из тонких плит. В большинстве случаев скальные свод и стены усиливают анкерной крепью, после чего подвешивают сетку и покрывают торкрет- или шприц-бетоном. Выработки, пройденные в нарушенных породах, крепят монолитной или сборной бетонной или железобетонной крепью. При выборе крепи учитываются вибрационные и другие эксплуатационные нагрузки.
В США форма выработок для подземных заводов стандартизирована. На рис. 4 показаны типовые формы выработок пролетом 24 л, имеются типовые решения и для пролетов 6, 12, 18 и 30 я. Верхние этажи камер могут иметь плоскую или сводчатую формы сечения. Высота первого этажа принимается 5,5 л/, второго 4,5 м (в свету между перекрытиями). Для размещения крупногабаритного оборудования междуэтажные перекрытия разбираются.
В подземных заводах предусматривается приточно-вытяжная система вентиляции с резервными воздухозаборами. При нормальном режиме на
каждого человека, работающего в подземном заводе, должно подаваться 6—10 я3/мин свежего воздуха.
Установки для охлаждения, подогрева и кондиционирования воздуха преимущественно размещаются под землей. Котельные могут быть вынесены за пределы подземного объекта, а при помещении их под землей дымоходы выводят через буровые скважины или шахты.
Освещение помещений целесообразно производить люминесцентными лампами по типу безоконных предприятий. Для улучшения условий освещенности рекомендуется окрашивать




I ; : ! Г5
S --_


План завода

Помещение
Целик
—I-------- 150-250—
Рис. 4. Сечение выработок подземного завода (США):
/ — бетонная или железобетонная крепь. // — облегченная конструкция крепи (торкретбетон); а — сводчатая конструкция высотой в 1,5 этажа; б — сводчатая конструкция высотой в 2,5 этажа; в — двухэтажная конструкция с плоской кровлей Двойными линиями показаны несущие внутренние конструкции
внутренние конструкции в светлые тона, а в коридорах и соединительных галереях, где не требуется большой освещенности, применять указатели, наносимые самосветящимися составами.
Подземные электростанции
В настоящее время в 30 странах мира эксплуатируется и строится около 300 подземных электростанций общей мощностью около 30 млн. кет, проектируется значительное число станций такой же суммарной мощностью.
Наибольшее число подземных станций (60 станций) построено в Италии, общая мощность их составляет 4,5 млн. кет, или 30% мощности всех станций страны. В Швеции работает 31 подземная ГЭС мощностью 3,3 млн. кет, или 50% общей мощности всех станций, строится еще 14 станций мощностью 1,6 млн. кет. В Норвегии имеется 26 подземных станций мощностью 1,4 млн. кет, строится еще 12 станций мощностью 1 млн. кет. В Канаде эксплуатируется только 3 подземные ГЭС, однако мощность их составляет 3,5 млн. кет. В Советском Союзе построено и строится ряд подземных ГЭС. Строительство подземных ГЭС развито также в странах народной демократии.
Подземными строятся не только гидравлические, но и тепловые станции. Например, во время второй мировой войны в Германии была пущена в эксплуатацию тепловая подземная станция мощностью 32 тыс. квт\ в Швейцарии построена подземная тепловая станция мощностью 9,4 тыс. квт\ во Франции— мощностью 40 тыс. кет; в Швеции в 1961 г. введена в эксплуатацию первая очередь подземной паротурбинной станции Стенугзунд мощностью 580 тыс. кет.
Имеются примеры строительства подземных атомных станций и реакторов. В частности, в Швеции построен подземный реактор мощностью 75 тыс. кет, который размещается в выработке размерами 60X 15X27 м, строятся также две подземные атомные станции. В Швейцарии предусмотрено строительство подземной атомной электростанции, реактор которой размещается в цилиндрической выработке диаметром 20 м и высотой 40 м с верхним и нижним сводами — куполами. Турбины расположены в камере длиной 60 м, пролетом 13 м и высотой 15 м.
Большое распространение получили подземные помещения для установки различного энергетического оборудования и насосных станций. Значительные размеры имеют подземные уравнительные камеры, служащие для гашения энергии гидравлического удара в напорных деривационных сооружениях.
Объем подземных работ на строительстве энергетических объектов достигает значительной величины. Например, во Франции и Италии с 1946 по 1953 г. построено 1000 км туннелей и других выработок, уложено 3.3 млн. ти3 бетона в подземные сооружения. Объем подземных выработок на отдельных объектах весьма большой, например на ГЭС Ингури (Груз. ССР) он составляет 2,8 -млн. ж3, на ГЭС Нечако-Кемано (Канада) — 1,3 млн. м3.
Подземные ГЭС имеют следующие преимущества по сравнению с открытыми:
в части компоновки — сокращение длины напорных трубопроводов, обеспечение защиты сооружений от лавин, обвалов, камнепадов, исключение мероприятий по специальной защите сооружений напорно-станционного узла, значительное улучшение условий эксплуатации в зимний период;
в части конструкций — использование несущей способности скального массива, что значительно облегчает конструкцию не только напорных трубопроводов, но и стен, колонн, подкрановых балок, подводного массива машинных зданий. Удельный расход бетона (в м3 на 1 квпг) в целом по напорно-станционному узлу по сравнению с открытыми ГЭС в большинстве случаев сокращается. Средний удельный расход бетона в Швеции составляет на открытых ГЭС 0,57 м31квту на подземных 0,29 м31квт\
в части производства работ — независимость строительных работ от климатических условий, что особенно важно для северных и южных районов, а также возможность использования взорванной породы в качестве материала для каменно-набросных плотин;
в части эксплуатации — расходы по эксплуатации подземных ГЭС обычно не превышают расходов на ГЭС открытого типа, а в некоторых условиях оказываются ниже.
Отмеченные преимущества подземных ГЭС позволяют в ряде случаев сократить их стоимость и сроки строительства по сравнению с открытыми (см. § 2).
В зависимости от места расположения здания ГЭС на трассе деривации могут быть выделены следующие три типовые схемы подземных гидроэлектростанций:
концевая (рис. 5, а)—здание расположено в конце трассы деривации, отводящий туннель имеет незначительную протяженность по сравнению с подводящим;
головная (рис. 5,6) — здание расположено вблизи водозабора, подводящий туннель отсутствует полностью или имеет незначительную длину по сравнению с отводящим туннелем;
2 В. М Мостков
промежуточная (рис. 5, в)—здание расположено в средней части трассы деривации, подводящий и отводящий туннели имеют примерно одинаковую длину.
Схема компоновки ГЭС определяет строительные подходы к зданию станции. При концевой схеме обычно устраивают горизонтальные подходы, при других схемах целесообразнее вертикальные или наклонные подходы.
Компоновка, размеры и конструкция здания станции зави
сят от размещения и типа основного гидротурбинного, гидро-
механического и электрического оборудования. Характерные сечения подземных машинных залов показаны на рис. 6.
С целью сокращения размеров подземных выработок предложен ряд новых решений по компоновке ГЭС, осуществление которых позволит снизить предельные пролеты машинных залов до 15—20 м, что облегчит производство работ и снизит стоимость сооружения.
Характеристика некоторых .построенных подземных ГЭС приведена в табл. 4 [24, 35, 59, 68, 89].
Высота выработок ма-
Рис. 5. Типовые схемы подземных ГЭС: /*—водозабор; 2 — подводящий туннель; 3 — уравнительный резервуар; 4 — напорный трубопровод; 5 — подземный зал ГЭС; 6 — отводящий туннель
шинного помещения составляет 10—50 м, длина зависит от количества агрегатов и изменяется от 20 до 220 м.
Конструкции выработок зависят в основном от инженерногеологических условий и бывают следующих типов:
свод и стены камеры не закреплены или покрыты только торкрет-бетоном с применением анкерной крепи;
свод закреплен бетонной или железобетонной крепью с передачей нагрузки на породу, стены не закреплены;
свод имеет бетонную или железобетонную крепь, которая передает нагрузку на скалу, стены закреплены бетоном или железобетоном с установкой анкеров в породу;
свод и стены выработки закреплены монолитной бетонной крепью, воспринимающей всю нагрузку.
Обогрев подземных ГЭС осуществляется так же, как и наземных (путем использования тепла трансформаторов). Количество необходимого тепла сменьше, чем в наземных ГЭС, однако значительно сложнее решаются вопросы вентиляции.
Свежий воздух подается с поверхности по специальной шахте или туннелю и через нагреватели поступает в подземное здание. Отработанный воздух отводится из пространства между сводом здания и декоративным потолком. Количество посту
8
Рис. 6. Сечения подземных машинных залов ГЭС: / — генератор; 2 — турбина; 3 — затворы; 4 — трансформаторы
пающего свежего воздуха должно обеспечить полный обмен воздуха во всем здании в течение 1 ч, производительность вентиляторов принимается 10—50 м?1сек.
Машинное здание освещается через проемы в подвесном потолке, из окон в декоративных стенах, путем подсвечивания бетонных или скальных стен лампами дневного света и др. Свод и стены окрашивают в яркие тона.
Название ГЭС, страна	Год окончания строительства	Мощность ГЭС, тыс. кет	Породы	Пролет машинного зала, м	Высота машинного зала, м	Объем машинного зала ГЭС, тыс. м3	Конструкция крепи
Нечако-Кемано, Канада	1954	835 (1 очередь)	Кварцевые диориты и гранодиориты с прослойками пегматита	25	42,5	237	Свод бетонный толщиной 70—160 см, стены без обделки
Харспронгет, Швеция	1951	378	Граниты	18	43	60	Свод из торкрет-бетона по металлической сетке, стены без обделки
Хааз, США	1959	128	Крепкие голубые граниты	17	30,4	22,2	Свод из торкрет-бетона по сетке
Берсимис, Канада	1956	960 (1 очередь)	Крепкие скальные породы	19,9	24,3	106,5	Свод и стены бетонные
Соверзене, Италия	1956	220	Доломитовые известняки	25,8	39,1	60	Свод и стены бетонные
Изер-Арк, Франция	1954	130	Скальные породы	17,6	28	52	Свод железобетонный толщиной 80—220 см, стены заторкретиро-ваны
Кенакрок, Шотландия	1958	20	Трещиноватые скальные породы	14,3	25	8	Свод бетонный, стены не закреплены
Ирафосс, Исландия	1953	46,5	Туфы и базальтовые лавы	15	30	12	Свод железобетонный, стены декоративные
Арзнинская, СССР	1956		Базальты	17,2	33	25,3	Свод железобетонный толщиной 80 см, стены железобетонные, заанкеренные в породу
Продолжение табл. 4
Название ГЭС, страна	Год окончания строительства	Мощность ГЭС, тыс. кет	Породы	Пролет машинного зала, 		й ” о ш Э 3	* о 3 2 О Н А =6 о	Конструкция крепи
Нивская-3, СССР	1950		Гранито-гнейсы	16	33	37,4	Свод бетонный, стены бетонные толщиной в среднем 80 см
Каникада, Португалия	1955	64	Граниты	18	30	17,5	Свод железобетонный, стены бетонные
Ладжанурская, СССР	1960	—	Крепкие слаботрещиноватые известняки	16,55	38	45,5	Свод железобетонный, стены не закреплены
Форсакава, Бразилия	1957	330	Гнейсы различной крепости	19,4	33,4	65	Свод и стены железобетонные толщиной 40—50 см
Ампеццо, Италия	1948	62,4	Слои мергеля, песчаники, известняки	15,4	25,3	22	Свод железобетонный толщиной 100—140 см, стены бетонные
Севанская, СССР	1956	—	Порфириты и мелкообломочные туфобрекчии	17,2	36	25	Свод железобетонный толщиной 100 см, стены железобетонные толщиной 20—60 см
Подземные хранилища для нефтепродуктов и жидких газов
Рис. 7. Схема искусственного подземного хранилища жидких газов
В настоящее время в связи с развитием промышленности в различных странах возникла необходимость строительства большого числа крупных хранилищ жидких углеводородных газов (пропан, бутан, изобутан, этилен, пропилен, бутилен, газовый бензин и др.).
Сооружаемые на газобензиновых заводах наземные хранилища, емкость которых исчисляется исходя из объема семидневной продукции предприятия, не обеспечивают ритмичной работы и не позволяют регулировать сезонную неравномерность потребления жидких газов. В районах, удаленных от месторождений природного газа, и на перевалочных базах также необходимо иметь крупные хранилища. Потребная емкость резервуаров, обслуживающих определенны" район, должна быть равна 75— 80 объемам среднесуточного потребления жидкого газа [19]. Хранение жидких углеводородных газов в стальных резервуарах-газгольдерах тре
бует значительного расхода металла и капиталовложений. Например, при хранении жидкого газа в стальных резервуарах объемом 100—200 м3 требуется 250—350 кг металла на 1 м3 емкости. Жидкие углеводороды резко увеличивают объем и давление при повышении температуры, что заставляет предусматривать значительные резервы емкостей и усиление конструкции наземных газгольдеров. Требования, связанные с увеличением прочности, и герметичности резервуаров, обусловлены взрыво- и пожароопасностью летучих смесей при утечке газов.
Недостатки наземного хранения жидких газов и нефтепродуктов явились причинами поисков новых методов хранения — в подземных емкостях. Наиболее целесообразным местом хранения больших объемов нефтепродуктов и жидких газов являются резервуары, сооруженные в отложениях каменной соли путем размыва (выщелачивания) полостей через буровые скважины. В тех (местах, где нет залежей каменной соли, выработки, используемые для хранилищ, проходят горным способом. В отдельных случаях используют горные выработки (отработанные шахты), пройденные ранее для других целей.
Некоторые характерные примеры построенных горным способом подземных хранилищ нефтепродуктов и жидких газов приведены в табл. 5 [19, 26, 63, 111]. Принципиальная схема подземного хранилища жидкого газа показана на рис. 7. 22
Страна, местность	Емкость хранилища, тыс. м3	Породы	Наименьшая глубина залегания, м
Гавайские острова,	900	Скальные	
Пирл-Харбор			
Алжир, Мерс-эль-Кебир	—	Известняки, сланцы	—
США, штат Нью-Джерси	108	Глинистые сланцы	—
США, штат Пенсиль-	40	Граниты	90
вания			
США, штат Илли-	38	Известняки	100
нойс			
США, штат Огайо	24	Глинистые сланцы, известняки	100
США, штат Иллинойс	21	Сланцевые глины, доломиты, песчаники	70
Бельгия, Антверпен		Глина	50
Схема хранилища	Вид крепи	Примечание
20 вертикальных выра-	Железо-	Построено в 1944 г. Ши-
боток высотой 80 м и шириной 33 м (площадь сечения около 2300 м*)	бетонная	рина целиков между выработками 60 м
Серия выработок пролетом до 20 м и высотой до 15 м	Бетонная	Отдельные резервуары размещены в камерах
Серия соединенных между собой туннелей большого сечения	Анкерная	Построено в	1957— 1959 гг.
Камера	—	—
6 соединенных между собой туннелей пролетом 6 м и более	—	Длина туннелей по 450м
Отдельные камеры высотой 8 м, разделенные целиками (столбами) породы	Анкерная	Построено в 1958— 1960 гг.
Серия туннелей большого сечения и отдельных камер	Отсутствует	Камеры расположены на глубине 100 м
Серия туннелей пролетом 6,5 м, расположенных в два яруса	Бетонная	Туннели для хранения жидкого пропана на глубине 80 м
При определении глубины залегания подземного хранилища принимают во внимание давление газов, которому должен противостоять вес пород от кровли хранилища до поверхности. По данным практики, минимальная глубина залегания при давлении до 10 ат составляет 50—60 Л1, обычно же хранилища располагают на глубине 100—120 м.
Наиболее экономичными являются подземные хранилища, сооружаемые в породах, не требующих сплошной бетонной крепи. Для строительства хранилищ обычно выбирают породы, способные сохранять устойчивость без применения крепи или с облегченной крепью (анкерная, из торкрет-бетона).
По сравнению с незакрепленными хранилищами применение анкерной крепи повышает стоимость строительства на 20%, а сплошной бетонной крепи—на 80—100%.
Для необлицованных (без сплошной водонепроницаемой крепи) емкостей необходимо, чтобы породы были прочными, нетрещиноватыми и плотными. Пористость пород не должна превышать 5—12%, проницаемость — не выше 100 миллидарси [19]. Породы не должны реагировать на агрессию со стороны хранимых продуктов (выщелачивание и др.) и не оказывать на эти продукты каких-либо вредных воздействий (загрязнение, химические реакции и др.). В практике имеются примеры строительства необлицованных хранилищ, располагаемых в сланцах, аргиллитах, известняках, доломитах, мелу, песчаниках, гранитах и кварцитах, т. е. диапазон пород оказывается достаточно широким. Кровля выработок обычно устраивается сводчатой, стены вертикальные или криволинейные.
При применении бетонной или железобетонной крепи устройство хранилища возможно в трещиноватых, но устойчивых породах. В этом случае должны приниматься меры к повышению плотности бетона, поскольку при высоких давлениях он является газопроницаемым материалом. Имеются также примеры строительства таких хранилищ в глинах и глинистых сланцах. Бетонную крепь применяют обычно и при строительстве хранилищ в водоносных породах. В некоторых случаях в хранилищах возводят бетонную крепь и применяют цементацию пород для обеспечения их герметичности.
В Швеции подземные нефтехранилища сначала устраивали в виде туннелей с горизонтально уложенными цилиндрическими резервуарами или в виде сопряженных сводчатых резервуаров. Обе схемы оказались неудовлетворительными: первая ввиду недоиспользования 50% емкости, вторая из-за статической неустойчивости конструкции при повреждении одного из цилиндров. Более целесообразными явились вертикальный цилиндрический резервуар с куполом и горизонтальный резервуар прямоугольного сечения. Вертикальные резер-24
вуары имеют бетонную крепь небольшой толщины, которая полностью передает внутреннее давление на породу, горизонтальные — тонкостенную предварительно напряженную бетонную крепь (обделку) с внутренней стальной оболочкой толщиной 3—6 мм. Предварительное напряжение создается при укладке бетона пневмонагнетателями под давлением до 3 ати за металлическую оболочку, которая заанкерена в породу. К вертикальному резервуару подводят два туннеля: один (на уровне подошвы) служит в качестве строительного подхода, для нефтепровода и дренажа, второй (у вершины купола)—для вентиляции и инспекции. Емкость таких резервуаров 4—8 тыс. м\
Выработки большого сечения на метрополитенах
Проектирование и строительство двухсводчатых, трехсводчатых с пилонами и колоннами и многосводчатых станций метрополитенов подробно освещаются в специальной литературе [15, 25, 36]. В настоящей работе рассматриваются одно-
Рис. 8. Односводчатые станции парижского метрополитена: а — станция «Абесс*; б — станция «Порт де Иври>
сводчатые выработки большого сечения, сооружаемые подземным способом. К таким выработкам относятся одиночные станционные туннели диаметром 8,5 и 9,5 м, односводчатые станции с пролетами 20 м и более, различного типа вестибюли, пролет которых достигает 15 м, щитовые камеры, имеющие наибольшие размеры 11X16X38 м (ширина, высота, длина), камеры съездов, раструбы и тупики, пролет которых на коротких участках равен около 15 м, и др.
Станционные туннели имеют длину до 150 м и крепятся обычно чугунными тюбингами. С целью экономии металла Метрогипротрансом разработаны и применены в опытном порядке железобетонные тюбинги.
Односводчатые станции (рис. 8) получили большое распространение на метрополитене в Париже; несколько таких станций имеется и в других метрополитенах, в частности в Стокгольме, где строительство станции велось буровзрывным способом. В Советском Союзе построена одна односводчатая
станция — «Библиотека имени Ленина». Строительство таких станций представляется целесообразным в крепких устойчивых породах, поскольку в слабых породах осложняются работы по сооружению выработок с большими пролетами; крепь односводчатых станций получается весьма тяжелой, объем односводчатой станции на 15—20% больше, чем трехсводчатой. В последнее время разработаны предложения о сооружении односводчатых станций пролетом до 18 м со сборной железобетонной крепью, позволяющей расширить область применения таких станций.
Выработки различного назначения
В разных странах построены и эксплуатируются многочисленные подземные сооружения больших размеров, имеющие различное назначение. К таким сооружениям относятся убежища для людей, стоянки для судов, гаражи для автомашин,

Рис. 9. Подземное убежище для морских судов (Франция):
/ — направление разработки; 2 — направление выдачи породы. 3 — галерея для бетонирования замка свода;
4 — бетон
туннель площадью 100 м2.
склады, ангары для самолетов, базы и доки подводных лодок и др. Некоторые примеры таких сооружений приведены в табл. 6 [26, 109, 111, 112].
Уникальное убежище для морских судов построено во Франции (рис. 9) [26]. Работы по выемке породы и бетонированию производились из ряда штолен.
В Стокгольме в 1952—1954 гг. были построены два бомбоубежища, используемые в настоящее время для гаражей автомашин. Убежище «Катарина» вмещает 20 тыс. человек и осуществлено в виде туннеля с примыкающими к нему камерами (рис. 10). Общий вид одной из камер показан на рис. И. Убежище под площадью Клары, рассчитанное на 15 тыс. человек, представляет собой двухэтажный
Подземный трехэтажный гараж более чем на 2000 машин построен в Чикаго, трехэтажный гараж на 5000 автомашин — в Лос-Анжелосе. В Канаде строится 14-этажный подземный гараж длиной 210 м, шириной 24,6 м и высотой 42 м, во Франции— подземный гараж на 5000 машин и др. 26
Назначение сооружения, страна	Породы	Общий объем, тыс. м3
Убежище для морских судов, Франция	Скальные	—
Бомбоубежище-гараж (Катарина), Стокгольм, Швеция	Граниты	100
Бомбоубежище-гараж (Клара), Стокгольм, Швеция База(арсенал, склад) Мерс-эль-Кебир, Алжир	То же	60 (с подходами)
	Известняки, сланцы	200
Склад общего снабжения, США (Ай-рон-Маунтин)	Песчаник	680
Склад общего снабжения в порту г. Осло, Норвегия	Граниты и гнейсы	150
Склад-холодил ьник, США (Канзас-Сити) Радиолокационная установка, США (г. Колорадо)	—	Площадь 5 га
	Граниты	283
Размеры выработок	Схема компоновки	Вид крепи (обделки)	Примечание
Ширина 45 м, высота 66 м	Туннельная выработка	Бетонная	Глубина воды 13 м
Туннель шириной	Туннель длиной	Бетонная	Убежище вме-
12 м и высотой	300 м и две каме-	на отдель-	щает 20 тыс.
10 м и камеры диаметром 26 м и высотой 13 м	ры по краям	ных участках	человек
Ширина 16 л/, высота 9 м	Кольцевой туннель в плане длиной 240 м	Отсутствует	Убежище вмещает 15 тыс. человек
Ширина 18,4 м, высота 22 м	Четыре параллельные камеры длиной по 140 м	Бетонная	Объем дополнительных выработок 100 тыс. мл
Площадь отдельных помещений более 1 тыс. м2	Серия камерных выработок	Отсутствует	Приспособлены ранее пройденные выработки
Ширина 9 лл высота 14 м	Шесть параллельных камер длиной по 200 м	Из сборных железобетонных плит	
—	Серия камерных выработок	Отсутствует	Приспособлены ранее пройденные выработки
Наибольшая ширина 13,7 м, высота 18,3 м	Шесть взаимно перпендикулярных камер длиной по 130 м	Анкерная	Строительство начато в 1961 г.
Рис. 10. План подземного убежища в Стокгольме:
/ — входы (для людей и автомашин); 2 — скальный целик; 3—пятиэтажное машинное помещение; 4 — место обслуживания машин;
5 — вход к метрополитену; 6 — двухэтажный эскалаторный вход с улицы; 7 — главный туннель с внутренней трехэтажной конструкцией. 8 — трехэтажный эскалаторный вход с улицы
Рис. 11. Общий вид одной из камер подземного убежища в Стокгольме
В США и странах Европы имеется большое количество подземных складов для хранения продуктов, боеприпасов, товаров, медикаментов и других предметов.
В Советском Союзе также имеются подземные склады для хранения продовольствия. Например, в Крыму [58] под склады используются камеры, образованные в процессе разработки крупными блоками ракушечников, известняков и других строительных материалов. Камеры представляют собой серию параллельно расположенных туннелей с плоской кровлей; длина туннелей примерно по 200 Л1, ширина и высота 10—12 м\ ширина целиков между туннелями 10—12 м. Выработки, как правило, не крепят. В выработках одного из соляных рудников предусмотрено разместить завод шампанских вин. Этот рудник, расположенный на глубине 150 м от поверхности, занимает площадь около 10 га и имеет ряд параллельных камер с пролетом до 15 м. Своды камер не закреплены и опираются на целики шириной 8—10 м, в целиках имеются проходы шириной 1 м.
Часто склады используют в качестве холодильников-рефрижераторов. Один из таких складов расположен в районе г. Канзас-Сити (США); полезная площадь склада около 5 га. На складе можно хранить одновременно до 25 тыс. т замороженных продуктов.
Склад компании «Айрон-Маунтин» (США) общей площадью около 680 тыс. м2 размещен в ранее пройденных горизонтальных выработках. Площадь отдельных помещений превышает 1000 м2.
В 1957 г. в Норвегии в порту г. Осло был построен подземный склад общей площадью 31 тыс. м2. Склад представляет собой шесть параллельных туннелей-камер длиной 200 м, шириной 9 м и высотой 14 ж, площадь каждой камеры равна 124 м2. На рис. 12, а показана схема расположения выработок и поперечное сечение одной из камер. Подходы к складу представляют собой два туннеля сечением по 80 м2 и длиной по 160 м. Для облицовки свода и стен складских помещений были использованы тонкие вакуумированные железобетонные плиты.
В Алжире построена военно-морская подземная база Мерс-эль-Кебир. Общий объем выработки превышает 300 тыс. м3. Под собственно базу (склады, мастерские, арсенал) используются четыре камеры длиной по 140 м, пролетом 18,4 м и высотой 22 м. На рис. 12,6 показана схема расположения выработок и разрез по одной из камер.
В период второй мировой войны в Гельголандской бухте (территория ФРГ) были построены доки для подводных лодок. Длина доков составляет 150 м, ширина 28 м.
В США строятся комплексы для размещения межконтинентальных ракет [109]. Комплексы включают в себя шахты для
ракет, подъемников и локаторов, соединительные туннели, а также помещения для силовой установки и центра управления. Последние представляют собой сферические или полусферические выработки диаметром до 20 м с бетонной крепью тол-
с
Рис. 12. Специальные подземные склады:
а — подземный склад в г. Осло (Норвегия): б — морская база Мерс-эль-Кебир (Алжир); * 1 — помещения складов; 2 — главные подходные туннели; 3 — конторские помещения; 4—6 — строительные подходы; / — известняки; II — сланцы
щиной 60 см. В подземные комплексы входят также помещения для складов оборудования и для смешивания топлива — цилиндрические выработки диаметром 8—12 м и высотой 12— 15 jw, закрепленные бетонной крепью.
§ 2. ТЕХНИКО-ЭКОНОМИЧЕСКИЕ ПОКАЗАТЕЛИ
Основные данные по стоимости, срокам и трудоемкости работ при проходке туннелей и камерных выработок большого 30
сечения, приведенные ниже, могут быть использованы для ориентировочного определения технико-экономических показателей при проектировании подземных сооружений.
Туннели большого сечения
График стоимости (прямые затраты) выемки 1 л<3 скальных пород при проходке туннелей в Швеции и Норвегии приведен на рис. 13 (все стоимостные показатели здесь и далее пересчитаны на рубли по курсу 1962 г.). Эти показатели относятся к туннелям, сооружаемым в сухих скальных породах без крепления. При незначительном ухудшении качества пород стоимость увеличивается на 20—30%, а при сильнотрещиноватых породах—может возрасти в 1,5—2 раза.
Рис. 13. График стоимости выемки 1 м3 скальной породы при сооружении туннелей (без учета крепления):
1 — по данным Швеции: 2 — по данным Норвегии
Стоимость выемки скальных пород при проходке выработок большого сечения в 1,5—2,5 раза выше, чем на открытых разработках. Например, при строительстве Борисоглебской ГЭС средняя стоимость выемки 1 м3 слаботрещиноватой скальной породы в подземных выработках составила 6 р. 60 к. против 4 р. 60 к. на открытых скальных работах. Следует отметить, что стоимость выемки 1 м3 породы при разработке уступа туннеля обходится в среднем в 1,5—1,7 раза дешевле, чем при разработке подсводной части.
Скорость проходки туннелей большого сечения зависит от их размеров, инженерно-геологических условий и применяемого оборудования. Для предварительных расчетов скорости проходки туннелей в скальных породах может быть использо-31
ван график среднемесячных скоростей за весь период строительства, представленный на рис. 14. Из графика видно, что скорость проходки туннеля в целом в значительной степени зависит от типа применяемого экскаватора.
При проходке туннелей большого сечения в мягких породах скорость уменьшается. Например, средняя скорость проходки щитовым способом туннелей диаметром 8,5—9,5 м составляет 50—60 м!месяц. В отечественной практике имеются примеры
м/месяц
Рис. 14. Зависимости скорости проходки от площади поперечного сечения туннеля и емкости ковша экскаватора:
/ — при емкости ковша экскаватора 1 м ; 2 —то же, 1,35 м\ 3 — то же, 2,3 м ; 4 — то же, з м3
щитовой проходки туннелей диаметром 8—9 м со скоростью до 75 м/месяц. Скорость проходки некоторых туннелей приведена в главе IX.
Данные о требуемом количестве рабочих при проходке туннелей в крепких породах (для одного забоя) приведены в табл. 7.
Таблица 7
Показатели	Плошааь поперечного сечения туннеля, м2					
	60	|	80	|	100 |	120 |	140 |	160
Общее количество рабочих, занятых на строительстве туннеля . .	45	60	80	104	130	160
Наибольшее количество рабочих в смену, занятых непосредственно в забое 		8	11	14	17	19	22
Затраты труда могут быть подсчитаны по графику на рис. 14 и табл. 7. По данным передовой практики, средняя тру-32
доемкость выемки 1 jh3 породы при проходке туннелей большого сечения в крепких породах составляет 0,5—1,5 чел-ч. Если же учесть только среднее число рабочих, занятых в забое во всех сменах, то эта величина составит 0,2—0,4 чел-ч.
Например, на строительстве одного туннеля в 1961 г. площадью 75 м2 разработка забоя осуществлялась в две 8-часовые смены комплексной бригадой из 10 человек со скоростью 3,4 м!сутки. Трудоемкость выемки 1 м3 породы составила 0,4 чел-ч, что достигалось механизацией работ и совмещением профессий бурильщиков, слесарей и взрывников.
В слабых породах затраты труда оказываются значительно выше. Например, для туннелей диаметром 8—9 м, проходимых щитом, трудоемкость составляет 3,5—5,5 чел-ч/м3, а при разработке туннеля несплошным сечением (по элементам) затраты труда на 1 м3 породы доходят до 6—8 чел-ч и более.
Камерные выработки
Установлено, что чем больше объем выработки, тем ниже стоимость выемки породы и возведения бетонной крепи. Шведские инженеры рекомендуют принимать укрупненные показа-
Рис. 15. Продолжительность строительства камер и монтажа оборудования в зависимости от объема выломки (точками обозначены примеры из практики)
тели проходки камер различного назначения в крепких породах (без учета крепления бетоном): при объеме 10, 20, 40 тыс. м3 стоимость выемки 1 и3 породы будет составлять соответственно 7, 5,8 и 4,8 руб.
Стоимость 1 м3 бетонной крепи составляет 25—45 руб. и зависит от объемов и вида крепления.
На рис. 15 приведены практические данные, характеризующие продолжительность строительства подземных камер
3 В. М Мостков	33
(с учетом подходных выработок и монтажа эксплуатационного оборудования в них). Относительно большой разброс определяется разнообразием инженерно-геологических условий, конструкций, подходов, разной степенью механизации и т. д. Можно рекомендовать ориентировочные сроки строительства подземных камер (включая монтаж оборудования): при объеме камеры до 30 тыс. м\ от 30—60 тыс. м3 и более про
Рис. 16. Стоимость 1 м2 площади подземного предприятия при минимальной реконструкции ранее пройденных выработок для других целей (по данным США):
должительность 'строительства будет составлять соответственно 1,5—2; 2—2,5 и до 3,5 лет.
Монтаж и наладка оборудования занимают обычно 0,5—1 год, но частично могут быть совмещены во времени со строительными работами.
Далее рассматриваются технико-экономические показатели строительства различных подземных сооружений, располагаемых в камерных выработках.
Подземные заводы и склады. При сопоставлении подземного завода или склада с такими же предприятиями, располагаемыми на поверхности, могут быть использованы данные, полученные на основании анализа строительства боль
1 — при вертикальных подходах; 2 — при
горизонтальных подходах
шого количества таких объектов за рубежом.
Наиболее экономичным является строительство подземных заводов и скла-
дов в выработках, ранее пройденных для других це-
лей. Однако, при этом следует учитывать удобства размещения и эксплуатации оборудования в таких выработках. На рис. 16 показаны сводные графики, характеризующие практические данные по стоимости 1 м2 площади готового предприя-
тия в зависимости от общих размеров полезной площади реконструируемых выработок [111]. Области, заштрихованные на графике, ограничены кривыми, нижние из которых отвечают удобному расположению выработок и большим пролетам.
а верхние — соответственно неудобному расположению и малым пролетам выработок. Установлено, что стоимость 1 м2 подземного завода с горизонтальными подходами в несколько раз меньше, чем с вертикальными.
Таблица 8
Тип предприятия	Наземное предприятие		Предприятие, располагаемое в ранее пройденных выработках		Новое подземное предприятие	
	Общая стоимость, °6	Стоимость 1 м2, %	Общая стоимость, %	Стоимость 1 м2, %	Общая стоимость, 0(	Стоимость 1 м2, %
Завод точного машиностроения 		100	100	119	95	144	121
Химический завод 		100	100	134	85	160	127
Склад 		100	100	78	96	151	166
В табл. 8 приведена сравнительная стоимость строительства заводов и складов в различных условиях [111]. Из этой таблицы следует, что строительство нового подземного завода в целом обходится дороже наземного примерно в полтора раза. Стоимость 1 м2 площади подземного завода, построенного на новом месте, на 24% выше, а при использовании ранее пройденных выработок на 10% ниже, чем для наземного завода. Склад, построенный под землей, дороже наземного примерно на 50%, а при использовании ранее пройденных выработок дешевле на 20%. Эти цифры показывают, что стоимость строительства подземных предприятий сопоставима со стоимостью наземного предприятия.
Например, строительство склада в г. Осло обошлось несколько дороже, чем подобного наземного склада. Однако с учетом экономии места в порту, которое было использовано для постройки новых причалов, общая стоимость строительства подземного склада оказалась ниже, чем наземного. При ис пользовании различного рода выработок у г. Канзас-Сити (США) для хранения замороженных продуктов стоимость реконструкции этих выработок под склад составила всего 10% стоимости наземного холодильника той же емкости.
По данным опыта строительства в Швеции, стоимость подземных промышленных предприятий всего на 15% выше наземных, причем с учетом эксплуатационных затрат разница в стоимости полностью компенсируется через несколько лет работы предприятия. При этом следует иметь в виду исключительно благоприятные инженерно-геологические условия для строительства подземных выработок в Швеции.
>3*	35
Расходы на обслуживание и ремонт подземного предприятия только на 2—3% превышают аналогичные расходы по наземному предприятию.
Стоимость строительства нового подземного промышленного предприятия в значительной степени зависит от пролета и конструкции выработок. Сравнительные данные по стоимости нового подземного завода приведены на рис. 17. Здесь за единицу принята стоимость 1 м2 одноэтажной сводчатой камеры шириной 6 м, без несущей крепи, с декоративными сводом и
Рис. 17. Графики сравнительной стоимости строительства нового подземного предприятия (по данным США):
а — незакрепленные выработки; б — выработки с анкерной крепью; свод и стены покрыты торкрет-бетоном по сетке; в — выработки с бетонной или железобетонной крепью; 1 — выработка сводчатая, помещение одноэтажное; 2 — выработка сводчатая, помещение двухэтажное; 3 — выработка с плоской кровлей, помещение одноэтажное;
4 — выработка с плоской кровлей, помещение двухэтажное
показана общая стоимость всего завода с учетом оборудования и отделки помещений, пунктиром—только затраты по разработке породы и возведению крепи.
Как видно из рисунка, стоимость горнопроходческих работ снижается с увеличением ширины выработки, например, если стоимость этих работ при ширине камеры 12 м принять за 1, то при ширине камеры 24 м эта стоимость составит 0,7. Если же рассмотреть изменение стоимости на всем диапазоне ширины камер от 6 до 30 м и принять стоимость при 6 ж за 1, то для камеры шириной 30 м стоимость будет всего 0,55.
Подземные электростанции. При сравнении вариантов подземной и открытой ГЭС разница в стоимостях оказывается обычно в пределах ±(5-н10%). Примерно равные стоимости определяются следующими факторами. Если по затратам на выемку скальных пород подземные машинные здания ГЭС на-36
много превосходят открытые здания, то по объему бетона и железобетона, приходящегося на 1 кет установленной мощности, подземные здания ГЭС оказываются в 10—20 раз экономичнее открытых. Эксплуатационные и амортизационные расходы на подземных ГЭС, как правило, ниже, чем на открытых, поскольку скала долговечнее бетона. В Швеции, например, подземный вариант гидростанции оказывается почти всегда дешевле варианта с открытой ГЭС.
В США при проектировании ГЭС Хааз было установлено, чю строительство подземной ГЭС вместо открытой позволит сэкономить 1,15 млн. долл, на напорном трубопроводе и 0,45 1млн. долл, за счет повышения напора на 10 м. Стоимость подземного машинного здания, включая подходные выработки, обслуживающие помещения и подстанцию, превышает стоимость открытого здания ГЭС на 0,75 млн. долл. Таким образом, подземная ГЭС в целосм оказалась дешевле открытой на 850 тыс. долл. В СССР построенные подземные ГЭС также оказались дешевле сравниваемых с ними открытых ГЭС.
Благодаря хорошим инженерно-геологическим условиям и развитой механизации подземных работ стоимость 1 кет мощности подземных ГЭС в Швеции составляет 100—200 руб., а стоимость выемки 1 м3 скальной породы в камерах для машинных залов 4—6 руб. В других странах, в том числе в СССР, эти стоимости несколько выше и составляют соответственно 200—300 и 6—12 руб. Однако стоимость возведения бетонной крепи в СССР равна 25—30 руб., а в Швеции 40—50 руб. Приведенные цифры включают в себя все накладные расходы и начисления.
Средние темпы выемки породы при строительстве подземных электростанций и энергетических объектов приведены в табл. 9. Поскольку выемка породы осуществляется неравномерно по месяцам строительства, то в отдельные периоды (при разработке основного ядра выработки) достигнутые темпы значительно превышают средние показатели, приведенные в табл. 9. Например, на ГЭС Форсакава в отдельные периоды вынимали до 10 тыс. м3 породы в месяц. При правильной организации горнопроходческих работ средние темпы выемки породы (исключая перерывы на бетонирование) могут быть приняты 30 тыс. м3 в год или 2,5 тыс. м3 в месяц.
Представляют интерес данные по строительству ГЭС Хааз (табл. 10). Камера под машинное здание этой ГЭС объемом 22 тыс. м3 с подходами объемом 10 тыс. м3 была пройдена за 11 месяцев, а без учета подходов — за 7,5 месяца. При проходке камеры разрабатывалось в среднем около 3 тыс. м3 породы в месяц.
Название подземной электростанции, или объекта, страна	Примерный объем выработок со строительными подходами, тыс. м3	Продолжительность строительства здания (с подходами) без монтажных работ, годы	Средние темпы выемки породы, тыс. м2 месяц
Нечако-Кемано, Канада		237,0	3	6,0
Берсимис, Канада		106,5	3	2,9
Форсакава, Бразилия		61,0	2	2,5
Соверзен, Италия		56,0	4	1,2
Хааз, США		32,0	1	2,9
Ирафосс, Исландия		20,0	2	0,8
Каникада, Португалия		17,5	2	0,7
Мель, Австрия		14,0	1,5	0,8
Таблица 10
Объекты	Объем выработки, тыс. мА	Продолжительность работ, месяцев	Средние темпы выемки породы, тыс. м^месяц
Подход к машинному зданию (отводящий туннель длиной 600 м. сечением 17 -и2)		10,0	3,5	2,9
Подсводная часть камеры		4,0	4,5	(7 MjcymKu) 0,9
Анкеровка и торкретирование сво- да 				1,8	Работы совмещались с разра-
Основное ядро камеры 		18,0	3,0	боткой подсводной части 6,0
Средние показатели		32,0	11,0	2,9
Подземные нефте- и газохранилища. При подземном хранении газов и нефти в емкостях, созданных в скальных породах, уменьшаются потери нефтепродуктов от испарения, не изменяется качество хранимых продуктов, отсутствует коррозия и пожароопасность, уменьшаются энергозатраты на транспортирование и пр.
Установлено, что строительство подземных хранилищ з скальных породах целесообразно при емкости резервуаров более 16 тыс. м3. Чем больше емкость резервуаров, тем меньше удельная стоимость хранилища. На рис. 18 представлен график, характеризующий стоимость разработки и оборудования i .и3 подземных нефте- и газохранилищ, расположенных на глубине 60—120 м от поверхности. Как следует из графика, при
увеличении емкости хранилища, например в 5 раз, удельная стоимость уменьшается :в 1,7 раза. В табл. 11 приведена стоимость хранения нефте- и газопродуктов (затраты на строительство и эксплуатацию) в хранилищах различного вида (по данным США).
Из табл. 11 видно, что наиболее экономичным является хранение нефте- и газопродуктов в полостях соляных пластов. Однако и хранилища, сооружаемые в горных выработках, также экономичнее наземных.
Рис. 18. Стоимость 1 м3 строительства и оборудования подземных камер и газохранилищ
Данные по срокам строительства хранилищ объемом 20 тыс. Л!3, располагаемых в горных выработках, приведены в табл. 12 [19}
Для строительства емкости аналогичного размера путем размыва полости в соляном куполе требуется 15 месяцев.
Таблица 11
< >бъем хранилища, тыс	Общая стоимость хранения нефте- и газопродуктов, руб'лг3			Объем хранилища, тыс. м3	Общая стоимость хранения нефте- и I азопродуктов, руб'.м3		
	наземные стальные резервуары под давлением	подземные хранилища в горных выработ- ках	подземные хранилища в полостях, вымывае- мых в соляных пластах		наземные стальные резервуа- ры под давлением	подземные хранилища в горных выработ- ках	подземные хранилища в полостях, вымываемых В СО' ляных пластах
1 40	1 101,7	74,7	28,8	80	99,9	40,5	9,0
60	100,8	48,6	15,3	100	99,0	36,9	8,1
Виды работ	Срок выполнения работ, месяцев	Срок окончания работ от начала строительства, месяцев	Виды работ	Срок выполнения работ, месяцев	Срок окончания работ от начала строительства, месяцев
Предварительное изучение геологических условий района 		2	2	Получение заявок от подрядчиков . .		2	12
			Проходка или што	ствола льни для		
Выбор и оформление участка . . .	2	4	подхода работ .	к месту	4	16
Определение мест для разведочного бурения 	 Детальное изыскание участка и проектирование	2 4	6 10	Скальные торные работы 5 тыс. мл Испытание ща . . .	экскава-подзем ные (около в месяц) хранили-	4 1	20 21
Глава II
КОНСТРУКЦИИ ВЫРАБОТОК БОЛЬШОГО СЕЧЕНИЯ
§ 3. ФОРМЫ И РАЗМЕРЫ ВЫРАБОТОК
Подземные выработки большого сечения имеют весьма разнообразные формы и размеры. Это вызвано в основном обширной областью использования таких выработок для различных целей.
Наиболее характерными формами поперечного сечения выработок являются:
корытообразная — с вертикальными стенками и пологим сводом (рис. 19,а), с вертикальными стенками и подъемистым сводом (рис. 19,6), с наклонными стенками и пологим или подъемистым сводом (рис. 19, в);
коробовая — подковообразная (рис. 19, г) и треугольная (рис. 19,6);
эллиптическая—овальная с горизонтальной (рис. 19, е) или вертикальной (рис. 19, ж) большой осью;
сегментная (рис. 19, з) и круглая (рис. J9,и);
несимметричная (рис. 19,к).
В табл. 13 приведены соотношения основных геометрических параметров этих форм, соответствующие данным практики. Следует отметить, что соотношения этих параметров для выра-40
боток большой площади поперечного сечения существенно отличаются от соотношений для выработок малого и среднего сечения.
Свод корытообразных выработок очерчивается по круговой или параболической кривой. Лоток может быть плоским или,
к-—ь—н
при наличии большого давления горных пород с боков или снизу, в виде обратного свода.
При выборе очертания оси свода подземной выработки могут быть использованы приближенные зависимости, выведенные без учета обжатия свода под действием нагрузки. Уравнение рациональной оси свода как веревочной кривой при
Форма выработки	Соотношение геометрических параметров формы поперечного сечения выработки (см. рис. 19)				
	h b	hx ь	^0 ь	Г] т	ь
Корытообразная: вертикальные стенки и пологий свод ....	0,4-2,5	У/е—			
вертикальные стенки и подъемистый свод . .	0,6—2,0	V2						
наклонные стенки и пологий или подъемистый свод		0,5—1,8	Vo-’/o	0,75—0,95		
Коробовая: подковообразная .	0,7—1,4		0,65—0,90	0,4—0,55	0,8—2,0
треугольная . . .	1,0—1,5	—	—	0,2—0,4	1,0-2,0
Эллиптическая (овальная): с горизонтальной большой осью .	0,35—0,7			0,15—0,45	0,6—0,8
с вертикальной большой осью .	1,3—1,5					0,35—0,45	0,8—0,9
Сегментная 		0,5—0,7	V2	0,8—1,0	—	—
Круглая		1,0		—	—	—
Несимметричная . .	1,1—1,7	^3 _ b “	Л ь ~	—	—
		= 0,13-4-0,23	= 0,551-4-0,60		
действии на него равномерно распределенной нагрузки сверху и с боков имеет следующий вид [18]:
- У2 -t- (rn' + А,) у = m'xs,
(П, О
где у и х — текущие координаты оси свода (центр координат находится в вершине свода);
b и Л1 — пролет и стрела подъема свода;
пг' = —, Q2
где q\ и (/2 — интенсивность соответственно вертикальной и горизонтальной равномерно распределенной нагрузки.
Для некоторых частных случаев уравнение (11,1) можно упростить:
а)	нагрузка направлена радиально к оси свода. Принимая ^1 = ^2 и т' =1, получим уравнение окружности
Поскольку из геометрических построений следует
+ 4л;= 2^°’
то уравнение оси свода радиусом /?о будет иметь вид
у = /?0- |/^-х2;	(11,2)
б)	нагрузка направлена вертикально, 'боковое давление отсутствует, т. е. <?2 = 0. Из уравнения (11,1) получаем
У =	(11,3)
Уравнение (И, 2) представляет собой окружность, а (II, 3) —параболу.
Для очень пологих сводов (-^->5^ разность в площадях подсводной части для окружности или параболы весьма несущественна; для подъемистых сводов ^^- = 2^ эта разность доходит до 18%. Учитывая это, целесообразно в тех условиях, когда можно гарантировать наличие только вертикальной равномерно распределенной нагрузки на свод, очертание его выполнять по уравнению параболы. В большинстве случаев для сводов большого пролета принимается очертание оси по круговой кривой, как более удобной по условиям производства работ.
Для выработок большого поперечного сечения корытообразная форма является наиболее распространенной, она принимается как для туннелей, так и для камер любых назначений. Выработки с вертикальными стенками и пологим сводом сооружают в плотных и прочных скальных породах, не оказывающих горного давления или вызывающих со временем весьма небольшое давление.
Для незакрепленных выработок корытообразной формы с пологим сводом принимается Л1= (Ve-^AOb, для закрепленных (менее устойчивые породы) Л1= С/в-^/з)^.
В зависимости от крепости пород наибольшее значение д-может быть ориентировочно принято следующим:
Коэффициент крепости пород по
М. М. Протодьяконову /ко . . . 3 4 5—6 8 — 10 15—20 b
Максимальное значение -д- ....	3	4	5	6
Приведенные рекомендации обеспечивают устойчивость выработок, залегающих в нетрещиноватых породах, а также наименьшие объемы работ. Следует, однако, иметь в виду, что зачастую, особенно при пролетах выработки 6>15 м, независимо от крепости пород принимают подъемистые полуциркульные своды. Это вызывается условиями эксплуатации и устойчивости выработок.
Отношение -у принимается по наиболее характерным породам, залегающим на большей части трассы туннеля или камеры. Не следует изменять подъем свода и форму выработки даже в том случае, если крепость пород значительно меняется по длине выработки. Исключение может быть сделано лишь для коротких участков (2—5 м) слабых пород в незакрепленных туннелях, имеющих весьма пологий свод. На этих участках, закрепляемых бетоном, подъем свода может быть больше, чем для остальной части туннеля.
Выработки корытообразной формы с вертикальными стенами и подъемистым сводом рекомендуется проходить в породах с небольшим горным давлением. Такая форма выработок может быть принята и при отсутствии горного давления, когда по требованиям эксплуатации необходимо разместить под сводом определенное оборудование.
Выработки корытообразной формы с наклонными стенками применяются в тех же условиях, что и выработки с вертикальными стенками. Придавать стенкам наклон под углом к вертикали порядка 45°— как эго рекомендует проф. С. С. Давыдов [14], наиболее целесообразно при косом напластовании пород или в трещиноватых породах, когда направление одной из стен может совпадать с преимущественным направлением трещиноватости или слоистости. В ряде случаев по условиям производства работ взамен высоких наклонных стен устраивают вертикальные стены с уступами, ширина берм принимается 50—70 см.
Коробовое очертание выработкам придают в условиях относительно большого горного давления. При этом подковообразную форму принимают, когда боковое давление значительно по величине, треугольную форму —когда вертикальное давление намного превышает боковое. Подковообразная форма может быть принята как для туннелей, так и для камер различного назначения. Выработки треугольной формы неудобны для размещения в них эксплуатационного оборудования, поэтому такая форма принимается в редких случаях для безнапорных гидротехнических туннелей.
Эллиптическая (овальная) форма выработки рекомендуется при большом горном давлении, особенно при неглубоком зале-44
гании. Эллиптические выработки с горизонтальной большой осью распространены во Франции, где они используются в качестве станций метрополитена и судоходных туннелей. Овальные выработки с вертикальной большой осью могут быть использованы для убежищ морских судов, зданий ГЭС и судоходных туннелей.
Сегментная и круглая формы поперечного сечения принимаются в условиях большого горного давления, несимметричного давления, а также при значительном внутреннем или наружном давлении воды. Причем сегментная форма рекомендуется в тех случаях, когда необходимо получить достаточную ширину выработки внизу (автодорожные туннели, камеры съездов, подземные ГЭС при размещении затворов в здании и др.); круглая форма — для высоконапорных гидротехнических туннелей, в подводных туннелях, а также при щитовой проходке выработок.
Несимметричную форму рекомендуется придавать в основном камерным выработкам в условиях одностороннего горного давления, а также в особых случаях по условиям размещения эксплуатационного оборудования.
Наибольшие пролеты выработок в проходке обычно принимают следующие: для корытообразной формы — 30 для подковообразной— 25 ж; для треугольной—15 м\ для эллиптической с горизонтальной большой осью — 25 м; с вертикальной большой осью — до 20 лг, для сегментной — 30 м; для круглой— 20 м. Однако имеются примеры, когда пролеты выработок намного превосходят приведенные величины (см. главу I).
§ 4. КОНСТРУКЦИИ КРЕПИ ТУННЕЛЕЙ
В крепких устойчивых породах туннели в большинстве случаев проходят без применения крепи и оставляют незакрепленными на период эксплуатации. Однако в ряде случаев в зависимости от устойчивости и крепости пород, размеров и назначения туннеля возникает необходимость возведения крепи как в процессе проходки, так и на период эксплуатации.
Из многочисленных типов различных крепей, применяемых для туннелей большого сечения, можно выделить следующие, наиболее характерные: анкерная, арочная, из шприц-бетона, из монолитного бетона и железобетона, из сборных блоков и предварительно напряженная.
В зависимости от назначения крепь можно подразделить на защитную и несущую1.
1 В подземном строительстве бетонная или железобетонная сплошная крепь,выполняющая функции защитной и несущей крепи, называется обделкой, а крепь, выполняющая только защитные функции,—облицовкой.
Защитная крепь предназначена для предотвращения выпадения отдельных вывалов, недопущения явлений выветривания породы, защиты туннеля от проникновения в него грунтовых вод или утечек воды из него, уменьшения шероховатости поверхности, обеспечения точного контура туннеля. К крепи такого типа относится, например, крепь из шприц-бетона, тонкого слоя бетона или железобетона.
Несущая крепь предназначена главным образом для восприятия нагрузок от горного давления и напора от воды изнутри (в гидротехнических туннелях). Несущая бетонная и железобетонная крепь, кроме того, служит для тех же целей, что и защитная.
Незакрепленные туннели. Для туннелей большого поперечного сечения решение вопроса об оставлении их без крепи может быть принято лишь после всестороннего изучения инженерно-геологических условий, а также химических воздействий на породу, которые могут возникнуть в процессе эксплуатации туннеля. Необходимым, но недостаточным условием сооружения незакрепленных туннелей является наличие крепких, 1мало-трещиноватых, невыветривающихся устойчивых скальных пород. Для напорных гидротехнических туннелей к этому условию добавляется необходимость водонепроницаемости пород и глубины залегания не менее внутреннего давления воды, выраженного в меграх; для дорожных туннелей — требование недопущения химической реакции пород с продуктами сгорания углеводородов.
Несмотря на жесткие требования, предъявляемые к незакрепленным туннелям, они получили весьма широкое распространение. В Швеции и Норвегии в гранитах и гнейсах туннели, как правило, не крепят. Форма выработок обычно корытообразная, пролеты составляют 12—16 м, площадь поперечного сечения до 400 м2. Имеются примеры сооружения незакрепленных большепролетных туннелей и других форм, в частности, коробовой и круговой.
В незакрепленных гидротехнических туннелях большое значение приобретает качество поверхности породных стен, кровли и подошвы. Коэффициент шероховатости обычно составляет 0,03—0,045, снижение его достигается применением «гладкого взрывания» (см. § 15), а также устройством в подошве туннеля бетонного лотка и покрытием поверхности стен и кровли слоем торкрет- или шприц-бетона. При выполнении этих мероприятий коэффициент шероховатости может быть снижен в 1,3—1,5 раза, что позволяет на 10—20% уменьшить площадь поперечного сечения туннеля.
Стоимость 1 м незакрепленного туннеля на 50—70% ниже, чем при бетонной крепи. На отдельных участках при наличии нарушенных пород туннель закрепляют, причем 46
в первую очередь используют крепь анкерную и из шприц-бетона.
Анкерная крепь. Для крепления выработок больших сечений во время проходки и на период эксплуатации значительное распространение получила анкерная крепь. Это объясняется надежностью крепи, удобством ее установки, незагрюмождением выработки и дешевизной. При таком виде крепи не требуется точного очертания профиля; для выработок большого сечения это имеет особое значение, так как после взрыва трудно получить правильный контур без местных переборов или недоборов. При установке металлической арочной крепи необходимо забучивать переборы для обеспечения плотного прилегания арки к породе; при бетонной крепи переборы закладывают бетоном, объем которого оказывается излишним по сравнению с расчетным. При применении анкерной крепи местные переборы мало отражаются на устойчивости туннеля.
Анкерная крепь создает вокруг туннеля несущее кольцо сжатой породы. Анкеры рекомендуется располагать по возможности равномерно. В местах ярко выраженных трещин и напластований устанавливают дополнительные анкеры. Длину анкеров и шаг между ними устанавливают расчетом (ом. § 12). Наиболее распространены анкеры длиной 1,5—3,5 м (в слабых и нарушенных породах длину анкеров увеличивают), расстояние между анкерами в ряду и между рядами принимается 1—2 м. Один анкер выдерживает выдергивающее усилие, равное 5— 12 т. Для предотвращения развития деформаций в породе анкеры устанавливают как можно быстрее после открытия забоя.
В зависимости от применяемого материала штанги анкерной крепи могут быть металлическими, железобетонными и деревянными.
Металлическая анкерная крепь по конструкции замковой части может быть клиновой (клино-щелевой) и распорной (расширяющейся). Клиновые штанги закрепляют в шпуре забиванием клина в щель, прорезанную на конце штанги, распорные штанги — путем зажима в стенках шпура специальной распорной головки или муфты. Диаметр жлинового анкера 22—32 мм. распорного 19—25 мм.
Недостатками клиновых штанг являются: необходимость бурить шпуры строго определенной глубины и диаметра, сложность извлечения штанг из шпура для повторного использования, относительно малая площадь соприкосновения головки со стенками шпура, что уменьшает несущую «способность анкера в слабых и очень твердых породах. Вместе с тем, клиновые анкеры наиболее просты в изготовлении, диаметр шпура для них может быть минимальным, поэтому такие анкеры находят широкое применение.
Клиновые анкеры можно устанавливать в малотрещиноватых осадочных породах — известняках, песчаниках, сланцах, а также в изверженных породах средней крепости.
Анкеры с распорными головками рекомендуются в более нарушенных, а также в очень твердых породах. Область применения таких анкеров шире, однако они более сложны в изготовлении, чем анкеры с клиновым замком, и требуют точной формы шпура, пробуривать который целесообразно буром с крестовой головкой.
Недостатком металлических анкеров является коррозия штанг и головок, что приводит к ослаблению эффекта закрепления. Для ликвидации коррозии могут быть применены анкеры, выполненные из легких нержавеющих сплавов. Например, при строительстве одного туннеля в Канаде в 1958 г. были использованы анкеры из алюминиевого сплава. Туннель диаметром 15 м проходили в трещиноватой нарушенной скальной породе. Анкеры диаметром 31,8 мм и длиной 1,8—3,6 м имели клиновой замок. Со стороны туннеля под каждый анкер устанавливали подкладку также из легкого металла размерами 220Х X 200x20 мм. Общий вес анкера длиной 2,5 м вместе с подкладкой составлял 6 кг.
Во избежание коррозии стальных анкеров шпуры, в которые вводятся металлические стержни, заполняют цементным раствором. В этом случае получаются железобетонные анкеры, рекомендуемые к применению в очень крепких или сильнотрещиноватых породах, а также в выветривающихся и пучащих породах.
Для выработок большого сечения существенный интерес представляет применение глубоких предварительно напряженных железобетонных анкеров, выполненных из пучков высококачественной проволоки диаметром до 8 мм (до 20 проволок в пучке), которые вводят в скважину диаметром 80—100 мм и натягивают специальным устройством. После заполнения скважины раствором и его затвердения анкеры приобретают несущую способность до 200 т [107, 114]. В § 29 дано описание строительства подземной насосной станции Вианден, закрепленной такими анкерами.
Деревянную анкерную крепь рекомендуется устанавливать в выработках, подверженных действию агрессивных грунтовых вод, или же в сланцевых породах с горизонтальным напластованием. Анкеры представляют собой стержни длиной до 2 м. диаметром 36—70 мм, выполненные из дуба, прессованной древесины, ясеня, клена, бамбука. На обоих концах стержня вырезают щели длиной 15—30 см, в которые вставляют деревянные клинья. Вместо нижнего клина может быть применен металлический шуруп. Стоимость деревянных анкеров почти в два-три раза ниже, чем металлических, однако для их установки тре-48
буются шпуры большого диаметра, срок их службы и несущая способность сравнительно малы. Деревянные анкеры для крепления большепролетных выработок широко применяются в Китайской Народной Республике, где 15—20% всех установленных анкеров выполнены из бамбука.
В трещиноватых породах для обеспечения устойчивости кровли выработки устанавливают подхваты между анкерами, подвешивают сетку, торкретируют поверхность кровли.
Подхваты могут быть выполнены из швеллеров, полосовой стали, рельсов, стальных тугонатянутых и расклиненных канатов (в две нитки). Наиболее целесообразно подвешивание сварной металлической сетки из арматуры диаметром 4—10 мм\ сетка имеет ячейки со стороной квадрата 10—15 см. Такая сетка предотвращает выпадение отдельных кусков породы между анкерами, способствует равномерному распределению усилий между отдельными анкерами и их взаимодействию. Для увеличения срока службы сетки и для повышения устойчивости крепи по сетке производят торкретирование. В малотрещиноватых породах торкретирование по сетке оказывается достаточно надежным, анкеры ставятся лишь для прикрепления сетки к кровле и имеют диаметр не более 19 мм и глубину до 0,5 м. Крепь, состоящая из несущих анкеров, арматурной сетки и покрытия из шприц-бетона, способна выдержать значительные усилия.
Применение анкерной крепи в выработках большого сечения позволяет получить существенную экономию по сравнению с другими видами крепления. Например, установка металлических анкеров с клиновым замком в качестве временной крепи обходится примерно в два-три раза дешевле арочной крепи, а в случае заполнения шпуров раствором, установки сетки и торкретирования анкерная крепь оказывается дешевле арочной на 30—40%. Как было отмечено выше, для выработок большого пролета преимущества анкерной крепи сказываются также в быстроте установки, удобстве монтажа и в увеличении свободного пролета выработки, используемого для размещения проходческих механизмов и смашин.
Арочная металлическая крепь. Для туннелей, проходимых в породах, оказывающих горное давление со стороны кровли и достаточно устойчивых в подошве, рекомендуется наряду с другими конструкциями применение жесткой металлической арочной крепи. Такую крепь можно устанавливать не только как временную конструкцию для восприятия горного давления на период строительства, но и оставлять ее в качестве постоянной крепи. Податливую арочную крепь не рекомендуется применять для подземных сооружений большого сечения, поскольку соблюдение габаритных размеров выработок в этом случае является обязательным требованием, что не может быть обеспечено при использовании податливой крепи.
4 В. М. Мостков	49
В‘США арочная металлическая крепь получила широкое распространение для крепления выработок большого сечения, а в остальных странах применение арочной крепи для таких выработок особого распространения не имеет, что связано со значительным расходом дефицитного металла (1—3 т на 1 м выработки).
Металлическая арочная крепь не загромождает сечение выработки и в ряде случаев может быть использована повторно. Временная арочная крепь, оставляемая при возведении постоянной бетонной крепи, учитывается при расчете конструкции как жесткая арматура. К недостаткам арочной крепи относится дороговизна, большой вес, трудность установки в выработке с неровным очертанием сечения.
Обычно арки состоят из отдельных элементов двутаврового профиля, соединяемых между собой на болтах. Арки верхнего свода устанавливают на металлические стойки, бетонную подготовку или продольные балки и соединяют между собой металлическими распорками (по одной-две распорки на каждый элемент). Кровлю и бока выработки между арками рекомендуется закреплять всплошную или вразбежку .металлическими листами, предварительно напряженными железобетонными плитами или торкретировать пространство между арками. Зазоры между затяжкой и стенкой выработки необходимо забучивать крепкой породой.
На рис. 20 и 21 приведены характерные конструкции арочной металлической крепи. Элементы арок изготовляют из двутавров № 22—30. При больших пролетах и нагрузках арки целесообразно выполнять из стали повышенного качества, например строительной низколегированной НЛ-2. Это позволяет повысить несущую способность арок, снизить вес элементов и увеличить срок службы крепи благодаря большей устойчивости легированной стали по отношению к атмосферной коррозии, а также проволочных скруток.
Вес каждого элемента арочной крепи составляет 0,1—0,5 т. соединение их производится с помощью фланцев (рис. 22, а) или накладок (рис. 22, б). Соединение арок между собой осуществляется распорками из уголка (рис. 22, в) или круглой стали (рис. 22, г).
В выработках большого пролета взамен арочной крепи может быть применена металлическая многоугольная крепь, состоящая из отдельных прямолинейных элементов, соединяемых между собой болтами.
Представляет интерес пример применения арочной крепи в двух выработках пролетом около 30 м. Свод каждой выработки крепили металлическими арками из специальной стали двутаврового профиля высотой 40 см. Каждая арка состояла из четырех элементов, соединяемых болтами с последующей 50
Рис. 20. Металлическая арочная крепь на весь профиль туннеля (в забое установлены буровые подмости)
I
Рис. 21. Металлическая арочная крепь верхней части сечения туннеля
сваркой. Через 1 —1,5 м по длине арки соединяли между собой продольными распорками на болтах. К крайним элементам каждой арки приваривали опорные листы, которые с помощью болтов крепили к металлическим закладным частям, заделанным в бетонные подушки. Последние служили пятами арочного крепления.
Арочная крепь может быть выполнена также в виде отдельных элементов армокаркасов, соединяемых между собой сваркой. Такие армофермы, служащие одновременно временной крепью и арматурой бетон-ной крепи, получили за последние годы широкое распространение.
При применении металлической арочной крепи в качестве постоянной необходимо принять меры против коррозии металла. Для этой цели арки можно покрывать масляно-битумным лаком, битумом марки IV с добавкой каолина, антикоррозийной смазкой ЗИЛ, а также торкретировать арки цементно-песчаным раствором.
Расстояние между арками устанавливается расчетом, обычно оно равно 1 —1,5 м. Стоимость крепления металлическими арками составляет 60—70% стоимости крепления мо-
Крепь из сборных железобетонных арок не имеет широкого распространения ввиду значительного веса и сложности монтажа. Один из примеров применения сборных железобетонных арок в туннеле пролетом 10 м приведен в § 18. Пространство между арками в зависимости от свойств пород оставляют без крепи, заполняют монолитным бетоном или покрывают шприц-бетоном. Для уменьшения веса и повышения прочности арки целесообразно изготовлять из предварительно напряженного железобетона. Могут быть применены также бетоны на легких заполнителях.
Крепь из шприц-бетона. При нанесении шприц-бетона (на-брызг-бетона) заполняются трещины в породе, материал схватывается со скалой и укрепляет ее, а через несколько часов 52
вблизи закрепленных участков уже можно вести взрывные работы.
Предел прочности шприц-беюна на сжатие 350—450 кг1см2,' на изгиб 50—60 кг/см2, на растяжение 25—35 /сг/сж2; сцепление со скальной породой на отрыв составляет не менее 15 кг!см2. Шприц-бетон обладает высокой водонепроницаемостью, через слой толщиной 10 см при давлении воды 12 ат вода не проникает.
Покрытие из шприц-бетона может быть выполнено без усиления (непосредственно по породе) и с усилением, т. е. в сочетании с анкерной или арочной крепью и арматурной сеткой.
Покрытие без усиления может быть рекомендовано для закрепления слаботрещиноватых и выветривающихся, устойчивых скальных пород. При толщине 5—10 см покрытие служит в основном для заполнения трещин, омоноличивания породы, защиты ее от выветривания и гидроизоляции. Минимальная толщина покрытия 3—5 см.
Покрытие из шприц-бетона в сочетании с анкерной крепью и арматурной сеткой рекомендуется в трещиноватых, слегка нарушенных породах, в которых могут иметь место отдельные вывалы и небольшое горное давление; особенно целесообразно применение такой конструкции в слоистых породах. Арматурная сетка должна иметь ячейки размером 8—10 см и стержни диаметром 3—6 мм. Толщина покрытия в этом случае составляет 10—15 см. Такое покрытие может быть выполнено в том случае, если порода на длине одной заходки сохраняет устойчивость в течение нескольких смен.
Покрытие из шприц-бетона толщиной до 25 см в сочетании с металлической арочной крепью и арматурной сеткой, закладываемой в промежутки между арками, рекомендуется применять в разрушенных скальных породах, требующих немедленного закрепления после разработки. Арки снимают при достижении шприц-бетоном достаточной прочности; в особо тяжелых условиях арки оставляют в шприц-бетоне, при этом учитывается их работа в конструкции.
Благодаря сцеплению покрытие из шприц-бетона можно рассматривать как одно целое с укрепленной и омоноличенной скальной породой. На рис. 23 показан условный рабочий контур, выделяемый ,из породы и шприц-бетона, имеющий правильное очертание и воспринимающий нагрузки.
Чем ровнее профиль выработки, образуемый после взрыва, тем более надежно работает покрытие из шприц-бетона и тем меньшей требуется его толщина. Поэтому при применении шприц-бетона особое значение приобретает качество буровзрывных работ. Хорошее оконтуривание выработки достигается, например, путем «гладкого взрывания». При нанесении шприц-бетона правильная криволинейная форма в сводчатой части
выработки достигается с помощью переносных лекал или «маяков».
Применение шприц-бетона при креплении выработок большого сечения оказывается весьма экономичным. Толщина покрытия, выполненного из шприц-бетона, может быть почти вдвое уменьшена по сравнению с крепью из монолитного бетона; также сокращается сечение выработки в проходке. Трудоемкость работ по возведению крепи уменьшается примерно в 1,5—1,8 раза.
Рис. 23. Схема выделения несущей конструкции из породы и шприц-бетона:
/ — поверхность породы; 2 — поверхность покрытия из шприц-бетона; 3 — контур несущей конструкции; а — толщина покрытия из шприц-бетона; Д2 — толщина несущей конструкции
Крепь (обделка) из монолитного бетона и железобетона. Крепь из монолитного бетона применяют в слабых скальных породах, а также при необходимости обеспечить правильное внутреннее очертание выработки. Крепь из монолитного железобетона обычно возводят в туннелях, проходимых в слабых породах, а также в высоконапорных гидротехнических туннелях.
Монолитная бетонная и железобетонная крепь может быть защитной и несущей. Защитная крепь выполняется обычно средней толщиной 30—50 см; несущая — 40—100 см.
В зависимости от вида крепи рекомендуются следующие
марки бетона:
Защитная крепь: бетонная....................................... 150—200
железобетонная .......................... 200—300
Несущая крепь: бетонная...................................... 200—250
железобетонная........................... 200—300
Как следует из этих данных, марки бетона для туннелей большого сечения принимаются повышенными по сравнению 54
наклонены к одной из стен, то эта
12,0
с выработками обычного сечения. Повышаются также требования к качеству бетонирования.
Защитная крепь из монолитного бетона или железобетона может быть выполнена только в сводчатой части туннеля или по всему его контуру.
При устройстве лишь одного свода необходимо обеспечить устойчивость его пят. Если порода прочная и выработка располагается вкрест простирания пластов, то свод сложно опирать на породу. Если же пласты стена должна быть забетонирована или же свод можно подпереть отдельными опорами (столбами). Такое же решение целесообразно при горизонтальных и слабонаклонных пластах. Ширину отдельных опор под свод и расстояние между ними устанавливают в зависимости от состояния и крепости пород.
На рис. 24, а показана конструкция отводящего туннеля Борисоглебской ГЭС. Свод туннеля железобетонный из бетона марки 300, толщина свода 35 см\ в пятах он уширяется до 75 см. Рабочая арматура из стержней диаметром 19— 25 мм. Анкеры устанавливают по своду в зависимости ют состояния породы.
На рис. 24,6 показана конструкция автодорожного
туннеля в США, защитная крепь которого выполнена из монолитного бетона толщиной 30 см, уширения под пяты не сделаны.
Несущая бетонная и железобетонная крепь применена во многих гидротехнических и дорожных большепролетных туннелях (см. табл. 1 и 2). В относительно крепких породах толщина свода и стен принимается постоянной и одинаковой, как это показано на рис. 25, а. При больших нагрузках свод и стены утолщают к основанию (рис. 25, б). Оригинальное решение принято в туннеле Иерба-Буен (рис. 25, в), стены которого к пятам сужаются.
Рис. 24. Защитная крепь из монолитного бетона или железобетона
Рис. 25. Несущая крепь из монолитного бетона или железобетона:
а«— автодорожный туннель. Венесуэла; б — железнодорожный туннель; в — туннель смешанного пользования. США
Л/Д
Характерная конструкция двухпутного железнодорожного туннеля показана на рис. 25, б. Стены несущей крепи имеют в основаниях уширения в виде фундаментных подушек шириной 1—2 я. В слабых породах пяты стен могут иметь ширину более 2 м, что определяется расчетом.
Следует отметить, что в слабых породах форма туннеля обычно принимается коробовой, которая соответствует кривой давления.
Несущая крепь, как и защитная, может быть выполнена не по всему контуру. В том случае, если слабые породы залегают лишь в верхней части туннеля, устраивается несущий свод с защитными бетонными стенами. В породах, оказывающих сильное боковое давление или давление снизу, устраивается несущий лоток в виде обратного свода. Замкнутая конструкция с обратным сводом может быть принята и при защитной крепи, если это требуется по условиям эксплуатации, например в автодорожном туннеле при устройстве в нижней его части канала для подачи свежего воздуха.
В гидротехнических туннелях при больших и средних по величине напорах воды монолитную бетонную крепь усиливают внутренним железоторкретным кольцом, а при очень больших напорах и необходимости обеспечения полной водонепроницаемости туннеля — внутренней металлической оболочкой. Толщина железоторкретного кольца составляет 6—8 см, металлической оболочки—1—3 см. Железоторкретное кольцо выполняется после окончания бетонирования крепи. При устройстве комбинированной крепи с внутренней металлической оболочкой последняя служит в качестве опалубки для наружной бетонной крепи. Перед установкой в туннеле металлическую оболочку можно монтировать *.в звенья длиной 6—12 м, которые на специальных тележках доставляют к месту работ.
Крепь из сборных элементов. Для туннелей пролетом до 10 м крепь из сборных элементов также может быть разделена на защитную и несущую. К защитной крепи относятся плиты и оболочки, служащие для предохранения туннеля от попадания в него грунтовой воды, или в качестве опалубки при возведении монолитной бетонной крепи. Несущая крепь выполняется из металлических или железобетонных тюбингов или из бетонных или железобетонных блоков.
Элементы сборной крепи изготовляются из бетона марок 300—500, сталь и чугун должны удовлетворять специальным техническим условиям.
Конструкцию защитных сборных плит-оболочек рассмотрим на примере их применения в одном из автодорожных туннелей пролетом в проходке около 8 м во Франции. В этом туннеле, проходящем в фильтрующих скальных породах, под жровлей выработки на расстоянии примерно 20 см от породы был установ-
лен сборный слабоармированный бетонный зонт (рис. 26). Элементы зонта представляют собой полуциркульные арки 1 пролетом 7,08 м и шириной 1 м. Поперечное сечение арки — плита толщиной 5 см с вертикальными ребрами толщиной 10 см, вес арки 1,2 т. Водонепроницаемость стыков обеспечивается оклеечной гидроизоляцией смежных ребер. Арки опираются на железобетонные консоли 2 высотой 55 см, заанкеренные в породу. Расстояние между опорами консолей по длине туннеля 1 м. Вода с зонта поступает в горизонтальный лоток 3 из сборного железобетона, проходящий сквозь консоли, и далее по вертикальным трубам 4 (установленным через каждые 20 м) вдре-
/
Рис. 26. Защитная крепь из железобетонных плит-оболочек
нажные канавки на уровне подошвы туннеля. Аналогичные конструкции предложены для автодорожных туннелей с монолитной бетонной крепью в Чехословакии.
Металлические тюбинги, применяемые в качестве несущей крепи, ввиду их дороговизны целесообразны лишь на отдельных участках с тяжелыми гидрогеологическими условиями. Имеется ряд примеров применения чугунных и стальных тюбингов для подводных автодорожных туннелей. Конструкция крепи подводных автодорожных туннелей представляет собой обычно круглую тюбинговую оболочку с внутренним заполнением из бетона. На рис. 27, а показана конструкция крепи автодорожного туннеля под р. Гудзоном в США.
С целью снижения стоимости туннелей большого диаметра в 1961 г. при строительстве метрополитена в Киеве был? применена крепь наружным диаметром 8,5 м из 10 железобетонных тюбингов (рис. 27,6). Тюбинги изготовляли на вибростоле из бетона марки 500. А1онтаж кольца из тюбингов с помощью специально переоборудованного станционного эректора занимал 58
18,7 чел-ч. Применение железобетонных тюбингов взамен чугунных позволило снизить стоимость 1 м туннеля на 22%.
Ряд туннелей круглого поперечного сечения диаметром 8—9 м имеет крепь из сборных прямоугольных железобетонных блоков. При строительстве отечественных железнодорожного и гидротехнического туннелей наружным диаметром 8,2 м (рис. 27, в) была применена крепь из четырех блоков толщиной 50 см, шириной 75 см, наибольший вес блока 6 т. На торцах
Рис. 27. Конструкции крепи туннелей из сборных элементов
блоков имеются выпуски арматуры в виде петель, в которые при стыковании вставляют стержни и стык омоноличивают бетоном. На одно кольцо расходуется 8,3 м3 бетона марки 250 и 1,6 т арматуры. Четырехблочная крепь в сочетании с щитовой проходкой туннеля вполне себя оправдала, такая конструкция оказалась экономичнее монолитной бетонной крепи. Объем вынимаемого грунта сократился на 20%, объем бетона на 55%, затраты труда в 2,5—3 раза; скорость проходки значительно повысилась. К недостаткам такой крепи следует отнести сложность омоноличивания стыков на месте, трудность контроля за их качеством и задержки в работах, связанные с простоями на период схватывания бетона в стыках.
Блочная конструкция крепи (без арматурных выпусков) была применена в 1957 г. при щитовой проходке Доннербюль-ского двухпутного железнодорожного туннеля в Швейцарии (рис. 27,г), крепь состояла из четырех крупных железобетонных блоков прямоугольного сечения, пятый небольшой блок являлся замковым. Наружный диаметр туннеля 9,6 ,и, внутренний 8,5 м.
Предварительно напряженные конструкции крепи. Для туннелей большого сечения предварительно напряженная крепь пока не получила широкого применения. Причинами этого является сложность обжатия конструкций больших пролетов.
В гидротехнических туннелях большого сечения применялась предварительно напряженная двухслойная обжатая крепь, предложенная А. Кизером (Австрия). Она состоит из наружного выравнивающего бетонного слоя минимальной толщины и внутреннего сборного кольца из блоков толщиной 15 см с шипами на наружной стороне. Шипы между бетонным слоем и блоками создают кольцевой зазор толщиной 5 см, в который через отверстия в блоках нагнетается цементно-песчаный раствор. В результате сильного равномерного давления раствора на породу (через наружное выравнивающее кольцо) и на внутреннее блочное кольцо в последнем возникают сжимающие напряжения, препятствующие разрыву крепи под действием эксплуатационного внутреннего давления воды. Основным преимуществом такой конструкции является отсутствие металла. Однако работа крепи еще недостаточно ясна ввиду наличия неупругих деформаций в породе и остаточных деформаций от усадки затвердевшего раствора. Для туннелей большого сечения внутреннее блочное кольцо может быть заменено тонкими железобетонными плитами и кольцом из монолитного бетона. Внутренние кольца должны выполняться из бетона марки 300—500.
Обжатая крепь (обделка) применялась в высоконапорных туннелях, проходящих в трещиноватых, нарушенных скальных породах, способных, однако, воспринимать передаваемое на них давление обжатия. За рубежом сооружено около 50 тыс. м2 таких конструкций, рассчитанных на внутреннее давление воды 4—15 ати. Ряд туннелей имеет диаметр до 14 м.
При возведении крепи из монолитного бетона или железобетона, а также из сборных элементов необходимо зазоры и пустоты между бетоном и породой заполнять цементным раствором, нагнетаемым под давлением. Цементация проводится для следующих целей:
улучшить условия статической работы бетонной конструкции путем достижения плотного контакта с породой, чем обеспечивается более равномерная передача горного давления на конструкцию и ее совместная работа с окружающей породой;
облегчить работу конструкции на наружное гидростатическое давление воды за счет вовлечения окружающей породы в рабст\ совместно с обделкой;
улучшить качество конструкции, снизить ее водопроницаемость, предотвратить воздействие агрессивных подземных вод на бетон;
закрепить места больших вывалов породы и карстовых каверн после заделки их бутом, гравием или щебнем.
Кроме того, цементация может быть выполнена и с целью укрепления скальных пород цементным раствором для придания им монолитности, водонепроницаемости и повышения их упругих свойств. Подробные сведения о цементации подземных сооружений приведены в работах [49 и 82].
Для защиты туннеля от проникновения грунтовых вод кроме цементации могут быть применены следующие технические решения.
В процессе возведения крепи может быть организован отвод фильтрующейся в туннель воды по дренажным каналам (см. § 19) с дальнейшим покрытием всей поверхности туннеля шприц-бетоном. Кроме того, при крепи из монолитного бетона или железобетона состав бетонной смеси должен обеспечивать повышенную водонепроницаемость крепи путем применения соответствующих добавок. Хорошие результаты показал бетон, приготовленный на коллоидных цементных растворах. Защита бетона от агрессивных вод должна быть решена подбором специальных цементов. Крепь из монолитного или сборного бетона или железобетона необходимо устраивать с минимальным количеством рабочих швов, которые в последующем следует уплотнять и цементировать. Одним из эффективных способов предотвращения попадания воды в туннель является примене ние защитной крепи из тонких плит-оболочек.
После возведения крепи в некоторых сооружениях устраивают внутреннюю оклеенную изоляцию, поддерживаемую тонкой железобетонной конструкцией. Защиту от проникновения грунтовых вод обеспечивает также слой торкрет-бетона, нанесенный по сетке, закрепленной к внутренней поверхности выработки. В ряде случаев в торкрет-бетон вводят специальные добавки (асбест и др.).
Способы гидроизоляции подземных сооружений и выбор типа изоляции приведены в работах [61, 90].
§ 5. КОНСТРУКЦИИ КРЕПИ КАМЕР
Конструкции крепи камер, как и туннелей большого сечения, могут быть подразделены на защитные (облегченные) и несущие. В крепких устойчивых породах камеры иногда оставляют незакрепленными. Вследствие значительных размеров камер-
Рис. 28. Схема закрепления камеры анкерами (подземный машинный зал гидростанции «Тумут-1» в Австралии)
‘пролетных туннелей (анкерная
ных выработок (подземных помещений) конструкции крепи их сводов и стен целесообразно рассмотреть раздельно.
Крепь сводчатой части камер. Защитная (облегченная) крепь свода камеры может быть выполнена в следующем виде: свод закреплен анкерами и покрыт шприц-бетоном по сетке; тонкий защитный свод из монолитного или сборного железобетона.
Несущей является крепь следующих видов:
свод закреплен отдельными арками из монолитного или сборного железобетона, пространство между ними покрыто шприц-бетоном или бетоном;
свод закреплен монолитным бетоном или железобетоном и опирается на породные или железобетонные стены камеры.
В конструкцию крепи свода \ ,'0. камер включается также дополнительный внутренний потолок, подвешиваемый к своду и служащий для гидроизо ляции камер в фильтрующих породах. Для незакрепленных камер этот потолок (подвесной свод) является также предохранительным. Материалами для подвесных сводов служат тонкие асбоцементные, армо-цементные или железобетонные плиты, волнистая сталь, покрытая битумом, металлические арки с наваренной на них проволочной сеткой, оштукатуренные деревянные щиты и др.
Защитные конструкции (Крепи свода в принципе аналогичны рассмотренным в § 4 конструкциям крепи больше-крепь, шприц-бетон, тонкий мо
нолитный или сборный железобетонный свод). На рис. 28 показана схема закрепления камеры анкерной крепью. Анкеры, обозначенные кружками, имеют длину 3 ж, крестиками — 4,5 ль треугольниками — 6 м. Расстояние между анкерами 1,5X1,5 м. Буквами обозначена система трещин.
Защитная крепь из сборного железобетона была применена в подземном складе в г. Осло. Конструкция крепи каждой из выработок склада, состоящего из шести параллельных камер шириной 14 м, высотой 9 м и длиной 195 м (см. рис. 12, а), представляет собой в поперечном сечении раму с криволинейным ригелем. Между защитной крепью и породой оставлено пространство для осмотра состояния кровли. Вертикальные эле
менты рамы (стены) выполнены из сборных железобетонных плит толщиной 6 см с ребрами по краям. Сводчатый потолок состоит из сборных полуарок шириной 1,6 м, толщиной около 8 см, имеющих в поперечном сечении стрельчатую форму. При монтаже полуарки опирали пятами на карниз, забетонированный заранее по всей длине камеры, а в замке поддерживали передвижными подмостями. Стык полуарок замоноличивали.
В слабонарушенных породах может найти применение конструкция, состоящая из отдельных несущих арок. Например, в камере, показанной на рис. 28, наряду с анкерами свод был
Рис. 29. Конструкция сводчатой части камеры из отдельных железобетонных арок:
а — стадия производства работ; б — законченная конструкция закреплен арками из монолитного железобетона, установленными на расстоянии 3 м (по осям) одна от другой. Подобная конструкция была также применена на подземной гидростанции Пауло-Афонсо в Бразилии и др. Общий вид такого свода показан на рис. 29. Толщина железобетонных арок составляет в замке 60—100 см, сечение арки двутавровое.
Арки для крепления свода камеры могут быть выполнены и ИЗ сборных железобетонных элементов. В 1954 г. на строительстве одной из станций метрополитена в Стокгольме выработка пролетом около 20 м перекрывалась двумя арками из сборного Железобетона. Стык осуществлялся в замке свода, в котором аРки распирали домкратами и затем замоноличивали. Такая конструкция, несмотря на ее достоинства в отношении .качества сотовых элементов и индустриализации работ, является тяже
лой и вызывает определенные затруднения в процессе возведения. Уменьшение веса арок может быть достигнуто путем изготовления их из предварительно напряженных железобетонных элементов.
Следует отметить, что для камерных выработок сборный железобетон чаще применяется в виде легких плит, используемых не только в качестве деталей подвесных сводов, но и как опалубка для свода из монолитного бетона.
Несущая крепь из монолитного бетона или железобетона выполняется обычно в виде свода с уширяющимися пятами, которые заглубляют в породу. В крепких породах свод не утолщают к пятам. Если в процессе разработки свод закрепляют металлическими арками, то их, как правило, оставляют в бетоне. Вместо арочной крепи могут быть использованы сварные каркасы из арматурной стали, также оставляемые в бетоне. Такие каркасы при установке крепят анкерами к породе.
Крепь стен камер также может быть защитной и несущей.
К защитной крепи относятся следующие "Конструкции:
декоративные стены, возводимые на некотором расстоянии от скальных стен выработки;
стены, закрепленные анкерами и покрытые шприц-бетоном или тонким слоем бетона.
Несущая крепь выполняется в следующих видах:
стены поддерживаются каркасом из вертикальных колонн и горизонтальных ригелей, пространство между колоннами может быть оставлено без крепи, покрыто шприц-бетоном или монолитным бетоном;
стены закреплены монолитным железобетоном, заанкеренным в породе;
стены и свод выполнены из монолитного бетона или железобетона и представляют собой единую конструкцию коробовой, эллиптической или круглой формы.
Стены камерных выработок можно не закреплять лишь в прочных, устойчивых, нетрещиноватых или слаботрещиноватых скальных породах. В таких породах обычно устраивают только декоративные стенки, отступя примерно на 1 м от породной стены. Эти стенки служат для зашиты подземных помещений от небольших отслаивающихся кусков породы и проникновения воды; пространство между стенками и породой целесообразно использовать для целей вентиляции и дренажа.
В породах трещиноватых, выветривающихся можно закреплять стены камеры анкерами и покрывать шприц-бетоном или тонким слоем бетона. При выборе размеров анкеров и схемы их расположения целесообразно учитывать следующие обстоятельства.
Наиболее напряженными оказываются стены в районе пят свода и нижней части камеры. В этих зонах даже в крепких по-64
родах могут возникнуть концентрация напряжений и пластические деформации с появлением трещин и вывалов. Своевременная установка анкеров, связывающих наиболее напряженные зоны по контуру с массивом породы, может предупредить развитие трещин. Анкеры рекомендуется устанавливать, начиная or верхней части стен камеры вниз по высоте, по мере разработки уступов. Количество, длина и место расположения анкеров определяются расчетом и устанавливаются в зависимости от состояния породы. Можно рекомендовать следующие ориентировочные положения: один анкер устанавливается на 2—3 ;и2 поверхности стен, длина анкера 2—3 м, а в отдельных случаях (при наличии направленных трещин) 5—10 м. Например, при креплении верхней части стен подземного машинного здания Храмской ГЭС-2 анкеры, располагаемые с шагом 5 м, состояли из пучков арматурных стержней диаметром 30 мм, вставляемых в скважину диаметром 146 мм и длиной 11,5 м. Скважины цементировали раствором, подаваемым по трубе диаметром 25 мм, установленной в середине пучка. Стены камеры покрывали шприц-бетоном [52].
На возможность резкого повышения концентраций напряжений под пятами свода указывает также Г. Кастнер в работе [82], где он отмечает, что при определенных условиях это может вызвать перенапряжения и разрушение породы под пятами. Во избежание этого явления рекомендуется производить немедленное бетонирование свода отдельными кольцами вслед за подвиганием забоя.
В выработках, обслуживаемых мостовыми кранами, подкрановые каркасы могут быть использованы для крепления стен. Для этой цели вертикальные колонны подкрановых балок замо-ноличивают со скальной породой, что предотвращает возникновение сдвигов породы по отдельным трещинам и напластованиям.
В недостаточно прочных и устойчивых породах стены толщиной 0,4—1 м выполняют из монолитного железобетона и прикрепляют к породе с помощью глубоких анкеров или специальных железобетонных балок (с шагом 5—6 м), заделываемых в массив. Балки бетонируют в штольнях глубиной 3—6 м минимального сечения, принятого по условиям производства работ.
В мягких и нарушенных породах свод и стены выполняются как единая конструкция криволинейного очертания из монолитного бетона или железобетона (рис. 30). Толщина крепи определяется расчетом, обычно она превышает 1 м. В таких геологических условиях торцам камеры следует придавать криволинейное очертание в плане.
Марки бетона для крепи камер принимаются те же, что и Для туннелей большого сечения (см. § 4).
5 В М Мостков	65
Для гидроизоляции подземных помещений применяются те же решения, что и в туннелях. Наиболее целесообразными мероприятиями для камерных выработок являются: цементация, возведение защитной крепи в виде декоративных стен и свода (подвесные потолки) с отводом воды в пространство между породой (или несущей крепью) и защитной крепью. Следует отметить, что система дренажа в подземных выработках не может быть рекомендована в легковыщелачиваемых и растворимых породах или при агрессивных грунтовых водах. В этих условиях наличие постоянного притока воды в подземное сооружение может привести к возрастанию горного давления или повреждению бетонной крепи.
л
Рис. 30. Крепь подземных камер из монолитного бетона или железобетона:
а — из бетона; б — из железобетона
Взамен внутренних гидроизоляционных конструкций в ряде случаев можно рекомендовать для камерных выработок применение специальных пленочных покрытий. На основании лабораторных исследований и опытных работ в производственных условиях, проведенных Л. А. Мазуром, Л. Н. Беляевым и др., установлено, что устройство пленочных покрытий повышает степень влагонепроницаемости ограждающих конструкций и способствует поддержанию требуемого режима влажности в помещениях подземных сооружений. Влагоизоляционные пленочные покрытия наносят пистолетом-распылителем в холодном, состоянии на внутреннюю поверхность бетонной или железобетонной крепи либо на покрытие, выполненное из торкрет-бетона или шприц-бетона. Для сооружения, в котором могут периодически появляться грунтовые воды с напором до 2 ат, рекомендуется покрытие из эпоксидных смол ЭД-5 или ЭД-6, растворенных в органических составах. При напорах до 1 ат рекомендуется покрытие из химически стойких лакокрасочных 66
материалов (растворы смол марки СПС и СВХ-40). Для храни-дит> в которых возможно лишь кратковременное пребывание людей, а появление напорных грунтовых вод исключено, целесообразно покрытие из каменноугольного лака [4].
Для гидроизоляции подземных помещений может быть также применено пленочное покрытие из стеклопластиков (пластмассы из эпоксидных, полуэфирных и других смол, армированные сечкой стекловолокна). Стеклопластики, нанесенные на поверхность в жидком виде под действием сжатого воздуха, отвердевают в течение 10—15 мин. Толщина покрытия 1,5—3 мм. Механические характеристики этого материала достаточно высоки.
§ 6. ВЫБОР ТИПА ПОДЗЕМНОЙ КОНСТРУКЦИИ
Рекомендации по выбору формы поперечного сечения и конструкции крепи подземных сооружений больших размеров в зависимости от инженерно-геологических условий приведены в табл. 14.
Предполагается, что напор грунтовых вод незначительный. При большом напоре грунтовых вод и наличии пород средней крепости и мягких может возникнуть значительное горное давление, что потребует принятия криволинейного очертания выработки и тяжелой несущей крепи. Параметры крепи определяются расчетом в соответствии с рекомендациями, изложенными в главах III и IV.
Данные табл. 14 могут быть использованы для первого приближения при выборе очертания выработки и конструкции крепи.
Образование вывалов или проявление горного давления наименее вероятно, когда продольная ось выработки направлена перпендикулярно простиранию крутопадающих пластов или главному направлению трещин. Можно располагать подземную выработку и по простиранию пластов при условии, что их мощность значительно превышает ширину выработки. Образование разгружающего естественного свода над туннелем или камерой облегчается при расположении их в антиклиналях.
При направлении оси выработки по простиранию или под острым углом к нему в тонкослоистых породах возможны вывалы и появление одностороннего горного давления, особенно при наличии прослоек глинистых пород и действии грунтовых вод. Также возможны обрушения породы при расположении выработки в синклинальных складках тонкослоистых пород, этом случае верхние слои породы работают на изгиб, а устойчивость стен выработки и мест примыкания их к своду 5*	67
Условный класс породы
Характеристика породы
Рекомендуемая форма поперечного сечения выработки
А	Крепкие, плотные, не	Корытообразная с вер-
	оказывающие горного	тикальными стенками
	давления	и пологим сводом
Б	Крепкие, слаботрещино- ватые, выветриваю-		Корытообразная форма с вертикальными или наклонными стенками и пологим сводом
	щиеся, возможны большие вывалы	не-	
В	Средней крепости, ботрещи новатые, ветривающиеся, можны вывалы	сла-вы- воз-	Корытообразная с вертикальными или наклонными стенками и подъемистым сводом
Г	Средней крепости, трещиноватые, оказывающие небольшое вертикальное горное давление		Корытообразная с вертикальными или наклонными стенками и подъемистым сводом
д
Средней крепости, нотрещиноватые, . зывающие С
силь-ока-большое
Коробовая (треугольная и подковообразная) и сегментная
Назначение выработки данной формы сечения	Рекомендуемые конструкции крепи для обеспечения устойчивости выработки
Камеры любого назначения. Туннели железно- и автодорожные. Туннели гидротехнические безнапорные и малонапорные	Без крепи. Отдельные анкеры. Шприц-бетон	толщиной 3—5 см
То же	Анкерная крепь. Шприц-бетон толщиной 5—10 см. Защитная крепь из бетона или железобетона
»	Анкерная крепь и шприц-бетон толщиной 10—15 см по сетке. Защитная крепь из бетона или железобетона
Камеры любого назначения. Туннели железно- и автодорожные. Туннели гидротехнические безнапорные и малонапорные	Анкерная крепь и шприц-бетон толщиной 15—20 см по сетке или арочная крепь и шприц-бетон	толщиной 10—15 см по сетке. Несущая крепь из монолитного или сборного бетона или железобетона.	Защитная крепь из железобетона
Коробовая	подковообраз- ная — камеры любого назначения, туннели железно-	Арочная крепь с затяжкой или шприц-бетоном толщиной 20—25 см по сетке.
вертикальное горное давление
Е Средней крепости и Коробовая (подковооб-мягкие, сильнотрещи- разная) и сегментная новатые, оказывающие с обратным сводом вертикальное и боковое горное давление
Ж Мягкие и раздроблен-	Коробовая	(подковооб-
ные при большом	разная),	эллиптиче-
горном давлении рав-	ская, круглая, несимномерно распределен-	метричная
ном или одностороннем
и автодорожные, туннели гидротехнические безнапорные, мало- и средненапорные. Коробовая треугольная — туннели гидротехнические безнапорные. Сегментная— туннели автодорожные, камеры съездов, подземные ГЭС при размещении в них гидромеханического оборудования
То же
Эллиптическая с горизонтальной большой осью — станции метрополитена неглубокого заложения, судоходные туннели, ангары. Эллиптическая с вертикальной большой осью — судоходные туннели, убежища для судов. Круглая—туннели, сооружаемые щитовым способом, подводные, гидротехнические высоко- или средненапорные. Несимметричная — выработки специального назначения, а также при условии одностороннего горного давления
Несущая крепь из монолитного или сборного бетона или железобетона
Арочная крепь со сплошной затяжкой. Несущая крепь из монолитного или сборного бетона или железобетона
Арочная (подкружальная) крепь с одновременным бетонированием. Несущая крепь из монолитного или сборного железобетона или металла. Для гидротехнических туннелей — комбинированная или предварительно напряженная крепь (обделка)
наименее обеспечена. Здесь существенное значение приобретает ширина 'выработки.
Следует избегать расположения подземного сооружения в контактно-метаморфических зонах, в которых породы, как правило, ослаблены, а также в местах сбросов и сдвигов.
Вопросы выбора направления оси подземного сооружения и необходимой геологической разведки изложены в специальной литературе.
м
/ мин 1час	1 сутки! нед.1 месяц 1год	10лет
Рис. 31. График для определения условного класса пород по продолжительности устойчивости незакрепленного участка выработки пролетом 15—20 ч
Класс пород, указанный в табл. 14, может быть определен по графику на рис. 31 после вскрытия забоя, не дожидаясь результатов измерения горного давления на крепь, с тем чтобы на стадии рабочих чертежей внести соответствующие коррективы в форму выработки и ее конструкцию. На графике по оси ординат указана длина незакрепленных участков выработки шириной 15—20 м, а по оси абсцисс — продолжительность нахождения незакрепленного участка до его обрушения (продол-70
жительность устойчивости выработки). Наклонными линиями ограничены зоны, соответствующие определенному классу пород, приведенному в табл. 14.
Имея указанные данные, по графику можно определить, к какому классу (согласно табл. 14) относится данная порода. Например, незакрепленный участок выработки длиной 8 м простоял до обрушения одни сутки. На пересечении координат длины незакрепленного участка и времени его устойчивого состояния находим, что порода, в которой залегает данная выработка, относится к классу В, характеристика которого приведена в табл. 14. График можно экстраполировать на длины незакрепленных участков и более 10 м. Конечно, не следует дожидаться обрушения кровли выработки; при первом же признаке нарушения устойчивости (отслаивание породы, появление отдельных мелких вывалов, потрескивание и т. п.) выработку необходимо закрепить. Определение класса пород с помощью графика можно производить на небольшом опытном участке выработки незначительной высоты (при малой высоте выработки напряжения в кровле наиболее опасны). Наиболее целесообразны такие эксперименты для пород классов А—Г с целью уточнения конструкции крепи для выработок корытообразной формы.
Заштрихованная зона на графике соответствует обычно принимаемым длинам заходок в различных породах. В слабых породах фактическая заходка больше показанной на графике, однако в таких породах выработки большого сечения не проходят сразу полным сечением.
Пограничные линии между отдельными классами горных пород становятся на графике справа налево все более наклонными, поскольку с уменьшающейся устойчивостью возрастает неблагоприятное влияние размеров незакрепленного участка выработки. Из графика видно, что имеющееся время для закрепления породы с уменьшением их устойчивости очень быстро снижается и поэтому необходимо по возможности скорее закрепить выработку.
График построен по методике, предложенной в 1959 г. Г. Лауффером [86], применительно к австрийскому туннелю Прутц-Имст пролетом 6 ж, проходящему в соответствующих породах. Использование этой методики для выработок пролетом 15—20 м с введением пород, наиболее характерных для большепролетных выработок, и определением нагрузок по данным гл. III позволило рассчитать надежность крепи различных видов в конкретных условиях и построить приведенный график. Крестиками на графике отмечены те заходки, для которых были выполнены расчеты крепей.
Глава III
НАГРУЗКИ НА ПОДЗЕМНЫЕ КОНСТРУКЦИИ БОЛЬШИХ ПРОЛЕТОВ
§ 7. РАСЧЕТНЫЕ ПРЕДПОСЫЛКИ
Теоретический расчет нагрузок для подземных сооружений большого сечения, особенно ;в скальных породах, затруднен, поскольку с увеличением длины периметра поперечного сечения выработки значительно возрастает роль местных деформаций породы и крепей, связанных с отдельными вывалами, с давле
Рис. 32. Расчетная схема при наличии нарушенной зоны породы над выработкой:
/ — упругий массив породы; 2 — нарушенная зона; к—радиус внешней границы нарушенной зоны; ^—напряжение в породе (^г = <7):
<7 — реакция крепи
нием грунтовых вод в пределах трещиноватых участков и с другими локальными явлениями.
Учитывая, что в настоящее время еще не накопилось достаточно экспериментальных данных, позволяющих обосновать строгие теоретические расчеты, представляется целесообразным использовать для выработок больших сечений основные достижения теории горного давления, основанной на решении упруго-пластической задачи, введя некоторые допущения с тем, чтобы получить сравнительно простые зависимости для расчета нагрузок на крепь. В основу предлагаемого ниже приближенного ме
тода расчета нагрузок положена тео-рия горного давления, опубликованная в работах [46 и 67] и получившая распространение в последние годы, в частности, во Франции для расчета большепролетных подземных выработок.
Предполагаем, что вокруг выработок, залегающих в скальных породах различной крепости, образуется зона ослабленной, нарушенной породы (зона трещиноватости). За пределами этой зоны порода считается ненарушенной. Зона трещиноватости отслаивается от основного массива горной породы и стремится обрушиться в выработку. Этому препятствует сцепление
породы, которое, однако, может оказаться недостаточным.
Для обеспечения устойчивости выработки необходимо изнутри к ее контуру приложить равномерно распределенную нагрузку (напряжение), равную реакции крепи (рис. 32). Эта реакция по величине будет равна нормальному радиальному напряжению, создаваемому породой в ослабленной зоне; она должна остановить сдвиг частиц в этой зоне и обеспечить равновесие.
Считаем, что за пределами нарушенной зоны породы находятся в упругом состоянии, а в самой зоне они приобретают свойства сыпучей среды. В первом приближении допускаем, что зона нарушенной породы может рассматриваться как сыпучая среда, находящаяся в предельном равновесии. Это допущение, принимаемое рядом авторов [11, 38, 46, 67, 82], впервые было предложено проф. М. М. Протодьяконовым и легло в основу его теории горного давления. В сыпучих средах, в которых сцепление невелико, возможны кроме сжимающих лишь небольшие растягивающие нормальные напряжения в отличие от твердых тел, где могут иметь место большие нормальные напряжения обоих знаков.
За расчетный принимаем случай, когда касательные и нормальные напряжения в состоянии равновесия связаны линейной зависимостью, обеспечивающей отсутствие сдвига между частицами породы, т. е.
т <; о tg ср 4- с,	(Ш, 1)
где т—касательные напряжения;
о — нормальные напряжения;
<р — угол внутреннего трения; с — величина сцепления.
При сохранении условия (III, 1) отношение главных нормальных напряжений будет равно [45]
+ с • ctg ср  1 sin ср з2 4- с • ctg ср	1 — sin ср
Обозначая ai = cr0 и О2 = ог, приходим к следующему уравнению предельного равновесия тела внутри нарушенной зоны на вертикальной оси выработки:
Де + с • Ctg у __ 1 + sin у	,ш 2-
4- с -ctg ср 1—sin ср’	'	'	'
Это уравнение выражает условие отсутствия сдвига между частицами пород в нарушенной зоне.
Уравнение (III,2) является необходимым, но недостаточным условием для определения стг, поскольку в него входит неизвестное напряжение о9. Второе условие получим из урав-73
нений равновесия выделенного элемента тела (рис. 33), записанных в полярных координатах для плоской задачи:
-^4---^-+ +Р = 0,	(III,3)
иг 1 г об 1 г 1	’	’
+	— +Q = 0,	(HI,4)
г об 1 Or 1 г 1	’
где — нормальное напряжение на площадках, перпендикулярных радиусу-вектору г;
— нормальное напряжение в меридиональных сечениях, проходящих через радиус-вектор г;
тге — касательное напряжение;
Р — радиальная составляющая объемной силы;
Q — тангенциальная составляющая объемной силы.
В частном случае на вертикальной оси, проходящей через
начало координат перпендикулярно
Рис 33. Схема для вывода уравнений равновесия элемента тела
плоскости деформации (ом. рис. 32), получим условия:	тЛо = 0; Q = 0;
Р= где y — объемный вес.
Следуя Ж. Талобру и другим авторам, для упрощения задачи распространим эти условия (в запас прочности крепи) на все пространство вокруг выработки.
Тогда взамен уравнений (III, 3) и (III, 4) получаем уравнение равновесия нарушенной зоны
-^dr + rd-r +
^yrdr = 0. (Ill, 5)
Решая совместно уравнения (III, 2) и (III, 5) и исключая Ge, получаем
dr г 1—sin <р г 1—sin <р 1	\	/
Эю линейное дифференциальное уравнение имеет интегрирующий множитель
общий интеграл уравнения равен
2sifi <р
3 — _ е . rta„ _L_	1 ~Sln? .... 4 С ГГ^
с ag?-r 34in?_i \> т-Ч'
(1П, 71
Постоянную интегрирования Со находим из условия: при г = R (R— радиус внешней границы нарушенной зоны) ог = О, так как нарушенная зона считается отслоившейся от основного массива породы. Кроме того, задаем второе граничное условие: при г — Ro (Ro — радиус выработки криволинейной формы) jr = 7, где q — реакция крепи (см. рис. 32). Для выработок
Ь
с прямыми стенами приближенно можно принять Ro = -у , где /> - пролет (ширина) выработки.
Тогда преобразуя уравнение (III, 7), получим окончательное выражение для определения нагрузки на крепь
q = kx*[Ro — k2c,	(Ill, 8)
где
1 — sin q
3 sin cp — 1
k2 = cig ?
(Ill, 9)
(111, 10)
Значения k\ и k2 в зависимости от угла внутреннего трения ф и отношения ~ приведены на рис. 34 и 35.
В запас прочности для трещиноватых скальных пород рекомендуется принять в формуле (III,8) сцепление с = 0, тогда
=	(Ш,11)
Следует отметить, что формулы (III,8) и (111,11) являются приближенными и пользоваться ими целесообразно на первоначальных стадиях проектирования. В рабочих чертежах нагрузки должны быть уточнены на основе экспериментальных исследований (см. § 8).
и	#
Для определения ориентировочного значения , входящего в формулы (111,9) и (III, 10), введем некоторые упрощающие допущения. В уравнениях равновесия, пренебрегая собственным весом, принимаем P = Q = 0. Тогда уравнение (III, 5) будет иметь вид
(jr — j^) dr + rdzr =(.),
(Ill, 5')
75
Рис. 34. График для определения коэффициента ky
Решая совместно уравнения (III, 2) и (III,5'), получим дифференциальное уравнение
^г_ _	.	2 sin у _ с  ctg у 2 sin у	,
dr г 1—sin	г 1 — sin ср ’	\	»	/
Общий интеграл этого уравнения равен
а, = — С • .ctg? + Corl ~sin ? .	(П1, 7')
Постоянную интегрирования определим из условия отсутствия крепи, т. е. при г = Ro и ог = О, г _ с  ctg у
2 sin ср * у^1 — sin ср
Подставляя это значение в (111,7'), находим
°г = С • ctg?
2 sin ср
1 — Sin ср
(III, 12)
о
Предполагаем, что в этом случае на верхней границе нарушенной зоны (г = /?) соотношение между действительным нормальным напряжением в упругом ненарушенном массиве ро и приведенным нормальным напряжением аг выражается зависимостью
аг=РоО — sin <р).	(III, 13)
Вывод формулы типа (III, 13) приведен в работах [46 и 67].
Решая совместно уравнения (111,12) и (111,13) при г = R, а также принимая по предложению акад. А. Н. Динника Ро = тЯ, где Я — глубина расположения выработки, получаем следующее выражение:
1— sin ср
(111,14)
Ж. Талобр в одной из своих недавних работ |108] приводит построенный на основании теории Како график определения Р	с
в зависимости от ? и отношения (рис. 36). Этот график (при ~р~> 1,1) удовлетворительно согласуется с данными, полученными по формуле (III, 14).
Наиболее правильным методом определения является экспериментальный, в частности с помощью ультразвука (см.
§ 8); для предварительных же расчетов можно пользоваться формулой (III, 14) или графиком на рис. 36.
Глубина нарушенной зоны йн вычисляется по формуле
’)•	(Ш, 15)
В том случае, если нормальное напряжение о,, направленное по контуру выработки, определено экспериментальным путем (см. §8), то для нахождения нагрузки на крепь можно
не вводить уравнения равновесия (111,5), а воспользоваться одним уравнением (III,2), в котором принять л. = q, т. е.
где	q — k -ъ, -	к.с.	(III, 16) *з=-;	пн. id =	(П1.18)
График значений k3 и k4 представлен ’*а рис. 37.
7S
Гипотез о наличии вокруг выработки нарушенной зоны, рассматриваемой как сыпучая среда в предельном равновесии, позволяет \ честь также влияние направленных трещин и давления грунтовых вод на величину нагрузки на крепь [46].
В приведенные выше формулы входят угол внутреннего трения породы ф и сцепление с. В нарушенной зоне эти параметры пока не определялись, поэтому для предварительных расчетов
принимать их с определенными
приходится
Как указывает проф. М. М. Протодьяконов [37], «горные породы в массе представляют собой нечто среднее между сплошными и сыпучими телами, то ближе к первым, то ко вторым». Поэтому угол внутреннего трения породы в нарушенной зоне будет меньше, чем .в неослабленном трещинами массиве. Как показывают опыты [82], трещиноватость в нарушенной зоне в среднем в 1,2—1,5 раза превышает трещиноватость в массиве на определенном расстоянии от выработки. Предположим, что угол внутреннего трения ф в нарушенной зоне также в 1,2—1,5 раза меньше, чем в остальном -массиве по-
допущениями.
Рис. 37. График для определения коэффициентов k3 и
роды. Тогда, используя данные проф. П. М. Цимбаревича, получим значения ф для различных пород в нарушенной зоне (табл. 15), которые согласуются с данными К. В. Руппенейта, Г Кастнера и'др.
Утл внутренне о трения
Породы
в ненарушенном массиве (по П. М. Цимбаревпчу)
в нарушенном зоне
Т а б л и ц а 1 5
С танцы глинистые или конгломераты и брекчии с глинистым цементом. Туфы................
Плотные сланцы. Известняки и песчаники средней плотности .
Полевые шпаты, гранитовые сиениты, габбро, кварцевые породы
Кварцевые диориты, плотные ььарциты. кремни, базальты
50 - /0	30 45
70-80	45 —(50
SO—85	50 -65
65 -75
Меньшие значения углов внутреннего трения в нарушенной зоне соответствуют более трещиноватым и менее крепким породам. Следует отметить, что в сильнотрещиноватых породах, разрабатываемых буровзрывным способом с применением бризантных ВВ, возможно уменьшение приведенных величин на 10—20%. Это снижение связано с большим приближением таких пород к сыпучим телам (раздробленным породам), имеющим углы внутреннего трения 20—55°.
Для определения величины сцепления воспользуемся формулой проф. С. С. Давыдова {14], который рекомендует принимать сцепление с учетом естественной трещиноватости породы, с = 5/кр> т1м2,
гДе /кр—коэффициент крепости по проф. М. М. Протодьяко-нову.
Поскольку по М. М. Протодьяконову /кр—tgcp, то для нарушенной зоны величина сцепления может выражаться следующей приближенной зависимостью:
с = 51g тп/л£2,	(III, 19)
где ф — угол внутреннего трения породы в нарушенной зоне.
Порядок расчета по приведенному методу рассмотрим на примере.
Пример. Выработка подковообразной формы высотой и пролетом 10 м (/?о = 5 Л1) расположена в малотрещиноватых известняках объемным весом 7 = 2,7 т]м\ угол внутреннего сопротивления в массиве <р = 75°. Глубина расположения выработки от поверхности земли /7=150 м. Требуется определить глубину нарушенной зоны и нагрузку на крепь.
Решение. В соответствии с данными табл. 15 принимаем для нарушенной зоны угол внутреннего трения ср = 50°. По формуле (III, 19) находим сцепление с=6 т!м2. Определяем вспомогательную величину
с 6
^77 = 2,7 • 150 = 0,015-
R
По графику на рис. 36 находим =1,6. Глубина нарушенной зоны по формуле (111,15) равна hH =5(1,6 — 1) =3 м По графикам на рис. 34 и 35 находим ^ = 0,17 и А?г = 0,8. Нагрузка на крепь определится по формуле (III, 11)
q = 0,17 • 2,7 • 5 = 2,3 т)м\
Если учесть сцепление, то по формуле (III, 8) получим q < 0, следовательно, нагрузка на крепь должна быть принята равной 0. Однако на первых стадиях проектирования, когда еще неизвестна фактическая характеристика пород, рекомендуется, как это отмечалось выше, принимать с=0.
При глубине расположения выработки (от поверхности земли до шелыги свода) менее некоторой определенной величины //о, нагрузка на крепь должна приниматься равной пол-80
ному весу пород, расположенных над выработкой, так как можно полагать, что эти породы окажутся ослабленными в процессе проходки и выветрелыми с поверхности. Нагрузка в этом случае подсчитывается по формуле
q = *'H, тм1,	(III, 20)
где глубина залегания выработки Н
Предельное значение Hq для выработок больших размеров рекомендуется определять из условия, что образование разгружающего свода над нарушенной зоной возможно только при толщине перекрывающего выработку слоя грунта, равной не менее двойной стрелы свода обрушения, вычисленной по теории проф. М. М. Протодьяконова с учетом бокового давления. т. е.
//H = ctg? b 4- 2/z tg ^45 — "yjp (111,21)
где <р — угол внутреннего трения породы в нарушенной зоне; h и b — высота и ширина выработки.
Г. Кастнер {82], рассматривая своды выработок больших сечений в скальных породах, полагает, что вследствие больших пролетов и обычно пологих сводов нагрузка должна приниматься равномерно распределенной по всему пролету и равной полному весу пород нарушенной зоны. Глубину этой зоны, возникающей под действием взрывных работ, он рекомендует определять экспериментальным путем и считает, что для крепких устойчивых пород ее величина находится в пределах 1 — 2 м. При этом, однако, отмечается, что образование свода в нарушенной зоне позволит принимать для расчета неполную высоту этой зоны.
При некоторых условиях в однородных породах в кровле выработки над нарушенной зоной, по мнению Г. Кастнера, могут образовываться области больших растягивающих напряжений. Высота такой области, имеющей серповидную форму, зависит от коэффициента бокового давления и для выработок кругового очертания доходит до 1 м. Порода в таких областях может оказаться нарушенной и создавать дополнительное давление на крепь.
При определении нагрузки на стены выработки важно установить возможность подвижки (скольжения) отдельных слоев породы ввиду их неоднородности [82]. Исходя из условия недопущения подвижек наклонных пластов и примерных результатов сдвигов, можно оценить предполагаемую нагрузку и предусмотреть соответствующий тип крепи. Такая оценка, выполненная на основании детальных геологических исследований, позволит в большей степени, чем теоретические расчеты, подобрать крепь для стен выработки.
6 в. М. Мостков	81
Наряду с изложенным способом определения нагрузки могут быть применены и другие способы. В частности, ориентировочную величину нагрузки на выработку, расположенную в скальных породах, можно определить по табл. 16, данные которой основаны на наблюдениях Терцаги [46, 66, 82]. Предполагается, что кровля выработки расположена ниже гидростатического уровня подземных вод. В ’сухих породах 4—6-го классов высоту вывала рекомендуется уменьшать на 50%• Нагрузка на крепь определяется по формуле
Q = lhB.	(111,22)
Объемный вес ; для водонасыщенных пород необходимо определять с учетом взвешивающего действия воды.
Рис. 38. Расчетные схемы для определения горного давления (по Терцаги)
Расчетные схемы, соответствующие данным табл. 16, приведены на рис. 38. На схеме а, отвечающей 2-му и 3-му классам пород, видно, что давление принимается только вертикальным. На схеме б, соответствующей 4-му и частично 5-му классу, показано боковое давление в виде горизонтальной составляющей от веса клина AEF, уменьшенной на величину трения, противодействующего скольжению клина по плоскости АЕ. В породах частично 4-го, а также 5—7-го классов действует боковое давление по схеме в. В этом случае Терцаги для упрощения взамен расчетной схемы М. М. Протодьяконова предположил, что плоскости скольжения имеют уклон 2:1, откуда B = b + h. Боковое давление в данном случае определяют по упрощенной формуле
е = 0,3i (0,54-%йв).
(III, 23)
Данными табл. 16 положения выработки
можно пользоваться, когда глубина рас-соответствует значению
Но >1,5 (А + Ь).
(III, 24)
Таблица i g
Класс	Порода	Высота вывала Лв
1-й	Крепкая и плотная порода 		0
2-й	Крепкая малотрещиноватая порода . .	(0-S-0,25)6
3-й	Крепкая порода — слоистая или обла-	
	дающая сланцеватостью 		(0-М),5) b
4-Й	Трещиноватая крупнообломочная по-	
	рода 		От 0,256 до 0,35(6 + h)
5-й	Сильнотрещиноватая обломочная по-	
	рода 		(0,35-5—1,1) (6 + А)
6-й	Раздробленная, но химически ненару-	1,1(6 + А)
	шенная порода 		
7-й	Деформированные пластичные породы:	
	на небольших глубинах 		(1,l-s-2,1) (6 + А)
	на больших глубинах		(2,1-^-4,5) (6 + А)
Наряду с Терцаги рекомендации по определению глубины зоны обрушения скальных пород даны Стини [106]. Эти рекомендации приведены в табл. 17, в которой породы подразделены на группы, соответствующие первым шести классам по Терцаги. При ширине выработки более 5 ж на каждый лишний метр ширины глубину зоны обрушения, приведенную в табл. 17, следует увеличить на 10%.
Таблица 17
Породы	Оценка устойчивости пород	Глубина зоны "обрушения Лв, м
Устойчивые, очень прочные	Отдельные небольшие вывалы возможны лишь в результате взрывных работ	0—0,5
Сравнительно устойчивые	Вывалы, вызванные взрывными работами, могут возникнуть лишь со временем	0,5-1
Слабонарушенные	Мало нарушаются при разработке, но через месяц после этого могут быть вывалы. Требуют незначительного крепления	1-2
Нарушены в средней степени	Вначале устойчивы, но через определенное время могут быть вывалы	2—4
Нарушены	Относительно устойчивы при разработке, позднее возникают значительные вывалы и обрушение	4—10
Сильно нарушены	В процессе разработки устойчивость нарушается и местами возникают большие вывалы в кровле	10—15
Нагрузка на крепь, по данным табл. 17, определяется по формуле (111,22).
Представляет интерес способ расчета нагрузки на крепь большепролетных выработок подземной морской базы Мерс-эль-Кебир, построенной глубоко от поверхности земли в крепких скальных породах. Компоновочная ’схема этих выработок показана на рис. 12,6.
Ослабленная зона принималась в виде полуэллипса, малая ь
полуось которого равна у, а большая а — отсчитывается от
Рис. 39. Расчетная схема для определения горного давления, примененная для расчета выработок базы Мерс-эль-Кебир: / — контур выработки; 2—ослабленная зона
т — число Пуассона
уровня .пят свода (рис. 39). Нагрузка считалась вертикальной равномерно распределенной с интенсивностью
q = ^h',	(Ш,2й)
где h' — высота ослабленной зоны от верха свода выработки, определяемая по выражению h' = а —	(III, 26)
где h\ — стрела свода выработки;
(р \	,
1-^(/п-1)|; (III,27)
/?р—сопротивление породы растяжению в массиве;
Н— глубина расположения выработки от поверхности земли; (обратное коэффициенту Пуассона);
b — ширина выработки.
В предельном случае для сильно разрушенных пород (/?р =0) формула (III.27) принимает вид
а — (т — 1) -j .
(III, 28)
Формулы (111,26) — (111,28) можно применять лишь при определенных глубинах расположения выработки, поскольку при некоторых глубинах величины а или h' могут получиться отрицательными. Пользуясь формулами (111,26) и (III,27) при условии а = h\, можно определить минимальную глубину залегания выработки Но', при которой высота ослабленной зоны имеет положительное значение,
"о
Rp
1
1 b (гп — 1)
(Ш, 29)
Рис. 40. Зависимость величины горного давления в скальных породах от времени (по Терцаги)
для сохранения устойчивости выра-
При определении нагрузок следует иметь в виду, что ом в большинстве случаев не являются постоянными во времени. Приведенные формулы предусматривают определение нагрузки вскоре после открытия выработки. Если выработка продолжительное время остается незакрепленной или крепь установлена неплотно к породе, нагрузки, даже в скальном массиве, могут в ряде случаев значительно возрасти со временем. На рис. 40 показан график характерной зависимости величины горного давления в скальных грунтах от времени. Кривая 1 относится к случаю быстрого нарастания нагрузки и обрушения породы внутрь выработки; кривая 2—к возрастанию давления на тщательно установленную крепь с плотной забутовкой .пустот; кривая 3 — к возрастанию давления на крепь, за которой были оставлены пустоты и забутовка была выполнена некачественно. Нагрузки 71 и 72 равны по величине усилиям, требуемым
ботки после ее раскрытия, т. е. равны 7, вычисляемому, например, по формуле (111,11).
Как показывают опыты, в некоторых случаях давление в выработках большого сечения в первые месяцы в два-три раза ниже установившегося давления через полтора-два года.
Нагрузку на крепь камерных выработок следует определять как на пространственную конструкцию. Представляет интерес решенная С. Стефановым [105] задача о нагрузке на куполообразный свод двойной кривизны цилиндрического подземного резервуара большого диаметра. Решение основано на теории М. М. Протодьяконова.
Одной из нагрузок на подземную конструкцию, особенно при больших пролетах выработки, являются вывалы породы. Вывалы могут возникать в скальных породах, пересеченных крупными трещинами в различных направлениях. Вывалы могут происходить не в процессе проходки выработки, а при эксплуатации сооружения. Причинами таких «запоздалых» вывалов являются постепенный размыв материала, заполняющего трещины, внезапные сейсмические воздействия и др. В том случае, если выработка закреплена постоянной крепью, вывал может оказывать давление на крепь в наиболее невыгодном месте по условиям работы конструкции. Такой вывал вызовет Резкое перераспределение усилий в крепи, что может привести 85
к ее нарушению. В скальных породах нагрузка от вывалов является дополнительной и должна суммироваться с основной расчетной нагрузкой.
Практика позволяет установить ориентировочные пределы весов и размеров возможных вывалов. Вес вывалов в своде большепролетного подземного сооружения обычно колеблется от 10 до 20 т, а в отдельных случаях и более. Ширина вывалов составляет J/4 — 7з пролета свода, а минимальная ширина 2— 5 м. При большом пролете свода может образоваться несколько вывалов, расположенных в различных местах.
Учитывая, что нагрузка от вывалов может привести к разрушению крепи (в том числе и бетонной), необходимо в процессе проходки выработки крепить все участки, на которых даже через продолжительное время могут образоваться вываЛы породы (см. табл. 17). В отдельных случаях сможет оказаться целесообразным подорвать висящие блоки пород, с тем чтобы впоследствии они не смогли оказать давления на крепь. После возведения бетонной крепи необходимо произвести нагнетание раствора за крепь, а в отдельных случаях — цементацию породы.
Эти мероприятия, как правило, позволяют предохранить выработку от выпадения значительных объемов породы, поэтому расчет конструкции на вывалы в большинстве случаев не производится. Однако в особых случаях, когда, несмотря на выполнение всех перечисленных мероприятий, инженерно-геологические условия таковы, что трудно гарантировать невозможность образования вывалов через длительное время; необходимо провести специальные расчеты крепи на вывалы (см. § 11).
§ 8. ЭКСПЕРИМЕНТАЛЬНЫЕ МЕТОДЫ ОПРЕДЕЛЕНИЯ НАГРУЗОК И НАПРЯЖЕННОГО СОСТОЯНИЯ МАССИВА ПОРОД
Для определения нагрузок на крепь подземных выработок и напряжений в окружающем их массиве разработан ряд экспериментальных методов. Рассмотрим методы, которые применяются в выработках большого сечения, проходимых в скальных породах.
Напряжения на стенке выработки. Одним из наиболее целесообразных способов определения напряженного состояния массива породы по контуру выработки является способ разгрузки напряжений. Принцип его состоит в освобождении массива от естественных напряжений путем устройства вруба, снимающего в непосредственной близости от него напряжения в породе.
Возможность применения способа разгрузки для определения напряженного состояния породы была впервые высказана Д. Д. Головачевым в 1935 г. Обоснование способа специаль-86
ними экспериментальными исследованиями горных пород и его разработка были произведены Г. Н. Кузнецовым. Первые опыты по применению способа разгрузки были выполнены
в 1940 г. для определения напряженного состояния междука мерных целиков на Соликамском калийном и Артемовских* со ляном и гипсовом рудниках. В дальнейшем работы, осуще
стеленные во ВНИМИ под руководством Г. Н. Кузнецова, позволили значительно упростить и усовершенствовать способ разгрузки напряжений [23, 41].
Многочисленные опыты подтвердили целесообразность применения этого способа для определения напряжений по контуру выработки, на основании которых, например по формуле (111,16), можно подсчитать нагрузку на крепь.
Сущность способа разгрузки заключается в следующем [23, 41, 103]. На стенке выработки выбирают ровный участок размером 35x35 см (рис. 41, а, б). в пределах которого поверхность сглаживают. В середине участка намечают
Рис. 41. Схема способа «разгрузки напряжений»:
а — схема расположения скважин и тензодатчиков; б — разрез по скважине; в — график изменения деформаций в зависимости от глубины скважины; г — диаграмма главных напряжений; 1 — наружные тензодатчики; 2 — внутренние тензодатчики; <3 — рабочая поверхность; 4 — разбуриваемая прорезь; 5 — сглаженная поверхность; 6 — напряжения по внутренним датчикам, кг/смМ 7 — напряжения по наружным датчикам, кг/см-
кольцо, которое в после-
дующем должно быть разбурено на небольшую глубину с извлечением керна (в отечественных приборах диаметр керна составляет 60 мм). Внутри кольца по трех гольнику наклеивают тензодатчики (розетка), такие же датчики наклеивают
и снаружи кольца. После этого по кольцу пробуривают прорезь глубиной до 30 см. По мере’ бурения напряжения, имеющиеся в массиве, снимаются, зоны внутри кольцевой прорези и снаружи ее освобождаются от напряжений и деформируются, перемещения породы фиксируются датчиками.
На рис. 41, в показан график изменения деформаций (по трем наружным датчикам) в зависимости от глубины
Рис. 42. Схема способа «восстановления напряжений»
скважины. Как следует из графика, .порода освобождается от напряжений уже при весьма малой глубине скважины (при глубине более 3—4 см деформации почти не изменяются) .
По формулам пересчета получают значения главных напряжений, после чего строят круги Мора и определяют направления главных напряжений. Для каждой системы напряжений, полученной от датчиков внутри и снаружи кольцевой прорези, строят взаимно перпендикулярные отрезки, характеризующие направления и величину главных напряжений. Наибольшее напряжение является нормальным, а наименьшее отвечает напряженному состоянию в массиве до проходки выработки. Диаграмма главных напряжений показана на рис. 41, г. Для упрощения этого способа можно применить только наружные или внутренние датчики. Тензодатчики могут быть фольговыми или проволочными. Вместо датчиков могут использоваться также механические .приборы — индикаторы или пассаметры.
Описанный метод позволяет определять напряжения на стенке выработки с точностью до 30%.
Наряду со способом разгрузки напряжений нашел применение и способ восстановления напряжений [46, 66]. Сущность его заключается в установке на участке стены 1 выработки струн 2 с определенным тембром (рис. 42). После этого породу частично освобождают от напряжений путем устройства вруба или щели 3. В проделанную щель устанавливают плоский домкрат 4 и заполняют ее цементно-песчаным раствором. Затем в домкрате поднимают давление до тех пор, пока тембр струны не восстановится до первоначального и таким образом определяют напряжение, имеющееся на стенке выработки. Способ восстановления напряжений также применяется в бетонных конструкциях (см. § 10). В последнее время вместо плоских домкратов стали использовать цилиндрические штампы, вводимые в скважину.
Напряжения в глубине массива пород. Для определения напряжений в глубине массива используются способы, аналогичные применяемым для определения напряжений на стенке выработки; измерения здесь производятся в скважинах, пробуриваемых одна за другой. Может быть применен также способ, основанный на показаниях прибора, забетонированного в скважине и загружаемого водой. 88
Представляет интерес способ определения напряжений в массиве пород, примененный на ГЭС Нечако-Кемано. В специальную камеру был помещен полый стальной шар диаметром 3 м со стенками толщиной 13 мм, затем пространство между шаром и породой было заполнено бетоном и зацементировано. Предварительно из камеры в радиальном направлении пробурили 26 скважин диаметром 75 мм длиной по 16 м. В эти скважины заложили тензодатчики. Шар заполнили водой под давлением до 260 ат.
Деформации измеряли как тензометрами на концах скважин, так и на поверхности шара. Эксперименты позволили определить напряжения, возникающие в массиве под действием внутреннего давления воды, а также модуль упругости скального массива. Практическим результатом опытов явилось выявление возможности передачи 65% внутреннего напора воды в шахтном трубопроводе непосредственно на породу и соответственное уменьшение толщины стальных стенок трубопровода, напор в котором доходил до 87 ат.
Измерение деформативных свойств породы в массиве. При расчете постоянной крепи подземной выработки необходимо иметь сведения о деформативных свойствах породы. Для этой цели проводят эксперименты, основанные на динамических и статических методах.
Принцип динамических способов определения модуля упругости породы (с помощью сейсмических или ультразвуковых измерений) заключается в нахождении скорости распространения упругих волн (продольных и поперечных) в породе, вызываемых действием сотрясения или колебания среды. Имеющиеся формулы пересчета позволяют по известным скоростям вычислить коэффициент Пуассона и модуль упругости породы. Результаты, полученные сейсмическим методом и с помощью ультразвуковых измерений, близки друг другу.
Недостатком динамических способов является существенное влияние на точность результатов анизотропии породы, местных нарушений (трещины, прослойки, включения) и подземных вод. Следует также отметить, что расхождение между модулями хпругости, полученными динамическим и статическими способами, велико. Так, например, исследования, проведенные на нескольких подземных выработках, показали, что эта разница достигает 50% и более [115]. Тем не менее динамические методы позволяют сравнительно быстро и без больших затрат оценить общее состояние массива и его упругие’свойства.
С 1956 г. на ряде зарубежных подземных строек применяется прибор итальянской фирмы САДЕ. Этот прибор представляет собой легко передвигаемую установку с опорой телескопического типа. На обоих концах опоры имеются выдвижные головки, которые с помощью домкратов упираются
в породу. Головки загружают определенной нагрузкой и вдавливают в стены или в подошву и свод выработки. Попеременно загружая и освобождая головки, и регистрируя получаемые перемещения, строят диаграммы, позволяющие оценить, например, модуль хпругости породы. Такие измерения проводятся через 5—200 м по длине выработки в зависимости от состояния породы. Продолжительность измерения в каждой точке, включая работы по монтажу и демонтажу установки, составляет 3—5 ч. При измерениях поверхностный слой нарушенной взры
вами породы по возможности удаляется.
Аналогичные, несколько усовершенствованные приборы, устанавливаемые на тележках на рельсовом ходу, применяются в Австрии.
Для уменьшения влияния местных нарушений в породах диаметр выдвижных головок (штампов) целесообразно увеличивать. Приборы фирмы САДЕ оборудованы головками диаметром 800 лги, австрийские приборы имеют съемные головки диаметром 500 мм и более.
Несмотря на сравнительно малую поверхность, охватываемую при одном измерении, что несколько снижает точность результатов, к преимуществам таких приборов относятся простота и непро-
должительность проведения эксперимента, возможность определения упрхгих свойств скалы ьо всех направлениях, а также выявление характера анизотропии и качества пород.
В подземных камерах наиболее часто используют установку (рис. 43), которая размещается в специальной опытной выработке и позволяет определить модуль упругости скальных пород. В гидротехнических туннелях, находящихся под действием внутреннего напора воды, иногда необходимо знать величину коэффициента упругого отпора породы, определяемого по формуле
/
Рис 43. Установка для определения упругих свойств породы:
1 — чсментно-песчаный раствор; 2 — металлическая подушка, наполняемая маслом, а — манометр; 4 — деревянные прокладки, 5 — металлические профили двутавровой формы; 6— гидравлический дом-кры, 7 — экстензометр; Л’ — металлическая прокладка
Р
Аг ’
k =
где р — напор воды внутри туннеля, кг/см2; 90
Ar — приращение радиуса выработки под действием напора воды, см.
Значительную работу в области исследования и разработки методов определения деформаций породы под действием внутреннего напора воды провели Тбилисский научно-исследовательский институт сооружений и гидроэнергетики (ТНИСГЭИ) совместно с Институтом геологических наук АН Арм. ССР. Успешно примененная ими на ряде выработок установка представляет собой цилиндр длиной 2,5 и диаметром 2 м, состоящий из нескольких отдельных сегментов. Каждый сегмент, в свою очередь, выполнен из боковых стенок и внутреннего и наружного металлических листов. Наружный лист имеет толщину 5 мм, а внутренний — 15 мм и усиляется изнутри ребрами жесткости. Стыки между сегментами зачеканивают цементнопесчаным раствором. Установку .помещают в специальную опытную выработку, пространство между стенками выработки и установкой заполняют бетоном. Воду под давлением подают в пространство между внутренним и наружным металлическими листами. Подъемы и снижение давления одновременно сопровождаются измерением деформаций диаметра опытной выработки.
В весьма ответственных высоконапорных туннелях вместо небольших опытных выработок приходится устраивать камеры такого же диаметра, как и туннель. Такие камеры получили распространение в Советском Союзе. В 1963—1964 гг. предусмотрено очередное испытание различных конструкций обделок напорных туннелей и определение упругих характеристик пород в опытных камерах, сооружаемых на Храмской ГЭС-2. Ингурской и Нурекской ГЭС. Наряду с определением дефор-мативных свойств породы в опытных камерах исследуются вопросы водонепроницаемости породы и несущей способности постоянной крепи туннелей.
Измерение глубины зоны нарушенных пород вокруг выработки. Глубину нарушенной зоны можно определить с помощью кернового бурения, однако данные, полученные по этому способу, являются локальными и поэтому для выработок большого сечения этот способ не всегда может дать положительные ре-з\л ьтаты.
В Советском Союзе рядом организаций проводятся работы по изучению трещиноватости массивных бетонных сооружений Ультразвуковым методом с помощью установки, сконструированной на базе ИКЛ-5 и других приборов. Этот метод, позволяющий быстро получить требуемые результаты, может быть распространен и для горных пород. Например, при строительстве некоторых подземных сооружений в Швейцарии в 1959 г. с помощью ультразвука была измерена глубина ослабленной (нарушенной) зоны пород [И5].
В параллельно пробуренные шпуры заданной глубины в разных сечениях туннеля вставляли излучатель и приемник ультразвуковых волн. Первое измерение проводилось у дна шпуров, а затем измерения повторялись через каждые 20 см глубины. На определенных глубинах шпуров (2—1 ж) продолжительность пробега звука начинала возрастать, что указывало на начало нарушенных участков. Рост времени пробега продолжался до внутренней поверхности выработок. В гнейсах время пробега возросло в среднем на 12% против замера у дна шпуров, причем наибольшее значение вдвое превышало среднее. В мраморе время увеличивалось на 30—50%. Применяемая аппаратура позволяла оценивать не только продолжительность пробега звуковой волны, но и амплитуду колебаний. Обычно повышение времени пробега соответствовало падению амплитуды. Нарушенные зоны для выработок диаметром 2,6—3 м составили: в гнейсах 1 —1,5 м, в известковом песчанике 1,5— 2 м и в .мраморе 1 м.
В 1963—1964 гг. намечается выполнение специального цикла подобных экспериментов в различных выработках Ну-рекской и других ГЭС.
Измерение нагрузок на крепь. Вопросами выявления и изучения контактных нагрузок на крепь выработок в Советском Союзе занимается ряд организаций. Применительно к выработкам большого сечения представляют интерес работы, проводимые с 1955 г. Всесоюзным научно-исследовательским институтом транспортного строительства (ЦНИИС Минтранс-строя) (9].
Этот институт разработал и освоил 'методику определения величины горного давления мессдозами в туннелях с крепью из сборных элементов. Мессдозы устанавливают в тюбинге, наружную поверхность которого покрывают металлическим листом. Между листом и наружной поверхностью тюбинга наносят слой битума, выравнивающего давление по контуру всей обделки туннеля. По этому способу мессдозы могут быть установлены и на плитах, состоящих из двух металлических листов, между которыми залит битум. Такие плиты используются в качестве затяжки между металлическими арками крепи.
Прогиб мембраны струнной мессдозы под действием нагрузки изменяет натяжение струны. По изменению частоты собственных колебаний струны, которые сравниваются с частотой колебания генератора, судят о величине нагрузки. Для этой цели используется комплекс измерительных устройств.
Этот способ позволяет характеризовать не только общую величину действующих нагрузок, но и распределение их по всей поверхности крепи. В результате проведенных измерений установлено следующее: 92
рост нагрузок от давления горных пород обычно происходит в пределах первого месяца работы подземного сооружения, причем стабилизация нагрузок происходит тем раньше, чем выше крепость пород, в которых проведен туннель;
средняя величина контактного давления на крепь туннелей диаметром 6—8 м составляла для плотных известняков 2,8 /n/.и2, для трещиноватых известняков 6,9 т/м2, а для мягких пород 20—25 т/м2, причем на отдельных участках (при диаметре туннеля 8,2 м) это давление повышалось до 70 т/м2\
контактное давление распределено по поверхности крепи вдоль туннеля и по контуру его сечения неравномерно; степень неравномерности возрастает с повышением крепости пород. Например, максимальное давление превышало среднее давление в целом по участку для плотных известняков почти в два раза, а для слабых известняков — в полтора раза;
в результате обжатия крепи, вызванного нагнетанием цементного раствора, контактное давление резко возрастало. Распределение давления после нагнетания раствора обычно оставалось неравномерным.
Методикой измерения горного давления, несколько отличающейся от описанной, пользуется институт ТНИСГЭИ для исследования гидротехнических туннелей. Мембраны диаметром до 20 см устанавливают в бетонной крепи вровень с наружной поверхностью. Величину прогиба мембраны определяют с точностью до 0,01 мм прибором, оборудованным индикатором.
Для определения давления на крепь в выработках большого сечения могут быть использованы также различного типа динамометрические стойки и динамометры (типа ДонУГИ-С-50 И др.).
Лабораторные методы определения нагрузок и напряжений позволяют в основном установить качественную картину распределения усилий. Условность при переходе к количественной стороне заключается в определенной идеализации натурных условий, поэтому применение лабораторных -методов целесообразно, как правило, лишь на стадии проектного задания.
За последнее время наибольшее распространение получили оптический метод определения напряжений в моделях и метол. эквивалентных материалов. К достоинству их относится наглядность получаемой картины распределения усилий и напряжений.
В области оптического метода исследования напряжений в моделях, связанных с горным массивом, весьма перспективным является применение фотопластичности, позволяющей оценить пластические деформации.
Эффективным методом моделирования характера местных Деформаций, разрушений и общих смещений горных пород.
окружающих выработку, является метод эквивалентных материалов, предложенный ВНИМИ. Этот метод имеет большие преимущества по сравнению с другими лабораторными методами, в частности использование эквивалентных материалов позволяет переходить на крупные модели, что особенно важно для исследования выработок большого сечения.
С по1мощью эквивалентных материалов представляется возможным смоделировать массив породы, окружающей выработку и, применяя микродинамометры и специальные тензометры, получить деформации и напряжения в массиве по контуру выработки.
Для определения нагрузок, действующих на подземную конструкцию, может найти применение метод тензосеток (вальц-масс), предложенный ВНИИГом, способы, основанные на за-гружении моделей центробежной силой, и др.
§ 9. УСТОЙЧИВОСТЬ НЕЗАКРЕПЛЕННЫХ ВЫРАБОТОК
Вопросы устойчивости обнажений горных пород в подземных выработках разных форм поперечного сечения освещены в работах [14, 22, 38, 50, 51, 58 и др.]. Для выработок большого размера эти вопросы приобретают особое значение. В процессе проектирования и строительства должны быть определены предельный пролет незакрепленной выработки и ее наибольшая высота. Также необходимо изучить влияние высоты выработки и подъема свода на напряженное состояние массива окружающей породы. Для решения этих задач можно воспользоваться зависимостями, выведенными в § 7; полезными могут быть и результаты исследований, выполненных оптическим методом.
В соответствии с формулой (III, 8) для устойчивости незакрепленной выработки криволинейного очертания необходимо, чтобы нагрузка q = 0 или
k^R„ = k2c.	(Ill, 30)
Из этого выражения можно определить предельный пролет незакрепленной выработки, равный 2/?0. Обозначая = ni, к 1 получаем формулу для предельного пролета выработки
Сп=2±пх.	(111,31)
Предельный пролет незакрепленной выработки в скальной и полускальной породе проф. С. С. Давыдов [14] приближенно выражает через коэффициент крепости fKp, т. е.
Как отмечалось выше, по С. С. Давыдову, сцепление с = 5ДР, т1м2, тогда
^. = 2у.	(Ш, 32)
В формуле (111,31) сцепление с определяется в ослабленной зоне, а в формуле (111,32)—в ненарушенном массиве. Коэффициент п\ в формуле (111,31) зависит от угла внутреннего трения и величины сцепления породы в ослабленной зоне, а также от глубины расположения выработки.
Пользуясь формулами (Ш,9) и (111,10), находим
2 sin 9
.	3 sin ср — 1	\ /?0 /	/ит пп к
П1--ctg • ! _ sin ? •	3 sin у—1 -	23)
Для различных значений ф и по формуле (111,33) составлена табл. 18. Промежуточные величины определяются интерполяцией. Отношение находится по формуле (III, 14) или по графику на рис. 36.
Таблица 18
Отношение R R.	Значение коэффициента п.^ при угле внутреннего трения породы ср, грай					
	25	35	45	55	65	75
1,0	3,14	3,83	4,84	6,35	9,06	15,19
1,1	2,99	3,58	4,60	6,05	8,71	15,10
1,2	2,89	3,53	4,44	5,88	8,64	15,07
1,3	2,71	3,29	4,30	5,82	8,62	15,04
1,5	2,60	3,24	4,14	5,75	8,61	15,01
1,7	2,38	3,10	4,03	5,71	8,60	14,98
2,0	2,30	2,95	3,95	5,68	8,59	14,95
3,0	1,98	2,72	3,86	5,65	8,58	14,92
4,0	1,76	2,59	3,83	5,63	8,57	14,89
5,0	1,70	2,52	3,82	5,61	8,56	14,87
10,0	1,49	2,42	3,80	5,60	8,55	14,85
Ввиду неоднородности породы, а также возможного нарастания горного давления во времени значение предельного пролета, полученное по формуле (111,31), следует уменьшить. При благоприятном напластовании относительно сухих пород коэффициент запаса k3 может быть принят 1,5—2. Окончательное
выражение для определения предельного пролета незакрепленной выработки примет вид
*3	1
Предельная высота вертикальной стены незакрепленной выработки может быть приближенно определена по этой $ке формуле, причем п\ находится по табл. 18 при значении -^-=1. В этом случае результаты совпадают с полученными Винклером и Креем на основании анализа устойчивости скальных откосов [58].
Влияние изменения высоты выработки при заданном ее пролете на напряженное состояние массива породы можно выявить с помощью теории упругости. Как показывают исследования, выполненные Р. Гильтчером оптическим методом [78], увеличение высоты выработки прямоугольного сечения в целом благоприятно сказывается на напряжениях, возникающих в массиве вокруг выработки.
При отношении горизонтальной нагрузки рг к вертикальной рв в пределах от 0 до 0,3 напряжения в шелыге (замке) свода незакрепленной выработки остаются растягивающими и мало меняются в зависимости от высоты выработки. Однако при значении этого отношения больше 0,3 с увеличением высоты выработки сжимающие напряжения в шелыге свода возрастают. Например, при изменении высоты от h = b до h = 2b сжимающие напряжения в шелыге увеличиваются в полтора-два раза в зависимости от высоты подъема свода выработки. Вертикальные стены выработки находятся под действием сжимающих напряжений, причем эти напряжения уменьшаются с увеличением высоты стен. Например, при изменении высоты профиля от 0,86 до 2,56 напряжения в массиве по контуру стен (при полуциркульном очертании свода выработки и отсутствии бокового давления) уменьшаются примерно в 1,6 раза. При боковом давлении, равном по величине вертикальному, напряжения в стенах уменьшаются в три раза. Следует отметить, что эти напряжения в стенах остаются сжимающими лишь до определенного предела высоты (й>56).
Величина подъема свода в кровле выработки имеет большое значение для определения предельных размеров. Приведенные выше формулы выведены из условия полуциркульного очертания свода ^-y- = 0,5J, при уменьшении этого отношения пролет должен быть снижен.
В наиболее худших условиях по возникновению растягивающих напряжений по контуру оказываются выработки с плоской кровлей. Такой кровлей можно считать не только гори-96
зонтальные потолки выработки, но и своды с небольшим подъемом.
Наименьший подъем свода для незакрепленных выработок С. С. Давыдов [14] рекомендует определять по формуле
h —
1 — 2/кр *
(111,35)
Для пород с коэффициентом крепости /кр = 10	20 подъем
свода по формуле (111,35) получается настолько малым, что практически кровля оказывается плоской. Плоскими кровлями можно считать такие, в которых отношение стрелы свода к про
Рис. 44. Результаты исследований по определению влияния высоты стен выработки и подъема свода на напряженное состояние породы:
hi Рг а — схема загрузки модели; о — влияние отношений — и у на напряжения а в шелыге свода незакрепленной выработки; в — график нулевых напряжений в шелыге свода
лету не превосходит 0,15, т. е. -у- < у. В выработках с плоскими кровлями наименьшее отношение общей высоты к пролету, по данным практики, составляет 0,3—0,4.
Имеется ряд примеров проходки в гранитах камерных выработок с плоской кровлей и пролетом примерно 30 м. Если выемка породы в камерных выработках ведется не буровзрывным способом, ослабляющим окружающий массив, а, например, с применением камнерезных машин, то и в относительно слабых породах (Др = Зн-5) кровля также может быть выполнена плоской и оставлена без крепи. Например, при подземных разработках известняка с пределом прочности на сжатие до 100 кг 1см2 вблизи г. Севастополя камерные выработки имеют ширину и высоту по 12 м, причем плоская кровля не закрепляется.
Характер изменения напряженного состояния массива при различных величинах подъема свода можно проследить по графикам, приведенным на рис. 44. Эти графики получены 7 В М. Мостков	97
Р. Гильтчером [78] для отношения -у-= 2. Если взять, например, отношение горизонтального давления к вертикальному равным — = 0,4, то будут иметь место следующие показатели (см. рис. 44, а, б). При полуциркульном очертании свода (-у- = 0,5^сжимающие напряжения з в шелыге свода равны 0,75рв. при более пологом очертании (-у- = 0,25j эти напряжения падают до 0,6рв, а при отношении -у-=0,10 —до 0,Зрв. Влияние подъема свода на напряжения по стенам незначительно.
Р. Гильтчером на основании этого исследования построен результирующий график, позволяющий в зависимости от высоты вертикальных стен выработки (-у-), отношения горизонтальной нагрузки к вертикальной (у1) подобрать такое значение стрелы свода при которой напряжения в шелыге свода окажутся нулевыми (рис. 44, в).
Проследим за одной из кривой, например — = 0,35. Для Рв
стены высотой А2 = 0,56 устойчивость достигается при стреле ft]= 0,5ft; для h2 = b — при h}= 0,25b, для h2 = 2b — при 0,05ft, т. е. кровля оказывается плоской.
Если очертание сечения выработки задано, например -у.—2 и -у-=0,15, то для обеспечения устойчивости выработки необходимо —=0,275. Если это отношение меньше, то выра-Рв ботка будет неустойчивой и наоборот. Таким образом, профили, расположенные вправо от каждой кривой известного отноше-Рг ния — , имеют сжимающие напряжения в шелыге, а слева от Рв
кривой — растягивающие напряжения.
Приведенный график характеризует лишь общую картин} устойчивости выработки, так как при исследовании не учитывались такие характеристики породы, как сцепление, угол внутреннего трения и пр.
Глава IV
РАСЧЕТ ПОДЗЕМНЫХ КОНСТРУКЦИЙ
§ 10. ОСНОВЫ РАСЧЕТА КОНСТРУКЦИЙ НА РАВНОМЕРНО РАСПРЕДЕЛЕННУЮ НАГРУЗКУ
До начала статических расчетов подземных конструкций необходимо определить их основные геометрические параметры. На основании данных практики для предварительных расчетов несущих сводов на горное давление можно рекомендовать геометрические соотношения, приведенные в табл. 19.
Таблица 19
Характеристика пород по крепости	Отношение пролета к толщине свода b в замке — «о	Отношение толщины пят свода к толщине замка свода —— при пролете «о	
		15 м	15 м
Крепкие 		20—25	1,0—1,5	1,5—2,0
Средней крепости ....	15—20	1,0—2,0	1,5-2,5
Мягкие		10—15	1,5—2,5 1	1,5—3,0
Для выработок большого пролета с криволинейными стенками в мягких породах верхний предел отношения -у- возрастает до 20, а в породах средней крепости нижний предел уменьшается до 12.
Если в мягких породах при пролетах меньше 15 м распор свода целиком передается на стенки, то нижний предел отношения может быть снижен до 1,0—1,1. Такое же положено ние имеет место для пород крепких и средней крепости при пролетах больше 15 м.
Данные о толщине несущих стен туннелей и камер приведены в главах I и II.
Статический расчет конструкций большого пролета на равномерно распределенную нагрузку в принципе не отличается от расчетов, применяемых для выработок обычных размеров.
Методы статических расчетов подземных конструкций разработаны в основном отечественными учеными — проф. С. С. Давыдовым, проф. П. М. Цимбаревичем, О. Е. Бугаевой, 7*	99
С. А. Орловым и др. Эти методы изложены в специальной литературе и в настоящей работе не рассматриваются.
Для выработок большого сечения в общем случае конструкцию следует разбить на отдельные клинья, подсчитать действующие на них нагрузки, с помощью веревочного многоугольника найти величины равнодействующих и их плеч для каждого шва клина, вычислить моменты, нормальные силы, определить путем суммирования перемещения, получить лишние неизвестные и, наконец, найти расчетные усилия в сечениях конструкции, позволяющие определить напряжения, и уточнить очертание конструкции.
Расчетная схема принимается в зависимости от типа подземной конструкции.
Пологий свод, опирающийся на породу. Данная схема является наиболее характерной для выработок большого пролета. Она отвечает корытообразной форме сечения выработки с вертикальными или наклонными стенками при отношении -у- <0,5. Предполагается, что крепь стен отсутствует или не является несущей.
Свод рассчитывается на равномерно распределенную нагрузку методом сил, как бесшарнирный с пятами, упруго защемленными в породу и имеющими возможность поворота и смещения по касательной к оси свода. Моменты и нормальные силы определяются по формулам:
М = Мр + Х1 + Х2у;	(IV, 1)
W = JVp + Xcos<p,	(IV, 2)
где Мр и Np — изгибающие моменты и нормальные силы в сечениях от внешних сил в основной системе;
Х} и Х2 — лишние неизвестные, соответствующие моменту и нормальной силе, прикладываемым в упругом центре свода;
у — ордината точек оси крепи относительно горизонтальной оси, проходящей через упругий центр свода;
ф — угол между нормалью к оси свода крепи и вертикальной осью свода.
Метод расчета изложен в работах [10, 14, 18, 32, 48] и др.
В частном случае, когда ось свода очерчена по окружности радиусом г, толщина его постоянна и центральный угол равен 120°, можно использовать готовые решения, приведенные в табл. 20 [18].
Таблица 20
'р	МР	,v р	У
0°	0	0	—0,173r
15	—0,0335^ <-	0,0671 qy]r	—0,139r
30"	—0,1250^ог-	^q{)r	—0,039r
45"	—0,2500^		0,120r
60"	—0,3750^, ,г-		0,327r
Лишние неизвестные Х\ и Л’2 определяются по формулам [18, 48] в зависимости от параметров d и /, вычисляемых по выражениям:
Е ’
(IV, 3)
1 =	>	(IV, 4)
где k — коэффициент постели породы, который вводится для учета упругого смещения пят свода;
г—радиус оси свода;
Е — модуль упругости материала свода;
d0— толщина свода в замке.
Вместо трудоемких вычислений при определении лишних неизвестных по формулам можно воспользоваться данными табл. 21, в которой для различных величин i и d приведены X Х<>
значения и -уу, где qQ—равномерно распределенная вертикальная нагрузка. Пределы изменения i и d в таблице взяты для характерных соотношений, имеющих место для выработок большого пролета. Интервалы между пределами i и d приняты малыми, что обеспечивает достаточную точность при интерполяции.
Подъемистый свод, опирающийся на породу. По данной схеме рассчитывают выработки коробовой (подковообразной и треугольной) и сегментной формы сечения, а также выработки, имеющие вертикальные или наклонные стенки с подъемистым сводом и тонкими не несущими стенами.
Предполагается, что пяты подъемистого свода, как и в случае пологого свода, упруго защемлены в породу и имеют возможность опускаться в вертикальном направлении и поворачиваться. При действии нагрузки на части свода, получающей перемещение в сторону породы, возникают силы трения и упругий отпор. Расчет изложен в работах [10, 14, 18].
О ND													i\ieipa d	Таблица 21		
Значение 1	X,	х.. Значение		 и 	 при величине пар; <7</										
	0,03	0,06	0,10	0,25	0,50	1.00	1,50	2,00		3,00	3.50
0,005	0,1601 0,6542	0,1512 0,6826	0,1478 0,6943	0,1447 0,7057	0,1438 0,7116	0,1 136 0,7176	0,1437 0,7219	0,1438 0,7254	0,1439 0,7284	0,1440 0,7310	0,1442 0,7333
0,006	0,1631 0,6424	0,1538 0,6766	0,1492 0,6897	0,1453 0,7037	0,1441 0,7101	0,1438 0,7163	| 0,1438 0,7206	0,1439 0,7240	0,1140 0,7269	0,1412 0,7295	0,1443 0,7317
0,007	0,1683 0,63 41	0,1553 0,6706	0,1502 0,6861	0,1457 0,7013	0,1445 0,7084	0,1410 0,7143	0,1440 0,7192	0,1441 0,7226	0,1112 0,7255	0,1443 0,7280	0,1444 0,7301
0,008	0,1712 0,6226	0,1568 0,6637 1	0,1516 0,6821	0,1465 0,6993	0,1448 0,7069	0,1442 0,7135	0,1412 0,7178	0,1412 0,7212	0,1443 0,72 Ю	0,1414 0,7265	0,1445 0,7286
0,009	0,1741 0,6112	0,1593 0,6578	0,1531 0,6779	1 i 0,1470 | 0,6970	0,1451 0,7052	0,144 4 0,7122	0,1413 0,7165	0,1444 0,7197	0,1414 0,7226	0,1445 0,7249	0,1446 0,7270
0,010	0,1788 0,6000	0,1608 0,6520	0,1539 0,6739	0,1475 0,6950	0,1455 0,7038	0,1447 0,7108	0,1445 0,7151	0,1445 0,7184	0,1446 0,7211	0,1447 0,7234	0,1447 0,7254
П р и м е ч а н и е. В кажхон графе верхнее значение относится к Хн а нижнее — к X.
Свод, опирающийся на стены. В этом случае свод и стены рассчитывают раздельно. При расчете свода учитывают упругие деформации стен. Стены рассчитывают как балки на линейно-деформируемом упругом основании. Методы расчета по различным схемам приведены в работах [1, 10, 14, 15, 32].
Подъемистый свод, опирающийся на пяты обратного свода крепи. Такая схема для выработок большого сечения применяется редко (при весьма слабых породах). Принципы расчета замкнутых конструкций некругового очертания изложены в работах [18, 48].
Конструкции кругового очертания. Расчет кольца (монолитного или сборного) на различные нагрузки разработан весьма подробно и изложен в работах [1, 10, 15, 18, 33, 82].
Существующие способы аналитических расчетов подземных конструкций являются весьма трудоемкими. Для выработок большого пролета, где лишь в отдельных случаях можно применить апробированные решения, а принятие упрощающих допущений является менее обоснованным, чем для выработок обычных сечений, точность таких расчетов сравнительно невелика.
В связи с развитием счетно-решающих машин изменяется подход к расчету статически неопределимых подземных конструкций: появляется возможность рассматривать системы с практически неограниченным количеством лишних неизвестных. Уравнения статики решаются численным методом с помощью быстродействующих электронных вычислительных машин. При этом отпадает надобность в поисках, удобных для аналитического расчета формы конструкции и эпюры нагрузки. Ввиду явных преимуществ такого подхода для целей практического расчета выработок больших сечений работа в этом направлении является весьма целесообразной.
Наряду с расчетами подземных конструкций большого пролета на прочность рекомендуется проверять их на устойчивость, в первую очередь это должно относиться к арочной металлической крепи.
Сущность расчета на устойчивость заключается в нахождении такого момента инерции арочной крепи, при котором фактическая нагрузка оказывается критической. Допустим, арочная крепь, установленная в сводчатой части выработки, имеет вид круговой двухшарнирной арки постоянного сечения. Критическая (равномерно распределенная) нагрузка, действующая на такую арку, определяется по формуле [16]
(IV, 5)
где а — половина центрального угла арки;
EJ — жесткость арки;
га — радиус оси арки.
Если радиус оси арки выразить через ее пролет Ь, то можно h ~
записать ra = -7j——. 1огда а 2 Sin а
—2__гу2 Р /
р =8 sin3 а  ------— • -7^- .	(IV, 6)
а- Ь3
Значение критической силы приравняем к нагрузке, выведенной в § 7. Эта нагрузка q, так же как и рк, равномерно распределенная и направлена радиально. К критической силе вводим коэффициент запаса т\ = 1,5 -’ 2,5, т. е.
— кг, см,	(IV, 7)
где /0—расстояние между арками вдоль оси выработки. Из формулы (IV, 6) находим момент инерции арки
т аЦф'3	а*	,
= —’ ~7—>------------, СМ'.
8Е	(к-—7-)sin-Ja
(IV, 8)
Для перехода от угла а к значению -у1 (где h\—стрела арки) можно воспользоваться следующей формулой, выведенной из геометрических зависимостей для кругового сегмента,
Если угол а заменить отношением -у- и подставить в формулу (IV, 8) следующие значения: т\ = 2; <7/0= ЮО кг!см\ Е = 2Д • 10б кг/см2, то взамен получим формулу для металлической крепи
J = k„b\ см\	(IV, 10)
где Ъ — пролет арки, м.
Коэффициент kQ принимается следующим:
-у- ... 0,1	0,2 0,3	0,4 0,5
kQ . . . 3,36 2,42 2,33 2,91 3,97
По формуле (IV, 10) в зависимости от пролета b и отноше-ния -у- построен график для опоеделения момента инерции сечения арки J при ^/0=100 кг!см по условиям обеспечения ее устойчивости. По графику, представленному на рис. 45, для заданных значений и b находим /. Умножая его на фактиче-скую величину -уу, получаем требуемое значение момента инерции, в соответствии с которым по таблицам подбираем сортамент металла для арочной крепи.
ь
Рис. 45. График для определения момента инерции сечения металлической арки при ^Zo= 100 кг/см (по условиям обеспечения устойчивости)
вводим высоту сечения свода,
Устойчивость арки от бокового выпучивания из вертикальной плоскости обеспечивается установкой продольных металлических распорок между арками. Эти распорки при высоких профилях двутавровых балок следует устанавливать по периметру арки через 1 —1,5 м одна от другой.
Для тонкого защитного монолитного железобетонного свода проверка на устойчивость производится аналогичным образом. В этом случае свод считается двухшарнирным (в запас устойчивости) и в формулу (IV,8) JtJ0^CN вводятся некоторые коррективы. Модуль упругости определяется по формуле
f =	4V, 11)
где Еб — модуль упругости бетона железобетонных конструкций (с двузначной эпюрой напряжения);
v — коэффициент Пуассона для бетона.
Эта формула оказывается справедливой, поскольку в данном случае арка является вырезанной частью длинного свода, ее прямоугольные поперечные сечения под действием нагрузки не искажаются, как у отдельной арки.
Вместо момента инерции определенную из выражения
Ло'‘
(IV, 12)
где й0—высота сечения свода, см\
1о — длина элемента свода, равная 1 см.
Подставляя (IV,8) и (IV, 11) в формулу (IV, 12), получим

12/и^ (1 —
8£б
а-
— a-) Sin3 а
(IV, 13)
Если в эту формулу подставить следующие значения: ^1=2; q=\ кг/см2-, Еб=2-105 кг)см2 и v = 0,16 и, как раньше, вместо углов а перейти к отношению -у-, то получим формулу
для определения высоты тонкого свода из монолитного железобетона по условиям устойчивости
/г0 = £'&, см,	(IV, 14)
где b — пролет свода, м.
Здесь коэффициент k'Q принимается следующим:
4 ... 0,1	0,2	0,3 0,4 0,5
о
k'n . . 1,73 1,41 1,40 1,52 1,70
Формула (IV, 14) получена при значении нагрузки <7=1 кг/сж2, при другом значении q необходимо Ло умножить на У q , где q выражается в кг/сж2.
В формулах (IV, 8) и (IV, 13) выражение	Sin>a~ ~
имеет оптимум. Минимуму А соответствует угол а, удовлетворяющий уравнению
Этому уравнению отвечает ао = 53°47,ЗО,/, т. е. центральный угол арки 2а0= IOTAS'. При этой величине а0 по формуле (IV, 9) находим =0,25, т. е. в этом случае критическая сила окажется максимальной, а арка может иметь по условиям устойчивости минимальное сечение.
Ряд конструкций, находящихся под действием различных усилий и имеющих сложную форму сечения, целесообразно не рассчитывать, а исследовать на моделях. Примером такой конструкции может явиться свод выработки с омо-ноличенными подкрановыми опорами, исследование которого было проведено в институте Оргэнергострой методом фотоупругости (рис. 46). Наряду с оптическим могут быть использованы тензометрические и другие методы, перечисленные в § 8.
В процессе строительства напряжения в ответственных подземных конструкциях, установленные статическими расчетами, целесообразно проверять в натуре. Результаты таких проверок позволяют внести соответствующие коррективы в расчетные предпосылки, используемые в последующем, а также определить влияние методов производства работ на статические условия работы крепи и в случае необходимости принять необходимые меры по усилению конструкции.
При измерении напряжений применяются: на поверхности крепи проволочные датчики или струнные приборы, в бетоне и железобетоне жесткие тензометры. Тензометры выполняют в виде стальной или латунной тонкостенной трубки длиной 106
20 см и диаметром 2—4 см. Внутри трубки наклеивают проволочные датчики или натягивают измерительную струну, к которой подсоединяют электромагнит для возбуждения. Тензометры закладывают в бетон группами по три прибора: один из тензометров направлен вдоль туннеля, второй радиально, а третий — по касательной к очертанию обделки. Струнные тензометры используют также и для определения напряжений в арматуре.
Для непосредственного измерения напряжений в бетоне без определения модуля упругости (необходимого для перехода от
Рис. 46. Картина полос в своде с омоноличенными подкрановыми опорами
измеренных деформаций к напряжениям) ВНИИГом предложен компенсационный метод [18]. В измеряемом сечении бетонной конструкции закладывают два тензометра, один из которых соединен с кольцом, образующим узкую полость в бетоне, и таким образом тензометр оказывается незагруженным. В полость накачивают жидкость до тех пор, пока показания обоих тензометров не сравняются, и по давлению жидкости определяют напряжение в бетоне без пересчета через модуль упругости материала.
Для определения общих деформаций крепи используют переносные измерительные штанги или специальные мерные ленты.
ЦНИИС Минтрансстроя проводились исследования напряженного состояния сборных туннельных обделок метрополите-
нов [13]. Напряжения, возникающие в чугунных тюбингах (для туннелей диаметром 8,5 и 6 м), определяли по деформациям, измеренным съемными индикаторными приборами. Нормальные силы в сечениях находили с помощью стержней-динамометров, установленных на стыках на уровне горизонтального диаметра туннеля. Погрешность при измерениях не .превышала 5—10 кг!см2.
Измерение нормальных сил в крепи можно производить и струнными датчиками, устанавливаемыми в стыках
а
Рис. 47 График напряжений в своде выработки большого пролета в процессе разработки:
а — расположение датчиков /—6 в своде; б — график объемов выемки; в — график деформаций
Измерение напряжений в конструкции свода выработки большого сечения в процессе ее разработки было проведено, например, на подземной ГЭС Пикете [103]. На рис. 47 показано сечение выработки с забетонированным сводом. Цифрами отмечены места установки измерительных приборов на своде. Ядро выработки разрабатывали с февраля по июль 1956 г. На графике (рис. 47, в) показаны деформации сечений свода, фиксируемые некоторыми приборами в процессе разработки ядра. Из графика видно, что во время разработки наибольших объемов напряжения в своде возрастали.
Влияние времени на деформацию стен высоких выработок можно проследить по графику на рис. 48, на котором приве-108
дены значения перемещений нижней части стен подземной выработки Миранда высотой 42 я, шириной 20 я и длиной. 82 м [62]. Деформации измеряли инварными мерными лентами, установленными через каждые 10 я по длине выработки. Измерения были начаты одновременно с окончанием проходки выработки.
Рис. 48. График перемещений стен выработки большого сечения
§ 11. РАСЧЕТ КОНСТРУКЦИЙ НА ОТДЕЛЬНЫЕ ВЫВАЛЫ ПОРОДЫ
При необходимости учета нагрузки от вывалов породы расчет конструкций крепи обычных пролетов производится по способам, описанным в § 10, путем разбивки на клинья.
Эти способы не учитывают упругого отпора породы при расчете пологих сводов, являющихся для выработок большого пролета наиболее характерными конструкциями. Вследствие этого конструкция крепи получается тяжелой и трудноосуществимой, а возникновение односторонней нагрузки может привести к аварии.
Расчет пологих сводов на отдельные вывалы с учетом упругого отпора породы можно производить при следующих условиях:
выработка расположена в породах, способных оказать упругий реактивный отпор на участках крепи, переместившихся под действием нагрузки в сторону породы;
при отсутствии зазора между крепью и породой, что обеспечивается лишь при бетонных сводах за счет качественного бетонирования и нагнетания цементного раствора за крепь.
В институте Оргэнергистрой с помощью метода фотоупругости проведено специальное исследование работы свода под действием различных нагрузок с целью оценки влияния упругого
отпора породы на напряжения в сечениях свода. Для исследования влияния упругого отпора при действии нагрузок, приложенных в любом месте свода, были построены линии влияния напряжений в сечениях.
Характерные картины полос, представляющих собой кривые с постоянной разностью главных напряжений — изохромы, показаны на рис. 19. На рис. 49, а приведена картина полос
при равномерно распределенной нагрузке по всему пролету; на рис. 49,6, в, г, 6, — от единичных сил, прикладываемых после-
довательно: в центральной точке свода по вертикальному диаметру (точка 4),ив точках 5,
В и Г, характеризуемых лучами, проведенными от вертикального диаметра под углами, равными соответственно 15, 30 и -15°
Рис. 49 Характерные кар 1 ины полос в своде от действия различных усилий с учетом упругого отпора породы
Приведенные картины полос позволили путем пересчета построить линии влияния (инфлюэнты) напряжений на внутреннем волокне свода. Эпюры линий влияния для точек Л, 6, В, Г показаны на рис. 50. Выше оси даны положительные (сжимающие), а ниже — отрицательные (растягивающие) напряжения. Сплошными показаны инфлюэнты, полученные с учетом упругого отпора, пунктиром — без учета упругого отпора.
Напряжения в данной точке получаются как произведение нагрузки на площадь эпюры, ограниченную отрезком пролета (на котором действует нагрузка) и линией влияния для этой точки. Напряжения от действия сосредоточенной нагрузки получаются как произведение этой нагрузки на ординату линии влияния.
НО
Для точек, расположенных в правой части свода, эпюры линий влияния будут иметь тот же вид, но с зеркальным отображением.
Анализируя линии влияния напряжений с учетом упругого отпора, можно заметить, что зона, в которой вывалы представляют наибольшую опасность,
характеризуются центральным углом в 60°. Максимальные напряжения в своде возникают при вывалах на небольшой длине свода и расположенных над его верхней точкой. При этом в верхней точке растягивающие напряжения достигают наибольших значений. Если ось вывала смещена от вертикальной оси свода, то наибольшие растягивающие напряжения возникают уже не в центральной точке, а в соседних, расположенных под осью вывала.
Как следует из эпюр линий влияния, при одинаковом весе вывала чем меньше длина его зоны, тем больше величина напряжений в данной точке. Вывал наиболее опасен, если он занимает зону не более 0,25—0,40 пролета, поскольку при большей длине зоны вывала общая площадь эпюры уменьшается, так как суммируются и положительные участки эпюр линий влияния для данной точки.
Наличие линий влияния, построенных как с учетом, так и без учета упругого
Рис. 50. Эпюры линий влияния напряжений в сечениях свода
отпора, позволило оценить его значение на напряжения в сечениях свода. Оценка производилась путем сравнения площадей участков эпюр линий влияния с отрицательным знаком (растягивающие напряжения). Такое сравнение позволило придти к следующим выводам (для данных экспериментов).
Растягивающие напряжения в сечениях свода при учете упругого отпора снижаются в среднем до 40% по сравнению со сводом без учета упругого отпора. В замке свода эти напряжения уменьшаются на 30%, а в пятовой части свода — на 60%.
При учете упругого отпора опасная для свода длина вывалов на участках линий влияния с растягивающими напряжениями уменьшается в среднем на 20% по сравнению со сводом без учета упругого отпора. В замковой части это снижение составляет 10%, а на участке пят — 30%.
Рис. 51. Расчетная схема свода на одностороннюю нагрузку с учетом упругого отпора породы
На основании проведенных экспериментов было установлено, что учет упругого отпора породы при расчете сводов выработок большого пролета позволяет существенно облегчить конструкцию и значительно снизить ее деформации.
Способ расчета пологого свода крепи выработки при односторонней нагрузке (в виде сосредоточенной силы или распределенной на половине пролета свода) с учетом реактивного упругого отпора породы был предложен В. Д. Ульяновым и С. С. Козловским. Они рассматривали двухшарнирный свод кругового очертания постоянной толщины. Расчетная схема приведена на рис. 51. При расчете свода с учетом упругого смещения пят были приняты следующие допущения:
1. Порода, окружающая свод, вовлекается с ним в совместную работу; причем на участках свода, перемещающихся под действием нагрузки в сторону породы, возникает реактивный отпор, направление которого принимается нормальным к оси 112
свода. Кривая отпора, полученная с помощью метода фотоупругости, выражается зависимостью
гч z, v rx sin -L
Р (ф) = Р ——
0 sin а ’
где Р(ф)—ордината упругого отпора породы в точке свода, характеризуемой углом ф между ней и вертикальной осью свода;
7% — максимальная ордината упругого отпора в пяте свода при ф = а, где а — половина центрального угла свода.
2. Максимальная ордината упругого отпора породы 7% пропорциональна радиальному перемещению пяты свода, т. е.
Po=k&,
где k — коэффициент упругого отпора породы;
А — радиальное перемещение пяты свода, которое находится по формуле
д =	-2в-+М
kd. tg^	’
где dQ— толщина свода;
V^wH— вертикальная и горизонтальная составляющие правой опорной реакции.
На основании этих предпосылок авторы, пользуясь методами строительной механики, вывели формулы для определения максимальной ординаты реактивного отпора, вертикальных и горизонтальных составляющих реакций обеих опор и предложили выражения для определения расчетных усилий (моментов и нормальных сил) в сечениях свода.
Для конкретного примера, рассмотренного В. Д. Ульяновым и С. С. Козловским, оказалось, что учет упругого отпора породы позволил снизить значения изгибающих моментов на 80% и увеличить продольную силу на 20% по сравнению с результатами, полученными обычным расчетом без учета упругого отпора. Это изменение расчетных усилий привело в данном случае к уменьшению количества рабочей арматуры в сечениях свода примерно в дза раза.
Ж. Талобр в работе |46] приводит результаты исследований Гетенея, вычислившего значения напряжений в крепи круглой формы, находящейся в упругой среде, под действием сосредоточенной силы, приложенной в верхнем сечении круга по вертикальному диаметру. В результате этих исследований было установлено, что за счет перераспределения усилий между крепью и породой напряжения в таком кольце крепи оказываются значительно меньше, чем в свободном кольце. Наличие упругой среды, создающей реактивный отпор при воздействии
8 В. М Мостков	ИЗ
сосредоточенной силы на крепь подковообразной выработки, учитывал в своей экспериментально-теоретической работе Г. Зонтаг [104].
Приведенные работы позволяют рассчитать пологий свод выработок большого пролета с учетом упругого отпора породы. Подъемистые своды рассчитывают с учетом влияния среды по способам, перечисленным в § 10.
§ 12. РАСЧЕТ АНКЕРНОЙ КРЕПИ
Вопросам расчета анкерной крепи посвящены многочисленные работы советских и зарубежных ученых и инженеров. Предложен ряд расчетных схем, которые с теми или иными допущениями позволяют рассчитать параметры анкерной крепи. В большинстве работ решения приводятся в общей форме, и параметры необходимо подбирать методом последовательных приближений. В ряде случаев расчетные схемы весьма условны и упрощены. Во многом это объясняется неточностью в определении нагрузок, действующих на анкер. До сих пор, например. нет единого мнения о роли предварительного натяжения анкера. Такая условность еще более усугубляется, когда вопрос касается выработок большого сечения, в которых наименее изученной является величина нагрузки на крепь. Тем не менее представляется возможным с некоторым приближением определить параметры анкерной крепи для таких выработок.
Примем в качестве расчетной следующую схему. Над выработкой! при проходке образуется ослабленная зона, оказывающая давление на крепь. Анкеры, заделываемые одним концом в нетронутый массив, а другим концом поддерживающие породу в ослабленной зоне от обрушения, должны быть рассчитаны на восприятие нагрузки, зависящей от глубины этой зоны и размеров выработки. Предусматривается, что анкеры после установки подвергаются предварительному натяжению с усилием в 3—5 т, однако ввиду сложности сохранения натяжения на все время работы анкера эта величина не вводится в расчет, что повышает запас прочности крепи.
Для этой схемы, характерной для выработок, проходимых в скальных породах, можно рекомендовать следующий метод расчета металлической анкерной крепи.
В первую очередь определяем длину анкеров. В главе III была приведена формула (III, 15) для определения глубины нарушенной зоны. Ооозначая отношение = у. и заменяя Ro = r (радиус свода выработки), вместо формулы (111,15) по-лучим
/гн = г(х- 1).
(IV, 15)
Значение х может быть определено по формуле (III, 14) или по графику на рис. 36.
Длина анкера должна несколько превышать глубину нарушенной зоны. Р. Квапил [22] на основании экспериментальных исследований рекомендует длину закрепления анкера в ненарушенном массиве принимать равной 7s глубины ослабленной зоны. Кроме того, целесообразно учесть неровности породы по контуру выработки. Таким образом, общее превышение длины анкера над глубиной ослабленной зоны может быть принято
Рис. 52. Схема образования породного свода анкерной крепью
в 25%. Следовательно, длину анкера I можно определить из выражения
/>l,25r(z- 1).	(IV. 16)
Для выбора длины анкеров в стенах выработки следует Ь	1
вместо г подставить —, где b — пролет выработки.
В том случае, если по формуле (IV, 16) окажется / I м, рекомендуется длину анкеров увеличить и принять конструктивно исходя из трещиноватости и характера напластования пород.
Затем определяем расстояние между анкерами а, принимая, что оно сохраняется в поперечном и продольном к оси выработки направлениях. Расстояние между анкерами определяется из условия обеспечения работы породного свода над выработкой. Полученное расстояние проверяется на сохранение устойчивости породы между анкерами и по условию несущей способности анкера.
Ь--	П5
Полагаем, что в ослабленной зоне над выработкой со сводчатой кровлей, закрепленной анкерами, образовался породный свод (рис. 52), воспринимающий нагрузку q (см. главу III). Принимаем (по предложению Б. К. Чукана), что породный свод работает только по сечению, высота которого равна активной длине анкера /а, определяемой по формуле
1л = 1-а.	(IV, 17)
Эта формула принята из условия, что под выделенным сводом и над ним образуются нерабочие зоны толщиной по
Величина а определяется при условии отсутствия растягивающих усилий в породном своде толщиной /а. В предельном состоянии свода кривая давления проходит через крайние точки сечений, и в этом случае величина нормального усилия в сече-
.	М Za г 1
нии свода будет равна , где [о] — допускаемое напряжение породы на сжатие в ослабленной зоне.
Значение [о] может быть принято по нормам проектирования грунтов как оснований гидросооружений. Учитывая ослабление массива породы, окружающего выработку, эти нормы уменьшены в два раза.
Допускаемые напряжения породы на сжатие в нарушенной зоне [j], т/м2
Слабые породы (туфы, плотный мел, трахиты и др.) .	40
Породы средней крепости (песчаники, известняки и др.)........................................... 60
Крепкие породы (гнейсы, граниты, порфириты, плотные песчаники, плотные известняки и др.).........100
Весьма крепкие породы (кварциты, мелкозернистые граниты и др.)...................................200
Распор породного свода определяется по формуле
„ = <7(П2	(IV, 18)
р ел; ’	v
где Ь'—пролет породного свода (по осевой линии), равный, как это следует из геометрических соотношений п формулы (IV, 17),
+	+ 2±=Ь + 1-
h’x — стрела подъема породного свода.
Из условия подобия находим = лет и стрела подъема свода выработки. 116
где b и Aj — про-
Приравнивая значение распора предельно допустимой величине нормального усилия в своде и заменяя
получаем
М (Z-Д) _ q <Ь-г /)
2	8о
откуда
a = Z-m0(Z> + Z),	(IV, 19)
где
Если расстояние между анкерами а принять больше, чем это определилось по формуле (IV, 19), то в породном своде возникнут чрезмерно большие напряжения и устойчивость выработки не будет обеспечена.
Из формулы (IV, 19) можно получить наименьшую длину анкера, при которой обеспечена работа породного свода на сжатие (при минимальном расстоянии между анкерами я = 0,5 jw),
+	(IV, 20)
1 — ^0	v	'
По этой формуле можно уточнить длину анкера, полученную по формуле (IV, 16). Формулой (IV, 20) целесообразно пользоваться при пологих сводах или при слабых породах.
Расстояние между анкерами проверяется по условию устойчивости породы между ними во избежание вывалов или других нарушений на этом участке. Для этой цели можно воспользоваться гипотезой работы породной балки со свободно опертыми концами, расположенной между анкерами. Балка представляет собой полосу, вырезанную из плиты, опирающейся по углам на анкерные подкладки. Растягивающие напряжения в такой балке не должны превосходить допускаемых. Нагрузка на балку равномерно распределена и равна q\ высота балки принимается в запас прочности равной половине глубины ослабленной зоны.
Допускаемые напряжения породы на растяжение могут быть приравнены величине сцепления с в ослабленной зоне. Тогда из условия работы балки пролетом а имеем
М  qa- -6 -100
8 Ы) -100
откуда
с
4,7q ‘
Для учета местной неоднородности и слоистости породы вводим коэффициент запаса, равный 1,3—1,5, тогда
(IV. 21)
Если расстояние между анкерами а принять больше, чем по формуле (IV, 21), то порода между анкерами будет перенапряжена и возможно возникновение местных вывалов. Допускается лишь небольшое увеличение расстояния по сравнению с полученным по этой формуле при условии устройства покрытия из шприц-бетона по породе или по заанкеренной арматурной сетке.
Полученное значение а следует проверить по несущей способности анкера QH, величина которой зависит от ряда факторов и определяется расчетным или экспериментальным путем.
Из расчетной схемы (см. рис. 32) можно записать следующее условие:
где k3 — коэффициент запаса, принимаемый равным 1,5—2. Отсюда
Qu>k3qa2.	(IV, 22)
Если вычисленное по этой формуле QH при обычной конструкции анкера не может быть достижимо в данных породах, то расстояние между анкерами а надлежит снизить и принять его исходя из обеспеченной несущей способности, т. е.
«	(IV, 23)
Вопросы подбора диаметра и типа замка анкера по его несущей способности изложены, например, в работе [60].
Формулы (IV, 16), (IV, 19), (IV,21) и (IV,23) позволяют подобрать параметры анкерной крепи, которая должна быть установлена нормально к поверхности выработки и непосредственно после открытия забоя, с тем чтобы воспринять возникающие нагрузки и предотвратить их нарастание.
Для плоской кровли, слоистых пород и направленных трещин расчет анкеров производится из условия недопущения сдвига породы по слоям или трещинам. Параметры крепи в этом случае вычисляются по специальным формулам [36, 55, 60, 98].
Порядок расчета анкерной крепи по вышеприведенным выражениям покажем на примере.
Пусть заданы следующие величины. Выработка корытообразной формы с пролетом 6=18,6 м, радиус свода Ro = r =12 м, отношение стрелы подъема 118
свода к пролету 6 = 0,23. Выработка залегает на глубине /7=100 м от поверхности земли в песчаниках, характеризуемых углом внутреннего сопротивления в ослабленной зоне ср = 60° и объемным весом ? =2,6 т/м3.
По формуле (III, 19) для угла <р = 60° находим сцепление с=8,7 т/м2, величина напряжения [о] = 60 rn/.w2. Дальнейший расчет выполняется в еле дующем порядке.
Длина анкеров в своде выработки. По формуле (III, 14) находим от-R
ношение -д>~=х= 1,194 и по (IV, 16) определяем Z=2,9 м.
R
Нагрузка на крепь. По графику на рис. 34 для =1,194 и <р = 60 на-' с
ходим ^1 = 0,07, тогда по формуле (111,11) ^=2,18 т!м2.
Расстояние между анкерами в своде выработки. Расчет по породному своду. По формуле (IV, 19) находим а —2,14 м, здесь пго = О,О4.
Проверка на устойчивость породы между анкерами. По формуле (IV, 21) получаем <2= 1,93 м.
Проверка по несущей способности анкера. Задавая шаг анкеров а=1,9 м по формуле (IV, 22), находим при k3 = 1,5 несущую способность QH=H,8 m. Эта величина близка к предельной, полученной на практике для трещиноватых известняков и песчаников, поэтому целесообразно несколько снизить ее (примерно на 10—20%) и задать QH порядка 10 т. Тогда по (IV, 23) находим а =1,75 м.
Следовательно, останавливаемся на длине анкеров Z=2,9 м и шаге а = 1,75 м.
Параметры анкерной крепи для стен выработки. Величина х остается b
неизменной и равной 1,194, а взамен г подставляется	Тогда
длина анкеров будет 1=2,25 м. Нагрузка на крепь </= 1,7 т/м2. Расстояние между анкерами по несущей способности (при QH = 10 т) составит а=2 м.
Проверка расстояния между анкерами по условиям устойчивости породы в соответствии с формулой (IV, 21) дает а=1,7 м. Разница между полученным шагом составляет 30 см. При принятии расстояния в 2 м необходимо породу покрыть слоем шприц-бетона. Полагаем, что в данном случае экономически целесообразнее установить следующие параметры анкерной крепи в стенах выработки: длина 1=2,25 м, шаг а=1,7 м. В этом случае потребная несущая способность анкера окажется равной QH = 7,4 т.
РАЗДЕЛ ВТОРОЙ
ПРОИЗВОДСТВО РАБОТ
Способы проходки туннелей и камер большого сечения в крепких скальных породах можно разделить на две группы: полным сечением и с разработкой сечения .по элементам (по отдельным этапам). При втором способе проходка обычно начинается с разработки передового направляющего хода на полное сечение или также по элементам. При этом основной массив выработки (ядро) в зависимости от его размеров разрабатывается в один или несколько приемов от слоя к слою, сплошными или ступенчатыми забоями, а также отдельными массивами между воронками, соединяющими различные горизонты.
В нарушенных и мягких породах стремятся применять механизированные агрегаты для возможности разработки забоев на полное сечение, а при очень большой .площади сечения вначале проходят штольни, а затем разрабатывают породу между штольнями и расширяют выработку до проектного размера.
При проходке полным сечением обычно применяют многоперфораторное обуривание забоя с горизонтальным направлением шпуров и экскаваторную погрузку породы в автосамосвалы. При разработке ядра используют установки для обуривания забоев с вертикальным или наклонным расположением шпуров, погрузка породы также осуществляется экскаватором в автосамосвалы. В других случаях наряду с указанным оборудованием применяют буровые установки с малым количеством перфораторов, погрузочные машины, вагонетки и другие машины и механизмы, используемые в выработках обычных размеров.
Забои камер и туннелей могут иметь различное число плоскостей обнажения. Одну плоскость имеют туннели и подсводные части камер, разрабатываемые полным сечением, а также направляющие выработки. Две плоскости обнажения имеют лижние и верхние уступы в туннелях, а также отдельные слои ядра камер. Участки расширения в туннелях и подсводных частях камер между штольнями и прорезями, ступенчатые забои в туннелях и камерах, а также отдельные массивы в ядрах камер «между воронками имеют три и более плоскостей обнажения. При нескольких плоскостях обнажения скважины и 120
шпуры располагают горизонтально, вертикально или наклонно. Количество плоскостей обнажения предопределяет способ бурения шпуров или скважин и тип бурового оборудования.
В зависимости от размеров выработки, инженерно-геологических условий и других факторов выбирается соответствующий способ проходки и проектируется цикл работ. При проходке выработок полным сечением в крепких скальных породах работы, как правило, выполняются по последовательной схеме, т. е. бурение шпуров не совмещается во времени с погрузкой породы. При разработке уступов в большинстве случаев применяется параллельная схема ведения горнопроходческих работ—внизу производится погрузка породы, а одновременно с ней станки, установленные на уступе, пробуривают вертикальные или наклонные шпуры. В нарушенных и мягких породах работы могут выполняться по последовательной или параллельной схеме в зависимости от принятого способа проходки.
Глава V
БУРОВЗРЫВНЫЕ РАБОТЫ
§ 13. БУРЕНИЕ ШПУРОВ И СКВАЖИН
Бурение горизонтальных шпуров и скважин
Установки для бурения шпуров в выработках большого сечения могут быть подразделены на следующие типы:
буровые подмости, оснащенные ручными перфораторами на пневмоподдержках;
буровые рамы с • колонковыми перфораторами и автоподатчиками;
буровые каретки с выносными стрелами или башенного типа; установки вращательно-ударного бурения.
Буровые подмости являются наиболее распространенной установкой для многоперфораторного обуривания забоев выработок большого сечения. Они представляют собой двух-, четырехъярусную конструкцию, установленную на самостоятельном ходу или автомашине. Подмости изготовляют из легкого прокатного металла (швеллерный и двутавровый профиль, трубы) или деревянных брусьев, настилы между ярусами делаются дощатыми или брусчатыми. На каждом ярусе подмостей монтируют небольшие ресиверы для сжатого воздуха, бачок для
воды, прожектора, ящики для буров. Ярусы высотой 2—2,5 м соединяются между собой лестницами. Верхний ярус подмостей с целью облегчения веса конструкции может устраиваться подъемным для возможности обуривания части забоя высотой 3— 3,5 м.
В зависимости от ширины выработки в забое размещают одни или двое подмостей. Практикой установлено, что в выработках шириной более 12 м следует применять двое подмостей. В том случае, если в более узких выработках одни подмости используются на всю ширину забоя, то для пропуска погрузочно-транспортного оборудования под подмостями центральные платформы их устраиваются откидными для обеспечения необходимого свободного пространства (рис. 53). Подмости могут и не занимать всю ширину забоя и тогда их приходится переставлять. При этом число рабочих уменьшается, но (Продолжительность бурения возрастает.
На рис. 54 показаны подмости, стационарно монтируемые на автомашине. Такие подмости являются наиболее характерными для выработок большого сечения. Вес подмостей составляет 8—10 т, что требует подбора автомашины соответствующей грузоподъемности. При большом весе подмостей, часть их, расположенная ближе к забою, опирается на специальные автобаллоны, остальная часть размещается на кузове автомашины и поддерживается домкратами. Для обеспечения устойчивости подмостей устанавливают противовесы или распорки, связывающие вертикальные стойки конструкции с передней частью автомашины.
Для возможности использования автомашины на погрузочных работах в выработках высотой 8—10 м и более имеются примеры применения подмостей, которые с помощью домкратов могут быть .подняты на кузов автомашины и опущены с него на подошву выработки.
При установке в забое двух подмостей ярусы между ними соединяют щитами для размещения бурильщиков. На подмостях предусмотрены откидные или выдвижные боковые платформы для увеличения фронта работ. Вблизи забоя на верхних ярусах устраивают выдвижные платформы (щиты на выдвижных трубах) для размещения помощников бурильщиков во время забуривания шпуров.
Подмости используют и для крепления выработок, поддержания кружал и опалубки; с них также осуществляется заряжание шпуров.
На каждом ярусе подмостей обычно размещаются три-четыре бурильщика, которые обслуживают ручные перфораторы на пневмоподдержках, установленных на настилах подмостей между ярусами или непосредственно на подошве выработки (в нижнем ярусе).
Рис. 53. Буровые подмости с откидными платформами
Рис. 54. Буровые подмости, стационарно монтируемые на автомашине
Площадь забоя, приходящаяся на один перфоратор, может быть принята в зависимости от размеров выработки:
Площадь поперечного
сечения выработки, м- 50	75	100	120	140	160
Площадь забоя на один
перфоратор, м- . . . 3,5	4,5	5,0	6,0	7,0	8,0
Приведенные величины целесообразно уточнять по количеству шпуров на каждый перфоратор, что позволяет 'равномерно распределить перфораторы по забою. При площади поперечного сечения меньшей или равной 100 ж2 на каждый перфоратор должно приходиться пять-семь, а при больших площадях — шесть-восемь шпуров.
Для буровых подмостей могут быть использованы ручные быстроударные перфораторы весом 20—25 кг: ПР-20, ПР-21, ПР-23 и ПР-24, обеспечивающие^ скорость бурения -по крепким породам 25—35 см [мин, или перфораторы с обычным числом ударов и весом до 30 кг: ПР-22 и ПР-ЗОК. Наибольшая глубина бурения этими перфораторами до 4 м, в отдельных случаях до 4,5 м.
Перечисленные перфораторы значительно усовершенствованы по сравнению с ранее выпускавшимися, однако они не обеспечивают высокой скорости бурения и большой глубины шпуров, которые необходимы для проходки выработок большого сечения высокими темпами.
Для обеспечения надлежащих темпов проходки необходимо применять перфораторы, обеспечивающие скорость бурения по крепким породам 50—60 см/мин\ наибольшая глубина шпуров должна быть 6—8 м. Лучшие зарубежные перфораторы позволяют бурить шпуры глубиной 5—9 м со скоростью 40—60 см!ман.
Одной из причин сравнительно малой предельной .глубины бурения отечественными ручными перфораторами является применение буровой стали диаметром 25 мм. Большой вес бура гасит энергию удара поршня и не позволяет обеспечить надлежащую скорость и глубину бурения. Применяемые у нас стали быстро «устают» и поэтому уменьшение диаметров буров сейчас не может быть рекомендовано. В последнее время созданы новые высокостойкие стали для буров и твердые сплавы.
Следует отметить, что для современных ручных перфораторов за рубежом применяют, как правило, буровую сталь диаметром 19 и 22 мм или же гибкую буровую сталь прямоугольного сечения 26x12 мм. В Швеции буры рассчитаны на бурение 150—206 м шпуров.
В последнее время в Швеции и других странах применяется рациональная схема установки перфораторов с пневмоподдержками на буровых подмостях. По этой схеме на консолях, шарнирно прикрепленных к стойкам подмостей, монтируются гори-124
зонтально уложенные металлические полки из уголков, выполненные в виде лестницы. Ширина лестницы 17—20 см, длина б м, шаг полеречных элементов 20 см. Пневмоподдержку упирают в перекладины лестницы и переставляют вперед по мере надобности. Перфоратор устанавливают на передвижной плите. На переднем конце лестничных полков имеется люнет для поддержки бура и обеспечения требуемого направления бурения. На рис. 55 показан общий вид установки, смонтированной на буровых подмостях. Указанная рационализация позволяет .по-
Рис. 55. Установка для бурения с лестничных полков высить производительность труда (один бурильщик может обслуживать два перфоратора), общую скорость бурения (за счет увеличения длины бура и обеспечения постоянной силы нажатия), а также точность направления бура. Площадь забоя на один перфоратор может быть увеличена по сравнению с указа иной выше на 20—30%.
Буровые рамы представляют собой тяжелые подмости портального типа, на которых смонтированы колонковые перфораторы с автоматической подачей на забой. Такие рамы обычно устраивают на рельсовом ходу, при установке в забое их затормаживают и раскрепляют домкратами в кровлю и стены выработки. В Советском Союзе буровые рамы были применены в туннелях шириной и высотой до 8 м.
Так же, как и в подмостях, платформы средней части рамы устраиваются откидывающимися для пропуска оборудования.
Рамы передвигаются электровозами или с помощью самостоятельных двигателей. Перфораторы на буровых рамах монтируют на консолях колонок или на выносных стрелах. Общий вид буровой рамы для проходки автодорожного туннеля большого сечения показан на рис. 56.
Ввиду жесткой передачи усилий от вибрации перфораторов непосредственно к стойкам рамы конструкция последней оказывается громоздкой, вес трех-, четырехъярусной рамы 15—20 m.
Перфораторы, применяемые для буровых рам (типа КЦМ-4, КЛ-40 и др.), имеют вес (без подающих устройств) 35—45 кг.
Рис. 56. Буровая рама для проходки туннеля через Монблан
Обычно применяют винтовые податчики типа поставляемых к перфоратору КЦМ-4. Более перспективными являются податчики, разработанные Томским политехническим институтом, имеющие длину хода 1,8—2,5 м и обеспечивающие усилие подачи до 200 кг. Они могут быть установлены не только на колонках, но и на манипуляторах. Наиболее эффективными следует признать цепные податчики с приводом от пневмодвигателя, ход подачи таких устройств может быть 3 м и более.
Буровые каретки. Из многочисленных конструкций буровых кареток, применяемых в Советском Союзе и за рубежом, для использования в выработках больших сечений можно выделить каретку башенного типа (рис. 57) с телескопной или со складывающейся мачтой и одноярусные каретки со стреловидными манипуляторами. Подробное описание таких кареток приведено в работе [57] 126
Размеры обуриваемого кареткой забоя обычно составляют: ширина 4—6 м и высота 8—10 м, поэтому при более широких забоях каретку приходится переставлять. На каретках устанавливают до четырех колонковых перфораторов весом 40—60 кг (типа КС-50 и др.), которые монтируют на длинноходовых автоподатчиках.
За последние два-три года при проходке ряда выработок применялись буровые каретки БР6-2, представляющие собой
Рис. 57. Башенная буровая каретка
металлическую раму, смонтированную на автопогрузчике 4003. На раме имеются две горизонтальные рабочие платформы размером в плане 2,4 X2,3 м. Платформы имеют по две шарнирно закрепленные боковые откидные площадки шириной по 0,5 м; таким образом, ширина платформы в рабочем -положении составляет 3,3 м.
Рама с платформами прикрепляется к подъемному механизму автопогрузчика, устойчивость ее в верхнем (положении 127
обеспечивается двумя боковыми телескопическими опорами. При транспортировании рамы опоры и откидные площадки поднимают 'И раскрепляют. Общий вес каретки с оборудованием 3,3 т.
С каждой платформы обслуживаются три перфоратора КЦМ-4 или ПР-23, установленные на манипуляторах с авто-податчиками, обеспечивающими ход 800 мм. Всего на каретке размещается шесть перфораторов. Высота забоя, обслуживаемого кареткой, может быть принята 7 м\ разрабатывается новая конструкция каретки БР6-3, позволяющая обуривать забои высотой до 9 м.
Для повышения мобильности кареток их целесообразно устанавливать на гусеничном ходу, как например, каретку БКГ-3 конструкции института Гипроуглегормаш. Для сравнительно узких выработок (шириной до 6 м) может быть применен и колесный ход, как в каретке СБК-4 конструкции ИГД АН Казах. ССР.
Институтом Гипроникель создана самоходная буровая башенная каретка ББК-4 на четыре перфоратора ПК-48, КЦМ-4 или КС-50. Высота обуривания забоя горизонтальными шпурами до 11 м, ширина 4,5 м. Серия этой к'аретки изготовлена на Ново-Карагандинском заводе.
В настоящее время ведется работа по автоматизации процесса бурения с помощью буровых кареток, а также по замене перфораторов машинами вращательно-ударного действия.
Установки вращательно-ударного бурения, являющиеся разновидностью буровых кареток, в выработках большого сечения еще не нашли широкого применения, так как они, как правило, выпускаются с одной-двумя машинами, а проходимые с помощью таких установок выработки имеют высоту, недостаточную для размещения в них экскаваторов.
В настоящее время серийно выпускается самоходная бурильная установка вращательно-ударного действия СБУ-2, предназначенная для забоев высотой до 5,5 м. Ширина обуривания из одного положения бурильной установки составляет 5,5—6 к
С 1962 г. установки СБУ-2 применяются на строительстве Нурекской ГЭС при проходке туннелей сечением 51 и 67 м2 в крепких песчаниках. С помощью одной установки, управляемой двумя рабочими, за шестичасовую смену пробуривается 60—80 шпуров глубиной по 2,3—2,7 м. Для повышения высоты обуривания стрелы манипуляторов удлинены на 1,5 м, что позволяет бурить горизонтальные шпуры, расположенные на высоте 6,5 м от подошвы туннеля.
Для выработок большого сечения более перспективной является самоходная бурильная установка СБУ-4 на четыре машины вращательно-ударного действия (рис. 58), также разработанная ЦНИИподземшахтостроем. Установка с одного по* 128
пожения может обурить забой высотой до 12 м и шириной до 8 м.
Выбор бурового оборудования. Принятый способ бурения шпуров должен обеспечивать высокую производительность при
Рис. 58. Самоходная установка вращательноударного бурения СБУ-4
малых затратах труда и наименьшую продолжительность обуривания забоя. Эти требования пока являются труднодостижимыми одновременно, поскольку при повышении уровня авто-
9 В М Мостков	129
матизации процесса бурения и сокращении числа бурильщиков продолжительность обуривания забоев выработок большого поперечного сечения оказывается высокой.
В табл. 22 приведено сравнение (в относительных величинах) показателей по затратам труда (чел-ч на весь забой), числу рабочих, производительности (м/чел-ч), продолжительности буровзрывных работ и чистой скорости бурения. Все величины отнесены к полному комплексу буровзрывных работ. Это вызвано тем, что производительность труда по чисто буровым работам не является показательной величиной. Ввиду специфики комплекса буровзрывных работ -производительность труда должна рассматриваться с учетом затрат времени не только на бурение, но и на работы, связанные с заряжанием шнуров и взрыванием в них зарядов. В этом случае показательной является осреднен-ная производительность труда, характеризующая весь комплекс работ. В таблице принято, что на бурении занято разное число бурильщиков для каждого типа оборудования. На работах, связанных с заряжанием шпуров, при использовании кареток и установок вращательно-ударного действия добавляется 2— 4 рабочих, что не требуется при применении буровых рам и подмостей.
Таблица 22
Тип оборудования	Затраты труда	Количество рабочих	Производительность труда на одного человека	Продолжительность буровзрывных работ	Чистая скорость бурения
Буровые подмости . . .	1	1	1	1	1
Буровые рамы 		0,7—0,8*	0,6—0,7	1,3—1,2	1,3—1,2	1,3
Буровые каретки . . . Установки на две машины вращательно-	0,7—0,8	0,3—0,5	1,5—1,2	2,3—1,8	1,5
ударного действия . .	0,5—0,6	0,2—0,4	2,1 —1,8	2,2—1,6	2,6
* Первая цифра относится к выработкам сечением 100 м2, вторая — 50 м2.
Как видно из этой таблицы, несмотря на значительное превышение чистой скорости бурения при использовании кареток и установок вращательно-ударного действия по сравнению с подмостями, а также на сокращение количества рабочих в три-пять раз при значительном облегчении труда бурильщиков, продолжительность буровзрывных работ пока оказывается выше, чем при работе с буровых подмостей (при больших площадях забоя). Эту продолжительность (можно существенно сократить, например, путем применения в забое двух одновре-130
менно работающих установок вращательно-ударного бурения с двумя машинами на каждой или одной установки на четыре машины.
Применение буровых рам вместо подмостей позволяет в среднем в полтора раза уменьшить число рабочих, однако продолжительность буровзрывных работ при этом повышается на 20—30%.
Следует отметить, что повышение продолжительности буровзрывных работ в два раза снизит скорость проходки не более чем на 30—40%.
Большое значение при выборе оборудования имеют размеры выработок. При площади забоя 50—100 м2 наряду с буровыми подмостями могут быть использованы все приведенные типы установок. Для узких и высоки?: выработок целесообразны буровые каретки башенного типа, установки на четыре машины вращательно-ударного действия, а также буровые подмости. В низких и широких выработках рекомендуется применять буровые рамы, каретки со стреловидными манипуляторами и установки на две машины вращательно-ударного действия (по од-ной-две каретки или установки в забое). Для забоев площадью более 70 м2 целесообразно использовать двое подмостей, перевозимых автотранспортом, 'которые более мобильны и удобнее, чем одна установка портального типа.
Разметка шпуров до начала их бурения в выработках большого сечения является сложной задачей. Между тем, бурение шпуров без разметки не может быть 1рекомендовано, поскольку при большой глубине шпуров неточное забуривание вызывает значительное отклонение шпуров от заданного направления, ухудшает эффект взрыва и приводит к переборам или недоборам породы.
Рациональный способ разметки шпуров в забое с помощью световой проекции внедрен на ряде выработок в Советском Союзе. Проекционный аппарат для разметки шпуров ПА-2 весом 28,7 кг представляет собой прожектор, с оптической приставкой. В приставку, состоящую из металлического кожуха, объектива и рамки, вставляется дюралюминиевая пластинка с нанесенным на ней изображением комплекта шпуров; каждый шпур наносится на пластинку в виде отверстия диаметром 1 мм. В качестве источника света применяется лампа мощностью 1000 вт. Проекционный аппарат устанавливают от забоя на расстоянии полуторной-тройной высоты выработки, световые проекции двух крайних шпуров совмещают с заранее нанесенными метками, после него по световым пятнам, проектирующимся на забой, краской отмечают места расположения всех шпуров комплекта. Продолжительность разметки 100 шпуров составляет около 30 мин.
9*	131
В выработках большого сечения проекционный аппарат можно устанавливать на буровых подмостях на определенном расстоянии от забоя, а шпуры размечать краской с вышки, предназначенной для оборки забоя после взрыва.
Рис. 59. Номограмма для определения трудоемкости буровзрывных работ
Трудоемкость бурения и заряжания шпуров можно определять по номограмме [6], полученной на основе большого количества хронометражных наблюдений при работе ручными перфораторами на пневмоподдержках в выработках большого сечения. Номограмма в несколько видоизмененном виде показана на рис. 59. Здесь обозначено: S — площадь выработки, м2; v6 — чистая скорость бурения шпуров, см/мин^ N — число шпуров; G — 132
количество шпурометров, м\ М — число рабочих; bQ — шаг буров, м.
Правила пользования номограммой рассмотрим на примере: площадь туннеля 5=106 м2, число рабочих Л1 = 16 человек, количество шпуров N= 103, количество шпурометров 6 = 586, шаг буров 60 = 2,2 м, чистая скорость бу-G
рения Уб =35 см! мин. Средняя глубина шпуров =5,7 м, число замен бу-
р°в =267-
Вычисления производятся следующим образом:
а)	из точки на оси абсцисс (с правой стороны), соответствующей сечению выработки 106 м2, опускают пунктирную линию 1 до пересечения с линией, обозначающей количество шпуров 103, а затем ведут ее по горизонтали до пересечения со вспомогательной наклонной линией и поднимают параллельно оси ординат;
б)	из той же начальной точки на оси абсцисс проводят вторую линию 2 вверх до пересечения с линией, обозначающей количество рабочих 16, а за-1ем ведут ее горизонтально до пересечения с линией 1. Из точки пересечения линий 1 и 2 проводят вверх под углом 45° линию 3 до пересечения с осью ординат. Точка пересечения показывает затраты труда, связанные с разметкой и заряжанием шпуров, монтажом электросети и простоями, отнесенными к взрывным операциям. Эти затраты труда, обозначаемые равны 3300 чел-мин\
G
в)	из точки, соответствующей величине =267, с левой стороны оси абсцисс опускают перпендикуляр 4 до пересечения с линией, соответствующей G
-^- = 5,7. После этого продолжают горизонтальную линию до встречи со вспомогательной наклонной линией и затем проводят перпендикуляр 4 параллельно -оси ординат;
г)	из точки, соответствующей суммарной длине шпуров 586 м, в левой части оси абсцисс восстанавливают перпендикуляр 5 до пересечения с линией, отвечающей заданной скорости бурения 35 см/мин, после чего от точки пересечения ведут горизонтальную линию до пересечения ее с перпендикуляром 4\
д)	из точки пересечения линий 4 и 5 проводят вверх под углом 45° линию 6 до встречи с осью ординат Точка встречи показывает затраты труда, связанные с бурением шпуров, сменой буров, подготовительно-заключительными операциями и простоями, отнесенными к чисто буровым работам. Эти затраты труда, обозначаемые Т2. равны 3000 чел-мин.
Суммарные затраты труда на бурение, заряжание и взрывание Т = = 7'1 + 7’2 = 3300 + 3000 = 6300 чел-мин = 105 чел-ч. Учитывая, что на работах в течение всего времени было занято 16 человек, получаем общую продолжительность буровзрывных работ, равную 105 : 16 = 6,6 ".
Производительность труда на одного человека в час составит 586 :(16 • 6,6) =5,5 м. При коэффициенте использования шпуров 0,9 затраты труда на буровзрывные работы, отнесенные на 1 л3 породы, составят 105 : (106 • 5,7 • 0,9) =0,2 чел-ч! м\
Стоимость буровзрывных работ на 1 Д13 породы в твердом теле для выработок большого сечения в Швеции составляет 10—15 крон, т. е. 1,7—2,6 руб. На отечественных проходках эта стоимость несколько выше.
Если стоимость буровзрывных работ принять за 100%, то затраты на отдельные статьи можно распределить следующим
образом: зарплата 30%, материалы 40%, оборудование 25% и прочие расходы 5%. Стоимость буровзрывных работ составляет примерно 40—50% общей стоимости проходческих работ по выработке.
Бурение вертикальных и наклонных шпуров и скважин
Для бурения вертикальных и наклонных шпуров и скважин при разработке уступов в выработках большого сечения могут быть использованы тележки с одним перфоратором, буровые агрегаты с пневмоударниками или мощными бурильными машинами (буровые станки), установки для много-перфораторного бурения.
Выбор оборудования производится в зависимости от размеров выработок, а также от ширины и высоты обуриваемого уступа.
Тележки с одним перфоратором могут быть применены в коротких выработках (например камерах) при разработке уступов высотой 3—4 я или при малых размерах пройденной части выработки, в которой размещается буровое оборудование. Такие тележки можно использовать также для обуривания широких уступов при расположении нескольких тележек в |ряд из расчета одна тележка на каждые 2—3 м ширины уступа.
В Советском Союзе такие тележки были выпущены под маркой БТП с перфоратором ПК-75 или КС-50. Ходовая часть тележки выполнена в виде трехколесной рамы, на два передние колеса имеется цепная передача, позволяющая использовать пневмопривод автоподатчика перфоратора для перемещения тележки от одной скважины к другой.
За рубежом также выпускаются однопарфораторные тележки, длина податчика бурильной машины обычно составляет 6 м.
Одноперфораторные тележки обеспечивают скорость бурения по крепким породам 20—50 cmImuh, диаметр голов-ки бура 40—65 ям.
Буровые агрегаты и станки целесообразно применять при высоких уступах (10 -и более). Они приспособлены также на одну бурильную машину, поэтому при широких уступах необходимо использовать один агрегат или станок на 4—5 я ширины уступа.
Прогрессивным решением при бурении скважин в уступах высотой 12—16 я является применение буровых агрегатов с пневмоударником. Такие агрегаты выпускаются в Советском Союзе рядом заводов, лучшими являются буровые агрегаты БА-100М и НКР-ЮО, П-24, ЛПС-3 и П-29.
На базе агрегата БА-100 разработана буровая установка П-31. Она смонтирована на малогабаритной трехколесной тележке на пневматическом ходу и имеет вес 1,1 т. Установка по-134
а
Рис. 60 Схемы установок для многоперфораторного обуривания уступов: а—установка для туннеля Гулселе на 4 перфоратора; б — установка для туннеля Гулселе на 8 перфораторов; в — установка для туннеля Сторноррфорс на 12 перфораторов
зволяет бурить скважины глубиной до 30 м и диаметром 95—105 мм. Сменная производительность установки в породах с коэффициентом крепости /кр = 12н-14 составляет 20— 24 м.
За рубежом также применяют буровые агрегаты с пневмоударниками. Диаметр скважин обычно составляет 100 мм, скорость бурения 10—20 см/мин. Кроме того, за рубежом для уступов высотой 10—12 м и более используются станки с тяжелыми (Пневматическими бурильными машинами, обеспечивающие скорость бурения в крепких породах до 30 м/смену при диаметре скважин 90—120 мм. Эти машины смонтированы на колесных тележках или тракторах, общий вес установки до 5 т. Например, в туннеле Пирттикоски при бурении скважин в уступе высотой 12,5 м и шириной 16 м на нем размещалось четыре станка фирмы «Джой» с цепной подачей. Диаметр скважин составлял НО мм, средняя глубина 16 ль В Советском Союзе опытный образец подобного станка под маркой СПБА-2 был изготовлен еще в 1957 г.
Установки для многоперфораторного бурения рекомендуется использовать в выработках длиной более 200 м для уступов высотой 4—10 м и шириной более 6 м. Такие условия являются наиболее характерными для нижних уступов туннелей большого сечения.
УстаноВ|Ка представляет собой раму, на которой смонтированы колонковые перфораторы (типа КС-50, КТ-70) с цепной подачей длиной 5—6 at; диаметр буровых головок до 60 мм. Рама установлена на полозьях или колесах и перемещается с помощью пневматических или электрических лебедок. Схемы различных установок для многоперфораторного обуривания уступов показаны на рис. 60. Характеристика установок приведена в табл. 23.
При ширине выработки 6 м установку целесообразно монтировать на тракторе, в этом случае в ней можно разместить три-четыре перфоратора с цепной подачей. Для бурения верти-
135
кальных шпуров могут быть также использованы самоходные бурильные вращательно-ударные установки, например СБУ-2.
Таблица 23
Название туннеля	Ширина и высота уступа, м	Количество перфораторов на установке	Диаметр головки бура, мм	Количество бурильщиков на установке	Средняя производительность бурения всей установкой, мч	Производительность труда бурильщика, м мел-ч
Сторноррфорс . .	16x8,0	12	42	5	90	18
Тренгслет ....	11X7,3	7	51	3	36	12
Гулселе 		12x4,3	8	34	3	40	13
То же		12x4,3		42	2	30	14
* Установка располагалась на половине ширины уступа.
В табл. 24 приведены (в относительных величинах) данные по затратам труда и стоимости буровзрывных работ. Общая стоимость буровзрывных работ на 1 м3 породы при вертикальных шпурах и скважинах в два-три раза ниже, чем при горизонтальных.
Для выбора типа бурового оборудования, предназначенного для бурения вертикальных и наклонных скважин, может быть использована табл. 25, составленная по данным практики.
Таблица 24
Тип буровой установки	Диаметр скважины, мм	Затраты труда		Стоимость 1 м> взорванной породы
		чел-ч на 1 м скважины	чел-ч на 1 лг3 взорванной породы	
Станок или буровой агрегат 		100	1,0	1,0	1,0
Одноперфораторная тележка 		50	0,65	3,2	1,2
Установка на 12 перфораторов 		40	0,25	1,5	1,3
Высота уступа, м	Рекомендуемое буровое оборудование при ширине уступа, м			
	до 6	6-8	8-15	15-20
До 4 4—10 Более 10	1—2 тележки 1—2 тележки 1 станок или буровой агрегат	2—3 тележки Установка на 4 перфоратора 2 станка или буровых агрегата	3—5 тележек Установка на 4—8 перфораторов 2—4 станка или буровых агрегата	5—7 тележек Установка на 8—14 перфораторов 4—5 станков или буровых агрегатов
§ 14. ПАРАМЕТРЫ ВЗРЫВНЫХ РАБОТ
Горизонтальные шпуры и скважины
В выработках большого сечения расчет параметров взрывных работ имеет определенную специфику, обусловленную значительной площадью забоев, большим количеством и повышенной глубиной шпуров. Эти факторы существенно влияют на методы расчета и не дают возможности воспользоваться существующими формулами, выведенными для обычных выработок. Удельный расход ВВ и шпурометров, тип вруба, принципы размещения шпуров в забое для выработок большого сечения имеют определенные особенности. Если для выработок сечением 5—50 м2 разработаны .и апробированы определенные зависимости, то для выработок большого сечения такие зависимости не определены.
Практика строительства крупных подземных сооружений позволяет обобщить достигнутые результаты и уточнить теоретические положения.
Целесообразно принять следующий порядок расчета взрывных работ. В первую очередь по заданной площади поперечного сечения или ширине выработки необходимо определить величину наибольшего подвигания забоя, т. е. глубину шпуров. Эта величина может быть уточнена при построении цикла работ, например по методике проф. Н. М. Покровского (см. гл. IX), однако для больших сечений характерны глубокие шпуры, поэтому коррективы по производственным условиям при применении высокопроизводительного оборудования обычно оказываются небольшими (до 15%).
Наибольшая глубина шпура определяет тип вруба, обеспечивающего требуемое подвигание забоя за взрыв. Далее необходимо определить линию наименьшего сопротивления, являю-
щуюся одним из основных параметров расчета взрывных работ для выработок большого сечения. В зависимости от величины расчетной линии наименьшего сопротивления определяют схему расположения шпуров по сечению выработки и количество шпуров, а затем находят удельные расходы ВВ и шпурометров.
Наибольшая глубина шпуров зависит от геометрических размеров выработки и определяется выбранным типом вруба.
Для наиболее распространенного клинового вруба значение наибольшей глубины шпуров Иш может быть определено по формуле проф. А. Ф. Суханова
Лш=—V’	(V, 1)
4tSl"
где b — ширина выработки, м\
а — угол между врубовыми шпурами, град.
Для крепких пород, в которых обычно проходят выработки большого сечения, а = 55-:-65°; чем крепче порода, тем больше должен быть угол а. При этих условиях получаем
Лш = (0,4н-0,5)	(V,2)
На практике наибольшая глубина шпуров определяется также в зависимости от площади поперечного сечения выработки [116], т. е.
где S — площадь забоя, м2.
Эта формула при круговой форме сечения туннеля имеет вид Лш = г, т. е. наибольшая глубина шпуров равна радиусу окружности, площадь которой эквивалентна площади забоя.
На графике, изображенном на рис. 61, показаны кривые, соответствующие приведенным формулам. Точки на графике соответствуют конкретным примерам. Значения ширины забоя, приведенные на шкале под площадью сечения выработки, получены из практических данных анализа формы и размеров сечений большепролетных выработок. Заштрихованная зона определяет возможные наибольшие глубины шпуров, причем нижняя граница зоны относится к более крепким породам. Пунктиром нанесена кривая, рекомендуемая в Швеции для определения наибольшего подвигания забоя за взрыв.
Клиновой вруб имеет несколько разновидностей. На рис. 62. 63 и 64 показаны характерные примеры размещения шпуров при клиновом врубе (цифрами указана последовательность взрывания, крестиками отмечены врубовые шпуры). В табл. 26 приведена характеристика паспортов буровзрывных работ для этих выработок. Крайние врубовые шпуры могут сходиться 138
Рис. 61. График для определения наибольшей глубины шпуров в зависимости от площади и ширины выработки
ft 0^©>^
/Я0*9 Ъ
АЮе9 *8 I; •& ©^4\ »7 м»;
fa»7*7 »Si5»6 •7»7< fJ4> 321 t do© XXX	xxx ••
WW ЖДД	I	ддд VW
7 ©5 ©5 о« ©4 *897 ъб ©5 U ©5
Рис. 62. Примеры расположения шпуров в выработках площадью до 70 м*
a
9Л
6
•// •, jo
/3»/z7«w < •s
bM ©в ©J ©7 To 8
J4$ ©7	©4Й
bcxxxxxx X
>7.\ <м
XXXpl xx$l °O
x хххххх;
•^g*«£o7
9,1
•7©7©^tf®£©7< 8^:
в
Рис. 63. Примеры расположения шпуров в выработках площадью 70— 80 Л!2. При схеме в врубовые заряды взрывались с коротким замедлением. Остальные шпуры — детонаторами с замедлением через 0,5 сек (цифра 4, например, означает замедление 2 сек)
12,0
в
15,0
Рис. 64. Примеры клинового вруба
в выработках площадью ПО—150 м2
к вершине, или между вершинами этих шпуров оставляется определенное расстояние, равное 1 —1,5 величины линии наименьшего сопротивления. Остальные пары вспомогательных врубовых шпуров также мог\т иметь или не иметь общую вершину. Вместо внутренних клиньев можно применить вспомогательные короткие врубы в виде пирамиды, щели, центральной незаряжаемой скважины и др.
Таблиц а 26
Рисунок	Площадь забоя, м:	Глубина шпуров, м	Число шпуров	Коэффициент исполью-вания шпуров	Рисунок	Площадь забоя, лГ-	Глубина шпуров, м	Число шпуров	Коэффициент использования шпуров
62, а	45	3,3	88	0,90	63, в	75	4,8	100	(>,90
б	54	4,5	90	0,90	г	81	3,0	114	0,80
в	54	6,4	70	0,90	64, а	ПО	6,3	102	0,84
г	69	4,8	86	0,85	б	125	6,0	106	0,92
63, а	71	6,4	92	0,90	в	130	7,7	150	0,90
б	74	4,0	136	0,90	г	150	6,4	172	0,86
В очень широких выработках (15 м и более) могут быть применены два клиновых вруба, расположенные у боковых стен симметрично вертикальной оси выработки. Заряды ВВ в обоих врубах -взрываются одновременно, затем взрываются заряды в шпурах, расположенных в перемычке между врубами. Врубовые шпуры направляются таким образом, чтобы при взрыве разлет породы ограничивался и основные объемы породы от каждого вруба встречались один с другим на определенном расстоянии от забоя. Два вруба позволяют сократить количество шпуров и серий электродетонаторов, но несколько сложнее в осуществлении.
Как показывает практика, коэффициент использования шпуров при клиновом -врубе составляет 0,8—0,9.
Для повышения глубины врубовых шпуров угол между ними должен быть меньше тех пределов, по которым была получена формула (V, 2). Для выработок шириной до 10 м можно рекомендовать два способа уменьшения этого угла с обеспечением требуемого отрыва породы.
По первому способу необходимо одновременно с уменьшением угла увеличивать заряд на 1 м врубовых шпуров. Основываясь на исследованиях У. Лангефорса [85], можно установить, что для коротких шпхров в одних и тех же породах диаметр патронов ВВ во врубовых шпурах примерно прямо пропорционален величине ctg где а — угол между шпурами
при клиновом врубе. Эт\ зависимость можно характеризовать следующими данными:
Угол между врубовы-
ми шпурами, град . .	70	65	60	55	50	45
Диаметр патронов ВВ
(относительный) . . . 0,83	0,91	1,00	1,11	1,24	1,39
Как следует из этих данных, при угле между врубовыми шпурами 45° диаметр патронов в них должен на 53% превышать диаметр, принятый для угла 65°. Вместе с тем, как это видно из формулы (V, 1), угол, равный 45°, позволяет увеличить наибольшую глубину врубовых шпхров в полтора раза по сравнению с углом в 65°.
Второй способ заключается в изменении конфигурации вруба с целью уменьшения угла у .вершины. Например, при проходке туннеля сечением 54 м2 в Швеции вруб отличался от клинового наличием дополнительных заряжаемых шпуров, расположенных по центральной оси перпендикулярно забою, а также шпуров, ограничивающих врубовую полость сверху и снизу. Центральный угол между врубовыми шпурами составлял 40°, что позволило увеличить глубину на 40% по сравнению с клиновым врубом с углом 55°.
Эти способы увеличения глубины врубов нуждаются в дальнейшем уточнении.
К недостаткам описанных двух типов врубов с острыми углами кро’ме перерасхода ВВ относится большое расстояние отброса части породы от забоя, которое при углах 40—45° будет составлять не менее 120—150 м.
Клиновой вруб получил значительное распространение в выработках большого сечения, так как их ширина не настолько ограничивает глубину шпуров, как это имеет место при малых поперечных сечениях. Глубина шпуров получается достаточно большой и соответствует применяемым техническим средствам для бурения с подмостей или рам. Поэтому клиновой вруб (горизонтальный или -вертикальный) рекомендуется в выработках большого сечения в любых условиях, за исключением особых случаев.
Если падение слоев породы неравномерное и слоистость сконцентрирована с одной стороны сечения выработки, то клиновой вруб не дает требуемого эффекта. В этих условиях целесообразно переходить на веерный или треугольный врубы. Эти же врубы могут быть рекомендованы в косых забоях, т. е. когда плоскость забоя неперпендикулярна оси выработки.
На рис. 65 показаны схемы расположения шпуров при веерном и треугольном врубах, характеристика которых приведена в табл. 27.
Схема -(см. рис. 65)	Тип вруба	Площадь забоя, м2	Наибольшая глубина шпуров, м	Число шпуров	Коэффициент использования шпуров
а	Веерный ....	50	з,з	64	0,91
б	Треугольный . .	60	4,2	46	0,92
в	Веерный ....	88	5,8	92	0,90
Размещение шпуров в забое и выявление количества шпуров могут быть выполнены лишь после определения расчетной лионии сопротивления (линии наименьшего сопротивления).
а
Рис. 65. Примеры расположения шпуров в выработках при веерном и треугольном врубах (врубовые шпуры отмечены крестиками)
Существующие формулы определения расчетной линии сопротивления (р.л.с.) относятся к взрывным работам, проводимым на поверхности земли. Для горизонтальных шпуров, располагаемых в вертикальном забое с одной плоскостью обнажения, определение р.л.с. имеет ряд особенностей.
В выработках большого сечения, в которых весьма мало влияние зажима, заряд глубокого шпура (3,5 м и более), рас-144
положенного над обнаженной плоскостью, образованной взрывом предыдущих зарядов, может быть определен по следующей формуле [76]:
Q = 0,4-^77i(4+ 1,2) (0.07U72 + q0W^,	(V, 3)
где vQ — коэффициент зажима, принимаемый равным 1;
eQ — коэффициент, учитывающий тип ВВ, равный: для динамита и скального аммонита —1; аммонита № 6 — 0,9, аммонитов В-3 и № 7 — 0,85;
т — относительное расстояние между шпурами	,
равное обычно 0,9—1,3, нижний предел относится к более крепким породам, верхний — к более слабым;
W — линия наименьшего сопротивления, м;
hQ — средняя глубина шпуров в комплекте (л/), принимаемая равной /ц + 0,3W, где /ц — уход забоя за цикл (за взрыв);
<7о — показатель взрываемости; для динамита приближенно можно принимать в зависимости от коэффициента крепости /кр по проф. М. М. Протодьяконову:
/кр...............более 20 20—15	15—10	10—8
qQ................ 0,6—0,5 0,5—0,4 0,4—0,3 0,3—0,25
Величина qQ представляет собой расход ВВ, требуемый для раздробления уступа породы высотой 0,5 м зарядом в вертикальном шпуре, расположенном от края уступа на расстоянии 0,5 м (IF=0,5). В неоднородных трудновзрываемых породах рекомендуется для qo принимать большее значение из приведенных в соответствующей группе коэффициентов крепости. При неблагоприятном падении пластов целесообразно также повышать qQ на 10—20%.
Формула (V, 3) выведена теоретически, коэффициенты получены экспериментально. Заряд, вычисленный по этой формуле, обеспечивает надлежащее дробление породы, что подтверждается многочисленными опытами в подземных выработках большого сечения в Швеции.
Принимая, что при глубоких шпурах часть длины их (не менее W) остается незаряженной [76], записываем выражение, которое также отвечает величине заряда в шпуре,
Q^(h0-W)p(^)\	(V.4)
где р—вес заряда на 1 м шпура при диаметре .патрона 32 мм. Эта величина может быть найдена по формуле
р — 0,8Д, кг]м,	(V, 5)
10 В. М. Мостков	145
A — плотность ВВ в патроне, кг)дм3. Для натренированных ВВ Д = 0,95н-1,1 кг/дм3, для динамитов и прессованных ВВ Д = 1,4н- 1,6 кг/дм3-, dn — диаметр патрона ВВ, мм. Формулы (V, 3) и (V, 4) являются исходными Для определения W. Приравнивая их и учитывая формулу (V, 5), получим следующее уравнение:
W* + a,W2 + a2W = a?j,	(V, 6)
где
«1 =	+ 0-835Ло,	(V, 7)
— #0 J-0,0583	,	(V, 8)
Я"
=	(V, 9)
= |V'10'
При использовании в одном забое различных типов ВВ в формулы (V, 7) — (V, 10) вводят средние значения е0, Д и dn.
Учитывая, что IF находится обычно в пределах 1—2 ж, уравнение (V, 6) легче всего решать подбором, причем достаточно двух-трех попыток, с тем чтобы получить искомое W <г точностью до 0,01 м.
Расчетная линия сопротивления Wp будет несколько меньше, чем W, полученное по уравнению (V, 6). Это уменьшение объясняется неточностью при забуривании, а также отклонением шпура от заданного направления в процессе бурения.
Полагая, что на каждый метр шпура отклонение составляет с см, получаем выражение для определения расчетной линии сопротивления
lFp = W-ch„.	(V, 11)
Все величины в этой формуле выражаются в метрах.
Можно рекомендовать следующие значения с. При бурении перфораторами с пневмоподдержек с = 0,05 м, при бурении с установок (типа буровых рам, кареток и др.), а также при шпурах глубиной до 3 м с = 0,02 м.
Величина Wp является расчетной при построении паспорта буровзрывных работ, в частности, по этому значению р. л. с. можно производить расположение шпуров в забое. В том случае, если нет твердой уверенности в правильности выбора величины qQ, а также при площади забоя до 60 м2, когда еще сказывается -влияние -зажима, целесообразно полученное значение Wp уменьшить на 5—10%.
При неглубоких шпурах для обеспечения отрыва породы достаточно заложить заряд на длине 1,3IF. В этом случае формула (V, 3) принимает вид [76]
Q = l,3№  1,1 — m(0,07W qeW2), (V, 12) eQ
а вместо формулы (V, 4) получаем
Q = \,3W  0,8д(^у.
(V, 13)
Приравнивая (V, 12) и (V, 13) и учитывая, что у0= 1, при
ходим в результате преобразований к следующему выражению
для определения W (пренебрегая малыми членами):
Ц7 = °’035 х
х(Л]/>0- 1), м, (V, 14)
где	___
А = 0,76rfn У , (V, 15)
dn — диаметр патрона ВВ, мм.
Для облегчения расчетов ио формуле (V, 14) составлен график изменения W в зависимости ОтЛи?0 (рис. 66).
Рис. 66. График для определения W
Как показывает практика, ния не должна превышать 2/3
линия наименьшего сопротивле-глубины шпура, т. е.
о
(V, 16)
При коротких шпурах это выражение является граничным условием для определения наименьшего значения линии сопротивления. Этой формулой можно пользоваться при шпурах глубиной 2 я и более, поскольку для меньших глубин, не характерных для выработок большого сечения, расчет по л. н. с. не может быть рекомендован.
Таким образом, получены три формулы (V,6), (V, 14) и (V, 16) для определения линии сопротивления W. Установим пределы для глубины шпуров, при которых надо пользоваться этими формулами.
10*	147
Обозначим величину Wt вычисленную по формуле (V, 14), через IFi. Нижний предел применения этой формулы определится из равенства (V, 14) и (V, 16), т. е.
^1=4^0,
откуда
= 1,5^.
(V, 17)
Верхний предел применения формулы (V, 14) вычислим по формуле (V, 6), заменяя в ней U7 на Wi и решая его относительно hQf т. е.
0,07 н- bQ №4
0,0583	\~ ’
Л.. - ( 0,835 W7
(V, 18)
Следовательно, в первою очередь по формуле (V, 14) или по графику на рис. 66 надо вычислить значение W=Wif затем по формулам (V, 17) и (V, 18) определить й0. Если окажется, что заданное значение hQ меньше или равно полученному по формуле (V, 17), необходимо W определять по выражению (V, 16). Если же заданное Ло больше, чем вычисленное по формуле (V, 18), то следует принимать U7, получаемое из решения уравнения (V, 6). В том случае, если заданное значение йо находится в .пределах между вычисленным по формулам (V, 17) и (V, 18), W должно быть определено по формуле (V, 14).
Расчетная линия сопротивления во всех случаях определяется по формуле (V, 11).
Для предварительных расчетов (с точностью 10%) количества шпуров в горизонтальных выработках большого сечения с одной обнаженной плоскостью может быть рекомендована следующая формула:
S Р
(V, 19)
где N — общее число шпуров в забое (включая и врубовые);
S—-площадь поперечного сечения выработки, ж2;
Р — периметр выработки, м\
Wo— линия сопротивления, вычисленная по формуле (V, 11), с учетом поправочного коэффициента й, т. е.
U70 = ^U7p.
(V, 20)
Величина коэффициента k может быть принята на основании статистической обработки данных по паспортам буровзрывных работ:
Расчетная линия
сопротивления
П7р, получен-
ная по форму-
ле (V, 11), м. . <1,1 1,1-1,2 1,2—1,3 1,3-1,4 1,4 1,5 1,5—1,6 >1,6 Поправочный ко-
эффициент k . 1,0	0,95	0,90	0,85	0,80	0,77	0,75
Практические данные по количеству шпуров в зависимости от площади поперечного сечения выработки и крепости породы приведены на рис. 67.
Рис. 67. График для определения количества шпуров N в зависимости от площади поперечного сечения выработки 3 и крепости породы (точками обозначены примеры из практики)
Заштрихованная область ограничена кривыми, условно соответствующими коэффициентам крепости породы /кр = 20 и более (верхняя кривая) и fKP = 8--:— iO (нижняя кривая); средняя кривая отвечает fK9= 15. Уравнения для кривых, приведенные на графике, подобраны эмпирически. Большинство примеров, по которым построен график, осуществлено при глубине шпуров 3,5—7 я с патронами ВВ диаметром 25—30 мм (диаметр шпуров 30—36 лш). Верхняя заштрихованная зона включает в себя некоторые примеры из американской практики.
Пользование выведенными величинами рассмотрим на примере.
Пример. Площадь выработки 3=150 м~, периметр Р = 48 я. Породы — нетрещиноватые граниты с коэффициентом крепости /кр= 15-^-20, что отвечает показателю взрываемости ^о = О,4. В качестве ВВ используется дина-
149
мит — е0=1, Д=1,5, диаметр патронов dn = 25 мм. Относительное расстояние между шпурами т=1,2, средняя глубина шпуров h0 = Q м. Бурение производилось перфораторами с пневмоподдержек.
Выбор расчетной формулы для W. По формуле (V, 15) находим 4 = 21,3, по графику на рис. 56 определяем №=№i = l,l At. По формуле (V, 17) находим h0= 1,65 < 6 м. По формуле (V, 10) вычисляем 6о=3,18, а по формуле (V, 18) —Л0 = 2,5 < 6 м.
Поскольку заданное значение /г0=6 м оказалось больше, чем вычисленные по формулам (V, 17) и (V, 18), W следует определить из уравнения (V, 6).
Определение расчетной линии сопротивления №р. По формулам (V, 7) — (V, 9) находим &i = 5,18, а2 = 4,06 и а3=19,1. Решая подбором уравнение (V,6), определяем №=1,43 я. По формуле (V, 11) при с = 0,05 м находим №р= 1,13 я. Фактическая расчетная линия сопротивления в данной выработке составляла 1,15—1,20 м.
Определение числа шпуров /V. По формуле (V, 20) находим линию сопротивления с учетом поправочного коэффициента: №0= 1,13 • 0,95= 1,07 м. Число шпуров по формуле (V, 19) равно 2У=176 шпуров. Для проверки число шпуров может быть определено и по графику на рис. 67, т. е. М=(12-^-14)Х X V150= 147 ч-171 шпур. В действительности в забое располагалось 172 шпура.
Окончательное количество шпуров в забое может быть установлено лишь после решения вопроса о наиболее эффективном ^диаметре шпуров. Для каждого конкретного 'случая проходки существует определенный оптимальный диаметр шпура (патрона ВВ), который следует учитывать при составлении паспортов буровзрывных работ [31].
Известно, например, что с увеличением диаметра шпуров скорость бурения падает, однако требуемое количество шпуров в забое уменьшается. Поскольку продолжительность бурения комплекта шпуров с уменьшением скорости бурения увеличивается, а с сокращением количества шпуров уменьшается, и наоборот, становится очевидным, что при каком-то оптимальном диаметре время бурения окажется наименьшим. Определяя аналитически зависимость скорости бурения и числа шпуров от их диаметра и подставляя полученные формулы в выражение для времени обуривания забоя, можно в общем виде решить задачу определения оптимального диаметра шпура, соответствующего минимуму времени бурения.
Анализируя выведенные выше формулы, можно установить, что влияние диаметра шпура на величину линии сопротивления приближенно выражается формулой
\V{) = Ц7ос[О,6(х- 1)+ 1]>	(V, 21)
где lFOc — линия сопротивления при стандартном диаметре шпура 32 мм\ d
х — -^----относительный диаметр шпура;
// — диаметр шпура, мм.
Полагаем, что контурные шпуры во всех случаях имеют стандартный диаметр и что с изменением диаметра меняется тишь количество остальных шпуров, т. е. существует соотношение между количеством шпуров N, диаметром d и количеством шпуров Л^с при стандартном диаметре 32 мм
Рис. 68. График для определения необходимого количества шпуров в забое в зависимости ют их диаметра (в относительных единицах)
На основании формул (V, 19) и (V, 21) построен график определения v (рис. 68) в зависимости от относительного диа-
метра х и величины а0 = ~pw~~ •
На основании аналитической зависимости скорости бурения и продолжительности обуривания забоя с учетом величины v, построен ориентировочный график выбора оптимальных диаметров шпуров (рис. 69), кроме контурных, диаметр которых принимается всегда стандартным (диаметр патрона ВВ принимается равным диаметру шпура минус 5—7 мм).
Эта зависимость определена при условии, что при глубине шпуров 5— 8 м диаметр буровой стали для легких перфораторов равен 22 мм, а для тяжелых перфораторов 28 мм. При применении буровой стали таких диаметров и глубине шпуров до 5 м диаметр шпуров может быть несколько увеличен.
Кривые на графике являются осредненными, составленными для крепких пород и мощных ВВ (динамиты, скальные аммониты); в других условиях диаметры шпуров могут быть увеличены на 10—15%. Оптимальные диаметры позволяют сократить продолжительность бурения комплекта шпуров на 5—20% по сравнению с диаметром 32 мм, а также уменьшить общее число шпуров на забой в соответствии с графиком на рис. 68.
Найденное значение оптимального диаметра шпуров следует округлить с учетом стандартного оборудования (буровые коронки) и материалов (патроны ВВ).
Для выработок большого сечения характерны глубокие шпуры з среднем 5—6 м. Как следует из графика на рис. 69, при такой 151
глубине наиболее целесообразно бурить шпуры малых диаметров, что отвечает практическим данным проходки выработок большого сечения в крепких породах.
Полученные по графику значения диаметров рекомендуется уточнить путем производства двух-трех пробных взрывов.
После определения оптимального диаметра необходимо сделать пересчет линии .сопротивления Wo по формуле (V, 21). Можно сразу, пользуясь графиком на рис. 69, найти оптимальный диаметр и рассчитать линию сопротивления -по вышеприведенным формулам. Зная величину линии сопротивления, можно
построить схему расположения шпуров в забое.
Обработка статистических данных различных паспортов буровзрывных работ показывает, что расстояние между рядами шпуров зависит от величины линии сопротивления. Рекомендуемые .приближенные значения расстояний между рядами шпуров и между шпурами при одной плоскости обнажения приведены в табл. 28.
При необходимости получения ровного контура сечения выработки и мелкого
Рис. 69. График для определения оптимальных диаметров шпуров d в зависимости от длины шпура или скважины I:
1 — для тяжелых перфораторов; 2 — для легких перфораторов
дробления породы эти расстояния должны быть уменьшены (см. § 15).
Таблица 28
Рассюяние
Наименование шпуров
между рядами шпуров
между шпурами
Врубовые, отбойные шпуры непосредственно над врубовыми и под врубовыми, вспомогательные шпуры в центре и сбоку забоя . . .
Контурные шпуры в стенах и своде Подошвенные шпуры..............
(0,84-0,9) VFp (0,75-4-0,85) 1Гр (0,7-4-0,8) VTp
(1-4-1,3) Ч7р (0,9-1) UZp (0,8-4-0,9) IFP
Место расположения вруба по высоте сечения выработки имеет определенное значение. При высоком расположении вруба порода дробится лучше, так как под врубом куски породы оказываются мельче, чем над врубом, но расстояние разлета кусков увеличивается. Обычно вруб располагают по высоте еГ се-152
редине сечения, поскольку в этом случае <не нарушается симметрия шпуров, что позволяет уменьшить число интервалов при взрыве зарядов. На место расположения вруба может оказать влияние трещиноватость породы по плоскости забоя, так как врубовые шпуры должны размещаться таким образом, чтобы их направление совпадало с плоскостями напластования в толстослоистых породах и было бы перпендикулярно к ним в тонкослоистых породах. Если при бурении шпуров используются подмости, имеющиеся в наличии, то размещение вруба по высоте
Рис. 70. График для определения удельных расходов бурения в зависимости от площади забоя (точками отмечены примеры из практики)
будет определяться местоположением ярусов, с тем чтобы использовать рабочие площадки для бурения врубовых шпуров.
При проектировании веерных и треугольных врубов следует стремиться к тому, чтобы расстояние между концами шпуров, располагаемых с одной из сторон забоя, не было более Wp, а расстояние от концов этих шпуров до врубового шпура с другой стороны забоя—не менее 0,5 м. Угол между внутренним шпуром, расположенным с одной из сторон забоя, и поверхностью забоя не должен превышать 35°, а угол между врубовыми шпурами и дугой, соединяющей концы этих шпуров, должен быть не менее 75° [6, 76].
При бурении оконтуривающих шпуров большой глубины ‘необходимо направлять их так, чтобы конец шпура длиной 3 м выходил на 10 см за проектную линию контура сечения выработки.
После того как местоположение вруба установлено и все шпуры размещены, производят расчет зарядов и удельных 153
расходов шпурометров и ВВ. Паспорт буровзрывных рабо! составляют обычным способом.
Для проверки полученных величин рекомендуется пользоваться графиками удельных расходов. На рис. 70 представлен трафик удельного расхода шпурометров в зависимости от площади сечения выработки. Этот расход можно выразить следующей осредненной эмпирической формулой: q(} = м'м'\ Разброс точек, представляющих собой практические примеры, объясняется в основном характером пород.
Рис. 71. График для определения удельных расходов ВВ в зависимости ог площади забоя (точками отмечены примеры из практики)
На рис. 71 показан график удельного расхода ВВ в зависимости от .площади сечения выработки. График представлен заштрихованной зоной, средняя линия которой выражается эмпи-
 8,5 —
рической формулой
, кг лг. Большие удельные расходы
соответствуют вязким и сильнотрещиноватым породам.
Оба графика предусматривают применение шпуров небольшого диаметра и мощных взрывчатых веществ типа динамитов и скальных аммонитов. Для других условий должны быть введены соответствующие коррективы.
Как следует из графиков на рис. 67 и 71, имеются зоны с резко ‘повышенным расходом числа шпуров, удельных расходов шпурометров и ВВ. Эти зоны, .как правило, соответствуют примерам из американской практики при использовании для погрузки породы ковшовых погрузочных машин, а не подземных экскаваторов.
Следует отметить, что для выработок большого сечения, в которых работают экскаваторы, при почти двойном перерасходе 154
взрывчатых веществ и шпурометров эксплуатационная производительность экскаваторов повышается незначительно, особенно при емкости ковша 1 м3 и более. Нецелесообразность чрезмерного повышения расхода ВВ и шпурометров при экскаваторной погрузке видна из следующих данных, полученных на основе анализа влияния расхода ВВ на измельчение породы и последней на производительность экскаватора:
Емкость ковша экска-
ватора, м3 ....... 0,25 0,50 0,65	1,0	2,0	3,0
Повышение производи-
тельности экскаватора при двойном расходе ВВ и шпурометров, %............ 30	22	18	15	10	7
Необходимо отметить, что вследствие неоднородности породы и ряда неучтенных факторов фактический паспорт буровзрывных работ может отличаться от расчетного. Однако предлагаемая методика позволяет в наибольшей степени приблизиться к реальным данным и сократить число обязательных пробных взрывов.
При двух плоскостях обнажения забоя размещение горизонтальных шпуров из-за отсутствия вруба существенно упрощается. На рис. 72 представлены примеры расположения горизонтальных шпуров при двух плоскостях обнажения забоя. Характеристика этих схем приведена в табл. 29.
Таблица 29
Схема (см. рис. 72)	Наименование выработки	Площадь шбоя, м'	Глубина ШП) ров, м	Число шпуров
а	Сводовая часть камеры 	 •	2 36	6	2X32
б	Нижний уступ туннеля		52	6	49
в	Верхняя часть туннеля 		135	1	3	76
Коэффициент использования шпуров в забоях с двумя плоскостями обнажения составляет 0,95—1,0.
Приближенные значения расстояний между рядами шпуров и шпурами при двух плоскостях обнажения могут быть приняты по табл. 30.
Количество шпуров при двух плоскостях обнажения может быть подсчитано с точностью до 10% по формуле типа (V, 19)
(V, 19')
где Р'— периметр части выработки, защемленной в породе, ль
155
Расстояние
Наименование шпуров	между рядами шпуров	1 1	между шпурами
Отбойные шпуры первого ряда (ближайшие к свободной поверхности) 		(0,8-5-0,9) Гр	(1-1,3) Гр
Отбойные шпуры остальные ....	1УР	(1-1,3) Гр
Контурные и подошвенные ....	(0,8-5- 0,9) Гр	(0,9—1) Гр
Удельные расходы шпурометров и ВВ рекомендуется определять по графикам на рис. 70 и 71 с введением поправочных коэффициентов. Для двух плоскостей обнажения полученные по
Рис. 72. Примеры расположения горизонтальных шпуров в забоях с двумя плоскостями обнажения (цифрами указана последовательность взрывания)
•6 •S *5 *5 *5 ° 5 •5 *5 • о
графикам удельные расходы следует умножить на коэффициент 0,55—0,6 (при трех плоскостях обнажения этот коэффициент равен 0,38—0,4). Площадь выработки, указанную на графиках, надо вычислять по вертикальному сечению забоя.
Независимо от количества плоскостей обнажения заряды в шпурах могут иметь следующие конструкции: сплошные (удлиненные) и рассредоточенные. Рассредоточенные заряды с проме-156
жуточной забойкой или ю воздушными прослойками обеспечивают лучшее дробление породы, но приводят к повышенному расходу шпурометров. Наиболее целесообразно применение рассредоточенных зарядов в оконтуривающих шпурах (см. § 15), что позволяет снизить переборы породы.
Приведенные выше положения по размещению шпуров относятся к обеим конструкциям зарядов. Следует иметь в виду, что при рассредоточенном заряде расход ВВ на 1 м шпура (в формуле (V, 4) коэффициент р) составляет 0,8—0,4 кг и зависит от требуемой кусковатости. Величина линии сопротивления при рассредоточенных зарядах 'меньше, чем при сплошных зарядах, что легко проверить по формулам (V, 6) — (V, 10). Общее же количество и удельный расход ВВ остаются неизменными, поскольку они не зависят от конструкции зарядов. Число шпуров на забой при рассредоточенных зарядах больше, чем при сплошных.
Для обеспечения равномерного дробления породы и распределения усилий по длине шпуров (кроме врубовых) целесообразно не только применять рассредоточенные заряды, но и заряжать глубокие шпуры различными ВВ. Донную часть шпура можно заряжать более мощным ВВ, а остальную часть—менее мощным. Это позволит снизить стоимость буровзрывных работ.
В качестве ВВ для выработок большого сечения рекомендуются скальные аммониты № 1, № 1 ЖВ, № 2, водоустойчивый аммонал ВА-2 и динамит 62%-ный труднозамерзающий. Эти ВВ выпускаются в патронах диаметром 31—45 мм (по специальному заказу диаметр может быть увеличен) и могут быть применены для взрывания крепких пород в сухих и мокрых забоях.
Отечественной промышленностью изготовляются новые мощные ВВ —детониты, диаметр патронов которых по специальному заказу может быть выполнен равным 20 мм. Благодаря малому диаметру патронов применение детонитов для выработок большого сечения в крепких породах является весьма перспективным, поскольку, как уже отмечалось выше (см. рис. 69), при глубоких шпурах малые диаметры оказываются оптимальными.
Шпуры рекомендуется заряжать пневматическим способом специальными зарядниками (например, 1-ПЗ конструкции Гипро-рудмаша) или кассетными устройствами. Для забойки шпуров следует применять пневмозабойники конструкции Укр-НИИОМШС или других типов. Эти мероприятия позволяют повысить качество заряда и уменьшить трудоемкость работ по заряжанию шпуров, особенно при их большой глубине.
В выработках большого сечения ввиду значительного числ-а зарядов взрывание их производится разновременно по сериям (ом. рис. 62. 63, 64 и 72). Рекомендуемая очередность взрывания зарядов в шпурах: врубовые (с применением электродетонаторов мгновенного или короткозамедленного действия), боковые шпуры 157
между врубовыми и оконтуривающими, первый ряд отбойных над врубовыми, второй ряд отбойных над врубовыми и первый’ ряд отбойных под врубовыми, остальные ряды над врубовыми и под врубовыми, подошвенные, боковые оконтуривающие, сконтуривающие в своде. Эту последовательность можно изменить, например, после врубовых и боковых шпуров между врубовыми и оконтуривающими могут быть взорваны заряды в отбойных под врубовыми; или, например, заряды в отбойных шпурах, располагаемых в ряду, могут взрываться не одновременно, а во зарядам, располагаемым в рядах отбойных шпуров по одной вертикали через вруб (над и под врубом).
При взрывании большого количества зарядов число серий доходит до 16—18, при этом совместно применяют электродетонаторы с коротким и обычным замедлением. В Советском Союзе выпускаются кроме электродетонаторов мгновенного действия (ЭД-8-56) электродетонаторы с коротким замедлением (ЭДКЗ), имеющие шесть ступеней замедления от 25 до 250 жсек, а также электродетонаторы замедленного действия (ЭДЗД) с девятью' ступенями замедления от 0,5 до 10 сек. Таким образом, при необходимости можно обеспечить разновременное взрывание до 16 серий зарядов, причем все перечисленные электродетонаторы имеют нихромовый мостик накаливания.
Намечен к выпуску ряд электродетонаторов марок ЭДКЗ и ЭДЗД, в которых число ступеней замедления увеличено, в частности по специальным заявкам выпускаются электродетонаторы ЭДКЗ с замедлениями 35—70—ПО мсек.
Для одновременного взрывания до 300 последовательно соединенных электродетонаторов служат конденсаторные взрывные машинки ВМА-100/300 и КПМ-2, рассчитанные на взрывание электродетонаторов с константановыми или нихромовыми мостиками накаливания. Могут быть также применены две последовательно соединенные машинки КПМ-1. Взрывание большого количества электродетонаторов может производиться также от силовой или осветительной электросети переменного тока, сети постоянного тока с помощью минной станции, а также от аккумуляторных батарей.
Вертикальные и наклонные шпуры и скважины
Расчет зарядов вертикальных и наклонных шпуров и скважин в уступах подземных выработок производится в принципе аналогично расчетам, выполняемым для уступов на открытых работах. Существует большое количество методов, подробно описанных в литературе, по определению для открытых работ расчетной линии сопротивления, диаметра заряда, расстояния между скважинами, величины заряда в шпуре или скважине.
По техническим правилам ведения взрывных работ на .поверхности земли [47] величина заряда для вертикальной скважины или шпура определяется по формуле
Q =	(V, 22)
где рвв—удельный расход ВВ, кг!м3;
а — расстояние между скважинами или шпурами, м\
W — расчетная линия сопротивления по подошве уступа, р. л. с., лц
Н у — высота уступа, м.
Расчетная линия сопротивления для скважин находится по формуле
1VZ	+ 4mgBEA>77~- 0,75ро
2^вь//у	’	(V’23)
где ро— количество ВВ, размещающихся в 1 м -скважины, кг;
т — относительное расстояние между скважинами, принимаемое для подземных условий от 1,3 до 0,9;
/ — длина скважины, м.
Формула (V, 23) выведена из расчета длины забойки, равной 0,75U7 Длина скважины равна высоте уступа плюс перебур скважины, равный для крепких пород 10—15% высоты уступа, причем чем высота уступа больше, тем величина перебура меньше. По данным шведской практики, перебур должен составлять 0,31F.
Расчетная линия сопротивления для шпура вычисляется по формуле [43]
w=d^V-^'	<v-24)
где — диаметр шпура, дм;
А — плотность заряжания, кг!дм3.
Для наклонных скважин расчет зарядов ведется по формулам (V, 22) и (V, 23), причем в формуле (V, 23) коэффициенты при' Ро2 под радикалом и при ро за знаком радикала принимаются
Яу равными 1. Длина скважины в этом случае равна/н = 4еР> где а — угол откоса уступа; /пер—длина перебура. При этом длину забойки следует принимать равной W.
Значения удельного расхода аммонита № 6 могут приниматься следующими, кг/м3:
-кварцит 0,45; известняк, песчаник 0,5; гранит, гранодиорит, порфирит 0,55; базальт, андезит 0,6. Для небольших уступов удельные расходы могут быть снижены на 10%.
На рис. 73 показан график для определения IT, расстояния между скважинами а, длины скважины /, диаметра скважины dCK
159 ’
и величины заряда Q в зависимости от высоты уступа Ну. Этот график предназначен для вертикальных скважин и рассчитан по формулам (V, 22) — (V, 24). В расчетах принималось, что относительное расстояние между скважинами т линейно меняется от 1,3 (при 1 = 2 м) до 0,9 (при 7=15 м). В верхней части графика показаны рекомендуемые диаметры шпуров или скважин dCK и патронов dn. В качестве ВВ был принят аммонит № 6, удельный расход его 0,55 кг/м3.
Рис. 73. График для определения р.л.с. IV’, расстоя ния между скважинами а, длины скважины /, диаметра патрона ВВ dn и величины заряда Q в зависимости от высоты уступа Ну
Для наклонных скважин на основании аналитических расчетов получены поправочные коэффициенты /гн и (Зн, которые следует вводить в величины, найденные по графику на рис. 73. С учетом этих коэффициентов параметры взрывных работ при наклонных скважинах определяются по формулам:
W H = k nW\ aH = kHa; =	QH = £H2Q,
П	n ’	n	П 7	И	I	) I n ’	X. П	П X. ’
где WH, aH, lH, QH — величины для наклонных скважин;
IF, а, /, Q, Ну — величины для вертикальных скважин, найденные по графику на рис. 73.
Поправочные коэффициенты (Зн и /гн зависят от угла откоса уступа а и могут быть приняты следующими:
Угол откоса уступа я,
град............... 90	80	75	70	65	60
Коэффициент Зн . . . .	0 0,015 0,035 0,065 0,104 0,155
Коэффициент kH ... .	1,0 1,01	1,02 1,03	1,05 1,07
Уклон уступа обычно равен 2:1,3:1,4:1и5:1, или соответственно 63°30', 7Г30', 76° и 78°40'.
Для наклонных скважин значение W может быть также получено в зависимости от требуемой высоты развала породы У.
у	W
Если отношение равно 0,5; 0,6; 0,7 и 0,8, то отношение-g-(где В — ширина взрываемой части забоя) составит соответственно 0,17; 0,20; 0,23 и 0,27.
Эта зависимость 'составлена для коэффициента разрыхления породы, равного 1,5. При необходимости увеличения коэффи-
W пиента разрыхления в определенное число раз, значение -g— должно быть уменьшено в то же число раз и, наоборот.
Диаметр скважины в этом случае рекомендуется определять по формуле
где 13— длина заряда с перебуром, м.
Скважины в уступе размещают по рядам. Расстояние первых одного или двух рядов от границы уступа принимается равным W. Расстояние между последующими рядами скважин должно быть равно 0,85—0,95 W при сохранении в этих скважинах той же величины заряда, которая принималась для первых рядов. Расстояние между шпурами в ряду а может быть принято по графику на рис. 73 в зависимости от высоты уступа, причем это расстояние справедливо лишь для скважин, находящихся в центральной по ширине части уступа. Вблизи стен расстояние между скважинами целесообразно уменьшить до 0,6—0,5 а с целью обеспечения надлежащей гладкости стен. По контуру стен между рядами располагаются дополнительные скважины для той же цели. Все контурные скважины должны иметь малый диаметр также для получения ровных и гладких стен. В отношении конструкции зарядов справедливы положения, высказанные выше применительно к горизонтальным скважинам.
Вертикальные и наклонные скважины также, как и горизонтальные, рекомендуется заряжать с помощью специальных зарядных устройств. Для скважин диаметром 90—110 мм применяется пневматический прибор ПЗС-100, позволяющий на 40— 50% увеличить плотность укладки ВВ в шпур по сравнению с ручным заряжанием; при этом на 50—60% возрастает производительность труда.
Как и при горизонтальных скважинах взрывание зарядов в вертикальных и наклонных скважинах рекомендуется производить с применением короткозамедленных электродетонаторов. Очередность взрывания следует устанавливать таким образом, 11 В. М. Мостков	161
чтобы при взрыве образовывались боковые поверхности в форме клина или трапеции (рис. 74). Это уменьшает разброс породы.
В этой связи представляют интерес буровзрывные работы на Пенизевечском и Малинском гранитных карьерах [17]. Короткозамедленное взрывание в забоях высотой 7—8 м осуществлялось по схемам «клин» и «трапециевидный клин» (рис. 74, в, г). Вертикальные скважины диаметром 100 мм бурили агрегатом
Рис. 74. Примеры расположения скважин в уступах:
а — туннель Ниагарской ГЭС (нижний уступ); б — нижний уступ в одном из шведских туннелей; в — план расположения скважин в уступе гранитного карьера при взрывании по схеме «клин»; г — план расположения скважин в уступе гранитного карьера при взрывании по схеме «трапециевидный клин» Цифрами указана последовательность взрывания
БА-100, расстояние между скважинами и рядами 3 м. Для 'взрывания зарядов применяли электродетонаторы с интервалом замедления 23 мсек, разбросом ±2,5 мсек и 12 ступенями замедления.
В каждой скважине располагалось по два электродетонатора с одинаковым замедлением — один на расстоянии 2 м от устья скважины, а другой на расстоянии 1 м от забоя скважины. Высота забойки была 1 м, за исключением последнего ряда, где высота забойки составляла 1,5 м, а расстояние от первого электро-162
детонатора до устья скважины— 2,5 я. Одновременно взрывали пять рядов по 20скважин в каждом. По сравнению с мгновенным короткозамедленное взрывание позволило в несколько раз снизить выход негабарита и сократить стоимость 1 м3 отбитой породы на 15—20%.
§ 15. ГЛАДКОЕ ВЗРЫВАНИЕ
По периметру выработки, особенно в кровле, после взрыва обычно остаются неровности породы и образуются так называемые переборы (излишки) профиля по сравнению с проектным.
Переборы значительно повышают стоимость работ в связи с расходами по погрузке породы сверх заданного объема и с заполнением переборов профиля бетоном (при крепи из монолитного бетона). Кроме того, 'мощные заряды, располагаемые по контуру выработки, вызывают значительный сейсмический эффект, .приводящий к нарушению целостности массива и вынуждающий увеличивать размеры целиков между смежными выработками.
Изложенные обстоятельства особенно неблагоприятно сказываются в выработках большого сечения. Например, переборы профиля для выработки сечением 100 м2 составляют 6—8 ;и3 на 1 м. Если учесть расходы, связанные с уборкой этой породы и с заполнением переборов бетоном, то окажется, что стоимость работ будет на 15—20% выше, чем при проектном профиле сооружения. Учитывая значительные абсолютные стоимости выработок большого сечения, необходимо принимать особые меры по предотвращению переборов профиля выработки в процессе ее проходки. Такие меры не являются обязательными во всех случаях, например для одиночных временных выработок, сооружаемых без постоянной бетонной крепи, не имеет особого смысла проводить специальные работы по уменьшению .переборов профиля.
В тех случаях, когда необходимо добиться минимальные значений переборов и нарушения породы по контуру, следует переходить на специальные методы работ. К одному из таких методов, наиболее простому и недорогому, относится так называемое гладкое (профилированное) взрывание.
Метод гладкого взрывания заключается в специальном подборе диаметра, конструкции, величины и расположения зарядов по контуру выработки и выборе взрывчатого вещества, средств и очередности взрывания.
При гладком взрывании можно получить ровный профиль выработки, особенно в однородных малотрещиноватых скальных породах, и снизить сейсмический эффект. Это обеспечивает следующие достоинства по сравнению с обычными способами: сокращается расход бетона в 1,5—2,5 раза;
1Г	163
уменьшается шероховатость поверхности выработок примерно в 1,5—2 раза, то имеет особое значение для гидротехнических-туннелей, оставляемых без облицовки. В этом случае уменьшаются потери напора воды на трение и поперечное сечение выработки может быть снижено на 20—30%;
сокращается объем работ по уборке излишней породы, что дает экономию по погрузочно-транспортным работам в целом по выработке примерно на 3—5%;
снижаются расходы на оборке породы после взрыва благодаря минимальным повреждениям массива пород, окружающих выработку;
имеется возможность сокращения размеров целиков между смежными выработками благодаря снижению сейсмического эффекта;
выработка приобретает более качественный вид.
Исследования по разработке и внедрению этого метода проводились за последние годы в различных странах в лабораторных и производственных условиях. В частности, Оргэнергостроем совместно с управлением Храмгэсстрой и трестом Гидроспец-строй в 1960—1962 гг. были проведены работы по освоению гладкого взрывания при проходке выработок в породах с коэффициентом крепости /кр—8 : 10 (граниты, известняки, туфо-брекчии, песчаники). Эти работы позволили во многих случаях сократить линейные переборы профиля в среднем в два раза и довести их до 7—12 сму что дало возможность снизить площадь сечения некоторых гидротехнических туннелей на 10—20%.
Для обычного взрывания, как правило, применяют выгокобри-зантные ВВ, которые хорошо раздробляют породу, обеспечивая надлежащую кусковатость. При гладком взрывании наоборот в контурных шпурах необходимо помещать заряд ВВ с малой бризантностью. Чем меньше бризантность ВВ, тем менее резким будет удар газов при взрыве на окружающий выработку массив породы, меньше будет раздроблен этот массив и тем равномернее произойдет разрушение породы между контурными шпурами. Вместе с тем ВВ очень низкой бризантности имеют малую работоспособность, недостаточную для разрушения породы между шпурами.
Для уменьшения бризантности ВВ до необходимого предела можно снизить скорость детонации (например, путем уменьшения диаметра латро'на) и плотность заряжания.
Исследованиями В. А. Ассонова установлено, что если скорость детонации для аммонитов в патронах диаметром 36 мм принять, например, за 100%, то при диаметре патрона 30 мм скорость детонации составит 90%, а при диаметре 20 мм — впего 70%. Однако уменьшать диаметр патрона можно лишь до определенного критического значения, поскольку ниже этого диаметра детонация становится неустойчивой, переходя в медленное го-164
рение ВВ. Критический диаметр заряда зависит от типа ВВ, например для аммонитов он равен 15—25 мм, а для тротила — 11 мм.
Бризантность ВВ понижается при уменьшении плотности заряжания или коэффициента заряжания, представляющего собой отношение объема заряда к объему зарядной камеры. Например, при диаметре шпура 36 мм и патроне ВВ диаметром 31 мм коэффициент заряжания составит 0,74, тогда как при том же диаметре шпура, но диаметре патрона 20 мм коэффициент заряжания будет равен 0,31. Начальное давление газов взрыва при коэффициенте заряжания 0,31 будет в 4,7 раза меньше, чем при коэффициенте заряжания 0,74.
За рубежом для гладкого взрывания в контурных шпурах применяют трубчатые, так называемые гуритовые заряды наружным диаметром 18,5 мм. Такой заряд представляет собой в разрезе круг, одна половина которого занята деревянной планкой, а другая половина — плотным, полупластичным взрывчатым веществом — гуритом. Длина этих патронов составляет 50 и 100 см, что способствует передаче детонации и сокращает продолжительность работ по заряжанию. Величина заряда принимается 0,22 кг гурита на 1 м, что по детонирующей способности соответствует 0,13 кг динамита на 1 м. Донная часть заряда в шпуре состоит из одного или нескольких динамитных патронов обычного диаметра и длины.
Впредь до выпуска в Советском Союзе подобных зарядов можно рекомендовать использовать ВВ в патронах диаметром 24—30 мм, однако для уменьшения плотности заряжания следует рассредоточивать заряды в -контурных шпурах. Если учесть, что донная часть заряда должна быть больше заряда остальной части шпура, то следует первые несколько патронов закладывать в шпур без оставления воздушных промежутков, а между остальными патронами прокладывать деревянные от-р?зки длиной 3—7 см, с тем чтобы не превзойти максимальное расстояние, допустимое по условиям передачи детонации. Можно повысить эти промежутки (максимум до 30 см), но взрывание в этом случае следует вести с применением детонирующего шнура.
По данным зарубежных исследователей, для получения наибольшего эффекта гладкого взрывания расход ВВ на 1 м заряженной части шпура должен составлять в среднем 0,25—0,30 кг. Такой малой концентрации заряда при использовании обычных патронов добиться весьма затруднительно, так как может произойти неравномерный отры*в пороты. До освоения производства гуритовых зарядов в Швеции и Норвегии поступали следующим образом. Патроны динамита диаметром 25 мм ,разрезали вдоль и привязывали к деревянному стержню на расстоянии 5—10 см 165
один от другого. Взрывание обычно производилось с применением детонирующего шнура.
Следует отметить, что изготовление таких стержневых зарядов является трудоемким, дорогим и требует особой осторожности по условиям техники безопасности. По этим причинам от стержневых зарядов в настоящее время на большинстве зарубежных строек отказались.
Опыты, проведенные трестом Кривбаосшахтопроходка по рекомендации института ЦНИИподземшахтострой, показали, что применение цельных зарядов ВВ из патронов диаметром 32 мм в оконтуривающих шпурах малого диаметра позволило сэкономить 18 руб. на 1 м ствола. Еще большего эффекта можно ожидать от применения детонитов в контурных шпурах.
Излишняя концентрация заряда по длине контурного шпура может быть ком пен сир сив ан>а снижением коэффициента заряжания путем увеличения диаметра шпура до 50 мм при -стандартном диаметре патронов. Первые ко дну шпура один-два патрона могут иметь диаметр 45 мм, а остальные должны быть диаметром 32 мм и уложены рассредоточенно с интервалами 3—7 см или более в случае применения детонирующего шнура. В качестве ВВ целесообразно применять аммониты № 7, № 8, ПЖВ-20, В-3, обладающие сравнительно низкой скоростью детонации и относительно малым бризантным действием.
Представляет интерес использование в контурных шпурах обычного диаметра специальных сортов аммонита — №14, № 15 и нефтяного № 1. Эти аммониты обладают наиболее низкой скоростью детонации (1800—2500 м!сек) и малой бризантностью (7—11 мм).
При применении детонитовых патронов ВВ, выполненных по специальному заказу, диаметр шпуров можно принимать 32— 35 мм, что позволит сократить продолжительность бурения.
Как показали различные исследования, расстояние между контурными шпурами не является определяющим при гладком взрывании. Главным оказывается отношение этого расстояния к линии наименьшего сопротивления. Можно считать установ-а
ленным, что относительное расстояние т = должно находиться в пределах 0,8—1,0, при этом чем крепче породы, тем расстояние меньше. При применении гуритовых зарядов в крепких малотрещиноватых породах зона, в которой высота выступов породы не превышает 5—7 см, обеспечивается при расстоянии между шпурами а = 50-н70 см и линии наименьшего сопротивления Ц7=50-:-80 см. Чем меньше расход ВВ на 1 л* шпура, тем меньше следует принимать W.
Для трещиноватых и нарушенных пород а = 80 *100 см. Не имеет смысла бурить шпуры слишком близко один к другому, поскольку это лишь незначительно улучшает показатели, а из-за 166
отклонения шпуров от заданного направления при бурении и наличия трещин частое расположение шпуров может оказаться менее благоприятным, чем при расстоянии между ними 80 см.
В тех случаях, когда требуется обеспечить малый радиус закругления выработки, например в сопряжении свода со стенами, целесообразно бурить промежуточные шпуры, оставляя их незаряженными, так чтобы расстояние между заряжаемыми шпурами сохранялось 60—80 см. В зависимости от формы выработки между заряжаемыми шпурами может быть пробурено от одного до четырех незаряжаемых шпуров.
Особое значение имеет расстояние между контурными шпурами и кровлей выработки. Следует стремиться к максимальному сокращению этого расстояния (до 5—6 см), не выводя в данном случае шпуры вверх за пределы контура выработки.
При гладком взрывании заряды в контурных шпурах должны взрываться последними, с тем чтобы не было помех отрыву породы в сторону освобожденной поверхности забоя. Интервал времени между взрывом отдельных зарядов должен быть как можно меньше, так как из-за малого расстояния между шпурами заряды могут сдетонировать, что ухудшит эффект взрыва. Уменьшение интервала времени может быть достигнуто применением электродетонаторов мгновенного действия, однако при большом количестве зарядов в забое (наличие врубовых, вспомогательных, отбойных и контурных шпуров) применение электродетонаторов мгновенного действия для контурных зарядов не может быть рекомендовано. Наилучшим решением является использование электродетонаторов короткозамедленного действия, причем для контурных зарядов целесообразно применять детонаторы с одной ступенью замедления.
Разброс времени срабатывания должен быть минимальным; если он будет 100 мсек, то трудно гарантировать одновременный взрыв всех зарядов, поскольку заряды, взорвавшиеся в первую очередь, могут вызвать взрыв в соседних зарядах раньше, чем сработают электродетонаторы. Поэтому для гладкого взрывания в условиях подземных выработок могут быть использованы лишь 'короткозамедленные детонаторы, разброс которых составляет: для замедления 25 и 50 мсек — до ±10 мсек; для замедления 75 мсек — от —10 до +15 мсек; для замедления 100 мсек — от —5 до +30 мсек; для замедления 150жсек — от —15 до +45 мсек и для замедления 250 мсек — до ±50 мсек. В некоторых случаях при большом количестве шпуров могут быть применены и электродетонаторы замедленного действия с замедлениями 0,5; 0,75 и 1 сек, при которых разброс времени срабатывания может достичь 100 мсек.
При правильном применении метода гладкого взрывания результаты оказываются весьма благоприятными. По периметру
выработки видны следы шпуров, выступы между этими следами незначительны по величине. На рис. 75 показаны выработки, пройденные с применением гладкого взрывания на ГЭС Стор-норрфорс в Швеции.
Одной из разновидностей метода гладкого взрывания является предварительный откол .породы; сущность такого способа заключается в следующем.
По периметру забоя пробуривают скважины диаметром 50—60 мм на расстоянии 45—60 см одна от другой. В первую
Рис. 75. Результат применения гладкого взрывания в одной из подземных выработок в Швеции
очередь взрывают рассредоточенные заряды в этих скважинах и образуют щель по всему периметру, после 'чего обычным способом— скважинами, расположенными на достаточном удалении одна от другой, производится разработка всего забоя (рис. 76).
Образовавшаяся щель получается очень ровного очертания, а после разработки всего забоя вертикальные стенки имеют ровную поверхность (рис. 77).
Предварительным отколом породы можно обеспечить ровную поверхность не только уступов и стен, но, вероятно, и кровли выработки. Для сводчатой части выработки в этомслу-, чае следует изменить порядок взрывания — начинать с контурных зарядов, затем вруба и далее продолжать взрыв в обычном 168
Злряд
Рис. 76. План расположения шпуров в уступе при применении предварительного откола породы:
/ — шпупы диаметром 63 мм чеосз 45—(,.) см для образования щели; 2 — забойка длиной 1.8 л; 3 — патроны диаметром 32 и 3S .и и (присоединялись через 30 см друг от друга к детонирующему шнуру); 4 — два патрона динамита диаметром 50 мм. Цифрами на схеме указана последовательность взрывания зарядов в уступе
Рис. 77. Вид поверхности породы после взрыва по методу предварительного откола породы
порядке. При этом заряды в шпурах первого от контурного ряда должны задаваться повышенными из условия обеспечения надлежащей кусковатости породы. Расстояние между первым рядом и контурными шпурами должно приниматься не более 50 см.
Расчет зарядов в шпурах при предварительном отколе породы можно произвести на основе теории распространения взрывных импульсов в породе. Используя некоторые положения такой теории [94], можно рекомендовать следующий упрощенный метод расчета зарядов.
Для обеспечения взрыва зарядов в двух соседних заряженных шпурах, который не вызовет раздробления породы на этом участке, а лишь приведет к образованию сквозных трещин, необходимо в первую очередь выполнить два основных условия.
1. Давление в шпуре в момент взрыва не должно превосходить предел прочности породы на сжатие, т. е. Рв</?с. Можно установить следующие пределы — 0,8/?с < Рв /?с.
2. Давление Т на участке породы между двумя шпурами (направлено перпендикулярно линии, соединяющей шпуры), в которых произведен взрыв зарядов, должно превысить временное сопротивление породы растяжению /?р, т. е.	Пределы для Т
могут быть заданы следующими (верхний предел вводится для уменьшения сейсмического эффекта) — 1,2/?р < Т <Л,6/?Р.
Обычно для горных пород Rc = (30 60) /?р.
Для определения Рв может быть рекомендована формула
Л = ро	, кг;см\	(V, 25)
где Pq — давление на фронте волны детонации. Для аммонита АП-1 Ро = 3,3 • 104 кг] см2, для аммонитов № 6 и № 7 — 5,8 • 104 кг)см?, для тротила — 2 • 105 кг]см2\
/п — длина патрона ВВ, см\
Zj -- расстояние между центрами патронов в шпуре, см\
гп — радиус патрона ВВ, см\
гш — радиус шпура, см.
Из условия Рв<С/?с, используя формулу (V, 25), можно определить (при всех прочих заданных факторах) 1} (при рассредоточенном заряде), /п или гп.
Для определения Т можно рекомендовать следующую формулу:
Т = >РВ ]/2Гп, кг^мг,	(V, 26)
где v — коэффициент Пуассона для породы, равный 0,1—0,3;
а—расстояние между осями шпуров, см\
ап— постоянная поглощения, обычно ап = 0,03.
Из условия Т /?р, используя формулу (V, 26), можно определить величину а или, например, меняя а, подобрать такое значение Г, которое удовлетворит этому условию.
Одним из способов, обеспечивающих ровный контур выработки, является разработка забоя с оставлением недоборов породы толщиной 20—30 сл!. Ликвидация этих недоборов может осуществляться на достаточно большом расстоянии от забоя, не мешая основной проходке, темпы которой могут быть ускорены, поскольку в этом случае не требуется строго выдерживать проектное очертание сечения выработки. Недоборы породы могут разрабатываться взрывным способом с расположением продольных зарядов по методу гладкого взрывания. В этом случае работы облегчаются и можно добиться большей точности, поскольку недоборы ликвидируются одними лишь контурными зарядами, для взрывания которых можно применить электродетонаторы мгновенного действия. К недостатку этого способа следует отнести дополнительный вид работ и сложность проведения взрывных работ на разных участках одной выработки.
Ликвидация недоборов может производиться и гидравлическим способом с помощью струи воды под высоким давлением. Очень тонкая струя воды, подаваемая на забой под давлением 500—1000 сипи, способна с большой скоростью разрезать самые крепкие породы на определенную толщину. Этот способ, находящийся в стадии доработки, вероятно, может 'найти применение и при производстве работ по выравниванию контура выработок.
Глава VI
ПОГРУЗКА И ТРАНСПОРТИРОВАНИЕ ПОРОДЫ
При проходке выработок большого сечения погрузочно-транспортные работы занимают 45—90% продолжительности цикла, поэтому результаты горнопроходческих работ в значительной степени зависят от правильного выбора оборудования для погрузки и транспортирования породы, а также от схемы организации этих работ.
§ 16. ПОГРУЗОЧНОЕ И ТРАНСПОРТНОЕ ОБОРУДОВАНИЕ
Погрузочное оборудование
Основным, наиболее производительным погрузочным оборудованием для работы в подземных выработках большого сечения являются экскаваторы. Многочисленными исследованиями, проведенными в Советском Союзе и за рубежом, подтверждено, 171
что применение экскаваторов в подземных выработках большого сечения в настоящее время значительно эффективнее, чем использование любого другого погрузочного оборудования. Подавляющее большинство крупных подземных сооружений построено с помощью экскаваторов с ковшами емкостью 0,5—Зя3. На рис. 78 показан экскаватор в подземном машинном здании Арзнин'ской ГЭС (СССР).
В подземных условиях для погрузки скальных пород различной кусковатости могут быть использованы экскаваторы Э-2005, Э-1251, Э-801, Э-652 и Э-504 (табл. 31).
Таблица 31
Тип экскаватора	Емкость ковша, м1	Мощность основных элекгродвшателеи, кит	Минимальные размеры выработки, м	
			ширина	высота
Э-2005	2	100 и 175	18	14
Э-1251	1,25	85	12	10
Э-801	0,8	Дизельный 80 л. с.	10,5	7,5
Э-652	0,65	То же	10	7
Э-504	0,5	45	10	7
Примечание. На экскаваторах типа Э-652 по специальному заказу могут быть установлены электрические двигатели.
Эти экскаваторы не полностью отвечают требованиям подземного строительства, а габаритные размеры их велики. Специальные подземные экскаваторы имеют некоторые особенности: укороченная стрела, меньший радиус поворота задней части платформы за счет сокращения длины платформы и добавления противовеса для сохранения устойчивости, укороченный передний конец гусениц по сравнению с задним концом для обеспечения условий подчистки подошвы выработки.
С 1962 г. в СССР начат серийный выпуск подземных экскаваторов типов ЭП-1 и Э-7515, показавших наилучшие результаты на производственных испытаниях
Экскаватор ЭП-1 изготовлен на базе экскаватора Э-801. Емкость ковша 1 ж3, мощность электродвигателя 55 кет. Экскаватор работает в выработках шириной не менее 10 м и высотой не менее 6 м (при пологом своде).
Экскаватор Э-7515 (Э-6514) с ковшом емкостью 0,75 м3 имеет индивидуальные электроприводы подъема, надэра, поворота (по 28 кет), хода управления ковшом и др. Стрела экскаватора может быть установлена под различными углами наклона к горизонту. Минимальные размеры выработки со сводчатой кровлей: ширина 7 м, высота 6 ж. На строительстве туннелей Ну-рекской ГЭС при погрузке породы в автосамосвалы МАЗ-205 172
экскаватор Э-7515 при угле поворота стрелы 120° обеспечивал производительность до 25 м3/ч породы в плотном теле. Как показал опыт применения экскаваторов Э-7515, они имеют некоторые недостатки, главными из которых являются малая мощность напорной группы двигателей, невозможность подчистки забоя под ковшом из-за выдвинутых вперед гусениц и отодвинутой назад кабины, малая прочность отдельных деталей, трудность смазки центрального подшипника поворотной платформы.
Рис. 78 Экскаватор в подземном машинном здании Арзнинской ГЭС (СССР)
В некоторых зарубежных странах серийно выпускается ряд подземных экскаваторов. Наиболее совершенными из них являются Ландсверк L-67 (Швеция) с ковшом емкостью 0,9 м3 и Бюсайрус 32-В и 44-В (США) с ковшом емкостью соответственно I и 1.5 я3. Применяют также переоборудованные для подземных работ экскаваторы с ковшами емкостью 2—3 я3.
С целью ^повышения интенсивности проходческих работ в выработках большого сечения целесообразно создать отечественна
ные подземные экскаваторы с ковшами емкостью более 1 м\ а также модернизировать экскаватор типа Э-2005 для более эффективного использования его в подземных условиях.
На погрузке мелкодробленной скальной породы в узких местах камерных выработок большого сечения могут быть использованы ковшовые тракторные погрузчики Т-157, Д-388, Д-442, ОТ-56А и др. Так, например, на строительстве подземного машинного здания Храмской ГЭС-2 в 1961 г. при погрузке породы на нижнем горизонте были использованы тракторный погрузчик
Рис 79 Схема погрузчика с разгрузкой ковша вперед
типа Т-157 на тракторе С-80 и автосамосвалы МАЗ-205. Наибольшая производительность погрузки составила 34 м3/ч.
Погрузчики Т-157 и Д-388 разгружают ковш назад, а погрузчик ОТ-56А — вперед. Последняя схема более удобна для заполнения ковша, но при разгрузке в кузов автосамосвала требует разворота погрузчика на большой угол. Схема погрузчика с разгрузкой ковша вперед показана на рис. 79.
Погрузчики Д-388 и ОТ-56А могут быть использованы и в качестве бульдозеров при подборке породы и зачистке подошвы.
За рубежом в выработках большого сечения также применяют несколько типов ковшовых тракторных погрузчиков, наи-174
более рациональными из которых являются американские погрузчики «Катерпиллер Д-6», «Катерпиллер-977», «Пайлодер Н-ЮО», «Эймко-105» и «Эймко-123» с ковшами емкостью 1,2— 2 я3. Имеются и погрузчики, ковш которых выполнен без боковых листов и разгружается наклоном в левую или правую сторону, что позволяет избежать разворота машины во время разгрузки, как это имеет место при схеме, приведенной на рис. 79.
Бульдозеры в широких выработках целесообразно использовать не только для подгребки породы, но и для перемещения ее на расстояния до 30 я к воронкам. Из отечественных бульдозеров могут быть использованы Д-271, Д-259А и Д-159Б. Следует, однако, отметить, что отвалы этих бульдозеров для работы на скальных породах имеют недостаточную прочность и должны быть усилены.
Институтом горного дела АН Казах. ССР разработан, а Челябинским заводом дорожных машин им. Колющенко изготовлен опытный образец универсального подземного бульдозера БП-1 на тракторе С-100ГП. Отвал длиной 3,4 я имеет армированную нижнюю кромку. Для повышения дальности транспортирования породы ИГД АН Казах. ССР разработана конструкция отвала длиной 3,06 м, причем средняя часть отвала длиной i,9 я прямолинейная, а края отвала повернуты вперед на 30° и выдвинуты на 0,6 я. Бульдозер с таким отвалом (модель БП-2) может перемещать породу на длину до 60 я, а при ровной по дошве выработки — до 100 я.
Бульдозеры, применяемые в подземных условиях, рекомендуется оборудовать газоочистителями или дизельный двигатель заменить электрическим, как это было сделано на одном из объектов Главтоннельметростроя и на Новомосковском гипсовом комбинате.
В конце 1962 г. на рудниках Ачисайского полиметаллического и Джезказганского горнометаллургического комбинатов начали проходить промышленные испытания подземные электротракторы ЭТ-100, изготовленные на Челябинском тракторном заводе. Трактор приспособлен для работы как бульдозер, погрузчик и полок. Трактор имеет ряд недостатков, который должен быть устранен при серийном выпуске.
В подсводном пространстве камерных выработок, а также при разработке отдельных ярусов основного массива породы может найти применение скреперная доставка породы к воронкам. Для этого случая можно рекомендовать гребковые литые скреперы емкостью 0.2—0,6 я3, совместно с двух- и трехбарабанными скреперными лебедками типа ЛСЭ мощностью 14—75 кет. Производительность таких скреперов до 5—7 я3/ч породы в плотном зеле. Может быть также применен самоходный скреперный грузчик ГСС-1 Копейского завода.
При послойной разработке породы, когда размеры забоев не позволяют разместить в них экскаваторы, целесообразно использовать погрузочные машины усиленной конструкции, установленные на гусеничном ходу. Такие машины могут грузить породу не только в вагонетки, ню и непосредственно в автосамосвалы без перегружателей. Машины такого рода выпускаются ковшовыми и с нагребающими лапами, производительность их составляет до 50 м3/ч в плотном теле (при непрерывной погрузке).
Отечественной промышленностью .предусматривается серийное изготовление различных типов машин с нагребающими ла-
Рис. 80. Погрузка породы ковшовой машиной на гусеничном ходу в самоходную вагонетку
пами. Машины могут работать на скальных породах с крупностью кусков до 60 см. К таким машинам относятся ПНБ-3 (на базе «Кривбасс-250», 18НБГ) и ПНБ-4 (на базе ПНР-1).
Машины с нагребающими лапами целесообразно применять для погрузки породы из отвалов высотой до 5 м (поскольку при большей высоте возникает опасность обрушения породы на машину в процессе погрузки) при непрерывном транспорте, например при погрузке на конвейер. За рубежом машины на гусеничном ходу с нагребающими лапами изготовляются в различных странах, наибольшее распространение получили машины фирмы Джой (США).
В настоящее время в Советском Союзе серийно выпускаются высокопроизводительные электрические ковшовые погрузочные машины МПР-6 и ППМ-4м на рельсовом ходу, которые также могут найти применение на отдельных этапах работ. Следует от-176
метить, что в выработках большого пролета целесообразнее применять ковшовые машины на гусеничном ходу (рис. 80).
За рубежом при проходке выработок большого сечения также используются мощные погрузочные машины с конвейерами (фирмы Эймко, Атлас-Копко, Конвей).
Транспортное оборудование
Наиболее рациональным видом транспортного оборудования при проходке выработок большого сечения являются автосамосвалы, которые обладают по сравнению с другими видами транспорта высокой грузоподъемностью, мобильностью и значительной производительностью.
Для работы в подземных выработках могут быть рекомендованы следующие новые автосамосвалы, выпускаемые с 1962 г. отечественными заводами: БелАЗ-540 грузоподъемностью 27 т, КрАЗ-222 грузоподъемностью 10 т, МАЗ-503 грузоподъемностью 7 т. С 1963 г. предусмотрен серийный выпуск усовершенствованных автосамосвалов грузоподъемностью 10 т с повышенной мощностью двигателей (МАЗ-510 и КрАЗ-256), а также машин грузоподъемностью менее 7 т. Все перечисленные автомашины (кроме КрАЗ-222) оборудованы четырехтактными дизельными двигателями, в выхлопных газах которых содержится сравнительно небольшое количество вредных примесей.
Наряду с автосамосвалами намечается серийное производство седельных одноосных тягачей с полуприцепами различной грузоподъемности, которые могут найти широкое применение в подземных условиях. В связи с этим представляет интерес тягач с балансирным полуприцепом конструкции ВНИИстрой-дормаша, имеющий малый радиус поворота,.
Для транспортирования породы в подземных условиях за рубежом широко распространены думперы (думпторы) —челночные автосамосвалы с поворотным управлением (рис. 81) с кузовом емкостью 1—6 м3. Водитель думпера имеет возможность поворачиваться с сиденьем и механизмами управления на 180° без разворота всей машины и вести ее одинаково удобно при движении ка-к вперед, так и назад. Это преимущество имеет большое значение при проходке сравнительно узких выработок, в которых затруднен разворот автомашин. К достоинствам думперов по сравнению с обычными автосамосвалами относятся также возможность работы в более тяжелых условиях (благодаря Наличию мощных двигателей, усиленной рамы, усовершенствованной подвески колес и др.), простая система выгрузки и возвращения кузова в исходное положение, более высокая маневренность и скорость движения при небольшом расстоянии транспортирования, меньший коэффициент тары.
12 В. М Мостков	177
С 1957 г. строительные организации Главдорстроя 'применяют на земляных работах венгерские думперы типа ДР-50 с кузовом емкостью 3 л!3 и дизельным двигателем мощностью 60 л. с. Для подземных работ может быть рекомендован новый венгерский думпер с.кузовом емкостью 6 л3. Опытный экземпляр такого думпера, оборудованного четырехтактным дизельным двигателем мощностью 125 л. с., изготовлен заводом. Думперы наиболее эффективны в сравнительно коротких выработках (до 1 /си).
В Советском Союзе конструкции думперов грузоподъемностью 5 и 10 т разрабатывает Минский автозавод, Ульяновский автозавод работает над созданием думпера малой емкости.
Рис. 81. Разгрузка думпера
В выработках большого сечения длиной от поверхности не более 500 м или в камерных выработках, соединяемых с поверхностью многочисленными короткими ходами (т. е. при наличии интенсивного воздухообмена), автомашины могут быть применены без оборудования специальными газоочистителями. В этом случае требуется лишь повысить приток свежего воздуха с поверхности, что достигается увеличением мощности вентиляторных установок. При всех других условиях подземной эксплуатации (т. е. в большинстве случаев) автосамосвалы, экскаваторы, бульдозеры и другие машины с дизельными или бензиновыми двигателями должны быть оборудованы фильтрами для очистки выхлопных газов.
Для дизельных двигателей наиболее простая конструкция фильтра основана на принципе мокрой очистки газов химическими растворами. Работы по созданию таких газоочистителей в Советском Союзе проводились рядом организаций, наиболее 178
результативными оказались исследования Н. 3. Битколова и Т. Ф. Мирошниченко (5]. Разработанный ими очиститель для автосамосвала МАЗ-205 имеет размеры 900X600X530 мм. Вес очистителя с залитым раствором равен 180—200 кг. Работа его основана на принципе контакта выхлопных газов с 10%-ным раствором двууглекислого натрия или с 7,5%-ним раствором сульфата натрия. Очиститель требует 200 л раствора в сутки. Устанавливается он с левой стороны по ходу автомашины вместо запасного топливного бака. Перед установкой очистителя система топливо-воздушной подачи регулируется в соотношении 1 : 20.
С 1962 г. эти очистители применяются трестом Гидроспец-строй на строительстве подземных сооружений Нурекской ГЭС. Опыт работы показывает, что вредные примеси в выхлопных газах осаждаются и растворяются. Альдегиды поглощаются на 90—95%, окислы азота на 40—45%, сернистый газ — полностью. На окись углерода очиститель почти не реагирует. Общее снижение токсичности составляет около 65%, что позволяет примерно в три раза уменьшить подачу свежего воздуха при вентиляции туннелей во время погрузки породы. Для обеспечения санитарной нормы при работе автосамосвала, оборудованного этим очистителем, требуется на одну машину подавать^4 м3[сек свежего воздуха, т. е. 2,4 м31мин на 1 л. с. мощности двигателя.
К недостаткам описанного фильтра следует отнести отсутствие реакции раствора с окисью углерода, относительно большой размер и вес конструкции, а также наличие некоторых пока еще не устраненных недоделок.
Содержание окиси углерода уменьшается при окислении ее в присутствии специального катализатора или при превращении •(в процессе горения при высокой температуре) в углекислый газ при дополнительной подаче сжатого воздуха или кислорода. Конструкция подобного «дожигателя» разработана французской фирмой «Окси Франс». Очиститель весом 30—80 кг представляет собой металлический ящик, в котором смонтированы катализаторы (оксикаты) из керамического материала, покрытые тонкой пленкой сплава платины и окиси алюминия. Обтекая катализаторы, несгоревшие остатки выхлопных газов окисляются, выделяя водяной пар и углекислый газ. Очистители выпускаются серийно для четырехтактных дизельных и бензиновых двигателей мощностью до 250 л. с.
Очистители «Окси Франс» имеют существенные недостатки: ограниченный срок службы (4—6 месяцев), очень большая стоимость (до 700 руб.), неприемлемость для двухтактных двигателей; неполные улавливание окислов азота и окисление СО. Поэтому такие фильтры не могут быть рекомендованы к повсеместному применению в отечественных подземных выработках.
Московская экспериментальная лаборатория Центрального 12*	179
института топливной аппаратуры в 1962 г. разработала катали-тичеокий нейтрализатор для 'бензиновых двигателей, устанавливаемый взамен глушителя. Опытный экземпляр такого очистителя на автомашине ЗИЛ-164 проходит эксплуатационные испытания. Заслуживает внимания работа Уральского филиала АН СССР по созданию конструкции газоочистителя на базе использования принципа «кипящего слоя» в аппарате для дожигания выхлопных газов. Весьма перспективными являются фильтры, разработанные институтом Унипромедь; опытные экземпляры таких фильтров уже изготовлены. В очистителях-дожигателях наиболее сложным является создание устойчивого температурного режима для дожига выделяющихся вредных примесей при сгорании топлива, поскольку это обеспечивается лишь при температуре не'ниже 700° С.
Отсутствие серийно выпускаемых фильтров тормозит широкое применение дизельных или бензиновых двигателей при подземных работах.
В отдельных случаях могут использоваться электроавтомо-били — контактные и аккумуляторные, не требующие усиления вентиляционных устройств.
Троллейно-кабельный автосамосвал ТКАС-5 изготовлен на базе автосамосвала МАЗ-205. Дизельный двигатель машины заменен электрическим мощностью 54 кет. Коробка скоростей, муфта сцепления и трансмиссия оставлены без изменения. Для самосвала сконструирована специальная токосъемная тележка, а при удалении от контактной сети питание самосвала осуществляется гибким кабелем. Емкость кабельного барабана равна 100 ж, такшм образом при разворотах и погрузке автосамосвал работает как кабельная машина.
Аккумуляторный автосамосвал может быть изготовлен по типу электробуса, выполненному по чертежам института НАМИ. В этом случае дизельный двигатель автосамоовала заменяется электрическим (например, от вагонов метро), питание производится от аккумуляторных батарей.
Некоторое применение для коротких выработок больших сечений могут найти также самоходные вагонетки, питаемые от электросети или аккумуляторов. Самоходные вагонетки имеют небольшую длину хода (100—250 м) и работают без разворота —• челночным способом. Грузоподъемность вагонеток составляет 10—20 т. Изготовлены опытные образцы отечественных самоходных вагонов (электрические ВСД-10, ВС-20 и другие, дизель-электрические на 15 и 20 т); в дальнейшем предусмотрен их серийный выпуск.
В коротких выработках может быть использован и конвейерный транспорт. В этом случае приемный бункер с переходным звеном конвейера устанавливается над основным конвейером и 180
перемещается над «им по рельсам. Длина переходного звена составляет 30—40 м, что обеспечивает откатку приемного бункера от забоя во время взрыва, а также сокращает до одного-двух раз в неделю наращивание новых звеньев конвейера.
Применение электроавтомобилей, самоходных вагонеток и конвейеров в подземных сооружениях большого сечения не является оптимальным решением. Эффективность и маневренность такого вида транспорта ниже, чем автосамосвалов, оборудованных газоочистителями.
В выработках большого сечения при нецелесообразности устройства горизонтального или слабонаклонного подхода, используемого для транспортирования породы на поверхность, можно применить следующие решения:
подъем и спуск по стволу автосамосвалов или вагонов большой грузоподъемности в специальных клетях. Такая схема была применена при строительстве туннелей ГЭС Ниагара и Хьялта, однако следует отметить, что она является сложной и дорогостоящей;
скиповой подъем породы. В стволе устраивается отделение для скипа; авто'самосвалы, работающие в подземной выработке, разгружаются в бункер скипа и возвращаются к экскаватору.
Скиповой подъем породы в сочетании с автосамосвалами конкурирует с рельсовым транспортом, который, в свою очередь, может быть применен при разработке отдельных участков камерных выработок (направляющие ходы, передовые штольни и др.). При рельсовом транспорте должна быть обеспечена выдача породы в вагонах на поверхность: по горизонтальной выработке, в клетях по стволу или путем (перегрузки ваганов в скиповой подъем.
Поскольку производительность погрузки в выработках большого сечения, как правило, является достаточно высокой ввиду значительных объемов открытых скальных работ, вагоны и локомотивы должны выбираться большой емкости и силы тяги. Загрузка вагонов обычно осуществляется погрузочными машинами, но для повышения производительности работ не исключена и экскаваторная погрузка породы. На рис. 82 показана погрузка породы экскаватором с обратной лопатой в вагоны емкостью 2 м3. На Новомосковском гипсовом комбинате вагоны грузоподъемностью 2 т загружали экскаватором ОМ-201, а на Джезказганском руднике- вагоны грузоподъемностью 7 т — экскаватором Э-1003.
За последние годы отечественная промышленность (Александровский и Торецкий заводы) выпускает новые усовершенствованные контактные электровозы серии КР-1 и КР'2 сцепным весом 7, 10 и 14 т, а также особо мощные электровозы сцепным весом 20 и 25 т. На Александровском заводе изготовляются также новые аккумуляторные электровозы серии АРП-4 оцеп-181
ньим несом 12 и 24 т. Электровозы сцепным весом 20—25 т могут транспортировать до 25 пятитонных вагонеток, т. е. состав общим весом до 200 т. Это позволит при разработке основного массива камерной выработки применить и большие думпкары грузоподъемностью до 60 т.
Наряду с электровозами для откатки вагонов рекомендуются дизелевозы мощностью до 100 л. с. Применение дизелевозов (оборудованных газоочистителями) требует некоторого развития вентиляционных устройств, однако позволяет сократить капитальные затраты на откатку по сравнению с аккумуляторными электровозами, а отсутствие контактной сети и возможности поражения электротоком является большим преимуществом дизе-левозов по сравнению с контактными электровозами.
§ 17. ОРГАНИЗАЦИЯ РАБОТ ПО ПОГРУЗКЕ И ТРАНСПОРТИРОВАНИЮ ПОРОДЫ
В выработках большого сечения наиболее характерной является погрузка породы экскаваторами в автосамосвалы. Как отмечалось выше, применение погрузочных машин, вагонеток, троллейвозов, конвейеров, носит эпизодический характер и целесообразно лишь во вспомогательных выработках.
Организация подземных работ с применением погрузочных машин, рельсового и конвейерного транспорта разработана достаточно подробно на практике и изложена в специальной литературе; специфический интерес для выработок большого сечения представляет экскаваторная погрузка породы в сочетании с безрельсовым транспортом.
После проветривания забоя и предварительной оборки породы до установки экскаватора в забое разбросанную породу подгребают бульдозером к отвалу. В дальнейшем в процессе погрузки бульдозер периодически подгребает породу, подчищает подошву и выравнивает поверхность рабочей площадки экскаватора для обеспечения свободного проьхода автомашин. Большие рытвины засыпают щебнем и крупнозернистым песком и также выравнивают бульдозером.
Экскаватор обычно устанавливают в крайнее положение по отношению к оси выработки, например левое, так чтобы при повороте его вправо платформа не могла коснуться стенок выработки. Зазор между крайней точкой платформы экскаватора в повернутом на 90° положении и стенкой выработки должен быть не менее 0,4 м. Автомашина подается задним ходом к забою и устанавливается вблизи экскаватора. В широких выработках автосамосвал размещается на таком расстоянии от экскаватора, чтобы стрела его при разгрузке ковша располагалась примерно перпендикулярно оси выработки. Разгрузка ковша осу-182
ществляется при движении его вдоль кузова автомашины. В более тесных выработках автомашина располагается позади экскаватора сбоку от него.
Малогабаритный погрузчик типа ОТ-56А, помогая экскаватору, грузит в автомашину отдельные откатившиеся куски породы, а также используется на работах по зачистке после окончания погрузки породы экскаватором.
Рис 82. Загрузка вагонов экскаватором с обратной лопатой в подземной выработке
Для уменьшения простоев экскаватора порожний автосамо-звал, развернутый в положение под погрузку, должен находиться позади экскаватора и ожидать конца загрузки очередной автомашины. Как только загруженная машина отъезжает от забоя, порожняя машина задним ходом подается к экскаватору. Во время отсутствия машины экскаватор подготовляет горную массу для погрузки.
В выработках шириной 1,8/м, где /м—длина машины, порожний автосамосвал целесообразно разворачивать своим ходом. В более узких выработках для разворота автомашин необходимо принимать специальные меры или использовать близлежащие выработки или ниши.
Наиболее простым средством для разворота автомашин является металлический лист длиной 4—6 м, шириной 2—3 м и толщиной до 15 мм, укладываемый на выровненную песком подошву выработки на расстоянии примерно 20—30 м от экскаватора. Переднюю часть машины, находящуюся на листе, оттаскивают от забоя лебедкой грузоподъемностью 1,5—2,5 т. Продолжительность этой операции составляет 2—4 мин, схема разворота машины показана на рис. 83; такое решение рекомендуется при ширине выработок 1,8/к, > b > 1,4/м.
В узких выработках (b < 1,4/м) следует переходить на думперы, а в узких и коротких выработках — на самоходные ваго-
Рис. 83. Схема погрузки породы экскаватором в туннеле большого сечения: / — экскаватор; 2 — автосамосвал; 3 — бульдозер; 4 — плита для разворота; 5 — лебедка
нетки или конвейерный транспорт. В этих условиях автосамосвалы целесообразны лишь при длине выработок (или подхода к ним) до 100 м, когда машины прямо с поверхности могут задним ходом подъезжать к забою. При ширине выработок 1,4/м> 6 >1,2/м можно не ограничивать их длину для применения автосамосвалов, а использовать упрощенный поворотный круг с лебедкой по типу, сконструированному на Волгоградской ГЭС для разворота тяжелых трансформаторов.
Для расчета погрузочных работ и обеспечения их эффективности необходимо выбрать тип экскаватора, определить его эксплуатационную производительность, правильно подобрать соотношение между емкостями ковша экскаватора и кузова автомашины, а также вычислить количество автомашин для обслуживания экскаватора.
Вопрос выбора типа экскаватора имеет первостепенное значение. Как следует из рис. 14, для выработок сечением 80 м* повышение емкости ковша экскаватора с 1,0 до 1,35 м3 позво-184
ляет увеличить скорость проходки на 25%, для /выработок сечением 100—110 м2 применение экскаватора с ковшом 2,3 м2 вместо 1,35 м3 повышает скорость проходки на 35%, а для выработок сечением 150 м2 при экскаваторе с ковшом емкостью Зм3 вместо 2,3 я3 скорость проходки увеличивается примерно на 25%. Таким образом, повышение емкости ковша экскаватора приводит к резкому увеличению скорости проходки.
Выбор типа экскаватора связан с габаритными размерами выработок (см. табл. 31). При выборе типа экскаватора следует сравнить варианты применения экскаваторов с большим ковшом, для которого заданные размеры выработки являются минимальными, и экскаватора с ковшом несколько меньшего объема при условии более свободного размещения в этой выработке.
Например, если выработка имеет ширину 12 ж и высоту Юж, то надлежит сравнивать экскаватор Э-1251 с ковшом емкостью 1,25 ж3 и экскаватор ЭП-1 с ковшом емкостью 1 ж3. Минимальные размеры выработки для первого экскаватора совпадают с заданными, а для второго экскаватора минимально необходимые размеры меньше (ширина 10 ж и высота 6 ж) и он будет работать в более свободных условиях. В данном случае скорость проходки выработки с экскаватором Э-1251 окажется несколько ниже, чем при экскаваторе ЭП-1.
Это положение объясняется следующим. Минимальные размеры выработок относятся к условиям размещения автосамосвала сзади экскаватора, что увеличивает угол поворота стрелы и удлиняет продолжительность цикла экскаватора. В более свободных выработках автосамосвал может устанавливаться сбоку от экскаватора и продолжительность цикла окажется наименьшей. Влияние угла поворота стрелы на продолжительность цикла работы экскаватора в подземных условиях и скорость проходки выработок мюгут быть проиллюстрированы практическими данными, приведенными в табл. 32.
Таблица 32
Угол поворота стрелы экскаватора, град	90	120	150	180
Относительная продолжительность цикла работы экскаватора	1,0	1,15—1,25	1,3—1,4	1,4—1,7
Относительная скорость проходки выработки		1,о	0,95—0,90	0,9и—0,85	0,85—0,80
Следовательно, при применении экскаватора Э-1251 в выработке, имеющей минимальный для него размер; скорость проходки может снизиться на 20% по сравнению с работой этого экскаватора в более просторной выработке. С другой стороны, уменьшение емкости ковша с 1,25 до 1 ж3 снизит скорость проходки не более чем на 15% и экскаватор ЭП-1вданной выработке окажется эффективнее.
При расчете проходческого цикла необходимо знать часовую эксплуатационную производительность экскаватора за рабочее время погрузки, а также его среднесменную часовую производительность в течение всей смены погрузки.
Время работы экскаватора в течение смены состоит из рабочего времени, различных непредвиденных простоев и продолжительности отдыха машиниста. В свою очередь, рабочее время слагается из продолжительности главных и вспомогательных процессов. К главным процессам относятся погрузка породы, подготовка отвала, ожидание порожняка, подготовительно-заключительные операции; к вспомогательным — зачистка подошвы, оборка кровли и стен, подборка породы в отвале бульдозером, ручная подкидка.
Средняя эксплуатационная производительность экскаватора за период рабочего времени может быть определена по формуле
п=--1_	(VI. 1)
/7Т + U7r +
где /7Т — наибольшая техническая производительность за чистое время погрузки, т
И7Г — грузоподъемность кузова автомашины, вагона, ггг, — продолжительность простоя экскаватора при обмене автомашины или вагона в забое, ч\
t2 — различные потери рабочего времени, отнесенные к 1 т породы, чт.
В знаменатель формулы (VI, 1) входит время погрузки 1 т породы. Это время слагается из продолжительности чистой погрузки, потерь времени на 1 т при обмене машин и прочих неизбежных потерь времени на 1 т.
Среднесменная эксплуатационная производительность /7С может быть подсчитана по формуле
= П, т;ч,	(VI, 2)
где ро—процент рабочего времени от всей продолжительности погрузки в смене, принимается 65—75%.
Среднее распределение рабочего времени внутри смены погрузки равно: погрузка 35%, ожидание порожняка и неизбежные простои 20%, вспомогательные работы 15%. ОстальныеЗО% времени смены в период погрузки уходят на непредвиденные простои, отдых, сдачу и прием смены.
По формуле типа (VI, 1) построена номограмма [76], приведенная на рис. 84, по которой можно определить среднюю эксплуатационную производительность погрузки за период рабочего 186
времени. Порядок пользования этой номограммой рассмотрим на двух примерах:
1. Погрузка породы осуществляется ковшовой погрузочной машиной в вагоны. Наибольшая производительность машины за время чистой погрузки /7Т = 85 т/ч, грузоподъемность вагона №г=8,2 т.
Задавая /1 = 0,09 ч/вагон и /2=0,0042 ч/т, находим /7 = 36 т/ч за период рабочего времени.
2. Погрузка породы осуществляется экскаватором в автомашины. Принимая /7т=290 m/ч, U7r = 15 т, /! = 0,058 ч/машину, /2 = 0,0045 ч/т, находим /7 = 84 т/ч.
Рис. 84. Номограмма для определения эксплуатационной производительности погрузочных работ
Эксплуатационная часовая производительность экскаватора в различных условиях может быть также определена по графикам, приведенным на рис. 85. Эти графики построены по опыту строительства сооружений в Швеции и отвечают осредненным показателям лучших проходок [6, 76]. По горизонтали отложены емкости ковша экскаватора, по вертикали — эксплуатационная производительность экскаватора, работающего в сочетании с автосамосвалами оптимальной грузоподъемности.
Кривая 1 относится к карьерам, кривая 2 — к подземным выработкам, кривая 3 — к погрузке в туннелях с уклоном примерно 1 : 8. Техническая производительность экскаваторов при непрерывной работе примерно в полтора раза выше эксплуатационной производительности, указанной на рис. 85.
Если размеры и условия -залегания подземных выработок не позволяют осуществить свободную работу экскаватора ,и затруднен разворот автомашин, соотношение между технической и эксплуатационной производительностью вместо 1,5 доходит до 2—3. Для одного и того же ковша экскаватора чем меньше грузоподъемность автомашины, тем больше это соотношение, что указывает на нецелесообразность работы экскаваторов с большим ковшом совместно с автомашинами малой грузоподъемности.
Одним из 'существенных вопросов организации погрузки породы является выбор соотношения емкостей ковша экскаватора и кузова автосамосвала. Неправильный выбор этой величины
Рис. 85. График для определения эксплуатационной производительности экскаваторов
Выработка автомашины за щего выражения:
может привести к чрезмерным простоям автомашины или к понижению производительности экскаватора, поломке рессор и кузова автомашины в результате удара породы при разгрузке ковша экскаватора.
Оптимальное соотношение емкостей ковша экскаватора и кузова автомашины (число ковшей породы, погружаемой в автомашину) может быть найдено по условиям получения минимальной себестоимости 1 ткм при транспортировании породы.
смену определяется из следую-
А = —~	, ткм,
(VI, 3)
где Г г — грузоподъемность кузова автомашины, т;
Т см— продолжительность смены, ч\
I —длина пробега груженой автомашины в один конец, юи;
Тоб — продолжительность оборота автомашины, определяемая по формуле
Л,б = ^з + ^	(VI, 4)
t3 — продолжительность рейса автомашины без учета времени стоянки машины под погрузкой, ч;
t4—продолжительность погрузки автомашины, включая подборку и подчистку отвала породы у забоя, ч.
Значения и t4 определяются по формулам:
^3 = v+^’	(VI, 5)
(VI, 6)
1 i т
где v — средняя скорость движения автомашин по туннелю, км,1ч;
t5— время, затрачиваемое на разгрузку автомашины и ее разворот у забоя (обычно равно 0,05—0,1 ч);
Пт —техническая производительность экскаватора
Пт = 1,5/7у, ф, (VI, 7)
П — эксплуатационная производительность экскаватора, ж3/ч; может быть определена по кривой 2 на рис. 85 в зависимости от емкости ковша экскаватора;
7 — объемный вес породы в плотном теле, т/л!3.
Себестоимость 1 ткм может быть выражена через где р — стоимость машиносмены автосамосвала, руб/смену.
Подставляя в это выражение значение Л, получаем
s = W	- РУб!ткМ.	(VI, 8)
Эта формула по овоей структуре аналогична выражению, выведенному акад. Л. Д. Шевяковым для определения себестоимости транспортных работ в горизонтальных горных выработках.
В соответствии с действующими нормами стоимость машиносмены зависит от грузоподъемности автосамосвала и условий его работы и может быть принята следующей:
Г рузоподъемность
автосамосвалов,
Wr, т......... 2,25	3,5	5	10	25
Пределы изменения
сметной стоимости
машиносмены р,
руб/смену .... 8—8,8 9,5—10,4	13,5—14,9 22,1—24,4 48,3—53,8
Зависимость р от WT может быть выражена формулой p = zW*, руб/смену, где а = 3,8 и £ = 0,8.
Подставляя значение р в (VI, 8), приходим к выражению
s = aiWrk~i + a2W^	(VI, 9)
где
__	а/3	___ а а2—т^1пТ-
Дифференцируя 5 по Wr и приравнивая первую производную нулю, получаем уравнение
(1 — Л) W^=a2kW^, откуда
U7r=^Z7TZJ=Zr-T-	(VI, 10)
Вторая производная уравнения (VI, 9) оказывается положительной, следовательно, значение грузоподъемности Wr по формуле (VI, 10) будет соответствовать минимальной себестоимости транспортных работ.
Используя формулу (VI, 7), переписываем (VI, 10) в виде
Гг = ^77т/:!.	(VI, 11)
Разделим обе части этого равенства на G — вес породы в ковше экскаватора, причем
0 = 0,58 • 0,9 •	(VI, 12)
где 0,58 — нормативный .коэффициент перехода от геометрической емкости ковша к объему скальной породы в ковше в плотном теле;
0,9 — коэффициент наполнения ковша скальной породой в условиях подземных выработок;
q — геометрическая емкость ковша экскаватора, м3.
Таким образом, получаем
^ = 0,72 у/3.	(VI, 13)
Обозначим
^-г = пк или ~- = 1 :пк.	(VI, 14)
W р
Величина пк обозначает число ковшей экскаватора, необходимое для загрузки кузова автомашины породой.
Вычисленное по формуле (VI, 13) значение пк является оптимальным, отвечающим минимальной себестоимости транспортных работ. Для перехода от веса породы в ковше G к геометрической емкости ковша q при известном пк можно воспользоваться выражениями (VI, 12) и (VI, 14), переписав их в следующем виде:
= 0,52т«к.	(VI, 15)
Формуле (VI, 13) с учетом (VI, 5) и (VI, 14) придаем окончательный вид
/гк = 0,72	(VI, 16)
Эта формула является расчетной для определения оптимального числа ковшей породы для загрузки автомашины. Зная q и 190
определяя пк, можно найти требуемую грузоподъемность кузова Wr по выражению (VI, 15).
Следует иметь в виду, что фактическая загрузка автомашины определяется целым числом (ковшей (недогруз допускается 10%, перегруз 5%). Это обстоятельство должно учитываться при определении оптимального количества ковшей по формуле (VI, 16), которое следует округлять *в большую сторону к наиболее близкому целому числу ковшей. При погрузке допускается несколько недогружать последний ковш, что может компенсировать увеличение числа ковшей ;при округ-
Рис. 86. График для выбора оптимального количества ковшей породы, разгружаемых в кузов автомашины
лении.
Кроме того, некоторое отступление от оптимума, вызванное округлением в большую сторону, несколько увеличивает принимаемую грузоподъемность автомашин и сокращает их количество, однако в подземных условиях это оправдывается уменьшением загазованности выработки.
Минимальное число ковшей породы, погружаемой в кузов автосамосвала, следует считать пк =3.
В расчетную формулу (VI, 16) входит отношение которое по кривой 2 на рис. 85 определяется в зависимости от емкости ковша. Скорость движения автомашин по подземной выработке с выровненной подошвой может быть принята по табл. 33.
Таблица 33
Грузоподъемность автомашин	Скорость движения автомашин по подземной выработке, км ч		
	Горизонтальные выработки	Выработки с уклоном 1 : 7—1 : 8	
		нагруженные, движение вверх по уклону	порожние, движение вниз под уклон
Автосамосвалы: 5—7 т		24	7,5	24
10—15 т		22	6,5	24
20—27 т		18	9,0	18
Думперы 5—7 т		20	6,5	18
Примечание. Данные таблицы 33 относятся к туннелям длиной 1—4 км. При выработках длиной 1 км и менее скорости умножаются на коэффициент 0,60—0,65, а при длине свыше 4 км — на коэффициент 1,2—1,3.
По формуле (VI, 16) построен график на рис. 86, по .которому рекомендуется подбирать оптимальное соотношение емкостей ковша экскаватора и кузова автомашины (количество ковшей породы, погружаемой в автомашину). Выбор следует производить для наибольшей длины выработки с тем, чтобы в процессе производства работ не менять оборудование.
Средняя скорость движения автомашины, м/мин
Продолжительность погрузки разгрузки, разворота и манев* ров автомашины, мин
Рис. 87. Номограмма для определения продолжительности рейса и количества автомашин
Для определения продолжительности одного рейса автомашин, а также количества машин, при котором обеспечивается бесперебойное транспортирование породы, можно пользоваться номограммой на рис. 87 [6, 76].
Пример. Расстояние между отвалом породы на поверхности и экскаватором в забое составляет 1530 м (точка .4 на рис. 87), средняя скорость 192
движения автомашины 208 м/мин. Емкость кузова машины 1,6 м3 породы в плотном теле Принимаем следующие показатели:
постоянное время, затрачиваемое на простой автомашины: чистая погрузка 1,65 мин; задний ход к отвалу 0,48 мин; задний ход к экскаватору 0.96 мин; разгрузка машины 0,94 мин; разворот машины 0,77 мин; всего 4,8 мин;
потери времени равны 7,3% продолжительности пробега автомашины.
Определяем время для расчета производительности экскаватора (продолжительность погрузки машины): чистая погрузка 1,65 мин; простой экскаватора при развороте автомашины 0,6 мин; подчистка отвала 0,2 мин; всего 2,45 мин.
1,6 X 60
Производительность экскаватора равна —2П5—=39,2 ж3/ч.
Рис. 88. Графики для определения количества автомашин для обеспечения бесперебойной работы экскаватора в подземной выработке
Имея эти данные, по номограмме находим: продолжительность одного рейса 22 мин, потребное число автомашин 9. Ход определения этих величин показан стрелками на номограмме.
Расчет потребного числа автомашин по номограмме представляет известные трудности, поскольку при этом необходимо знать ряд показателей, определяемых обычно только путем хронометража в процессе погрузки. Для предварительного расчета рекомендуются графики на рис. 88, составленные на основании практических данных. По графику на рис. 88, а в зависимости от емкости ковша экскаватора q и грузоподъемности кузова автомашины Ж находим продолжительность погрузки автомашины t. Зная длину туннеля / и значение t, по графику на рис. 88, б определяем необходимое количество автомашин Na-
Приведенных в настоящем параграфе данных достаточно для расчета погрузочных работ.
13 В М Мостков	193
Пример. Горизонтальный туннель сечением 130 м2 и длиной 2,4 км проходится с одного участка сплошным забоем. В этом туннеле, который запроектировано проходить с высокой скоростью, может быть размешен подземный экскаватор с ковшом емкостью 2 at3. Уход забоя за взрыв составляет 3,5 м.
Определение производительности экскаватора и продолжительности погрузки породы. По графику на рис. 85 (кривая 2) находим эксплуатационную производительность экскаватора /7 = 55 м?1ч. Среднесменная производительность при ро = 75% будет 7/\ =55 • 0,75 = 40 м3/ч.
Объем взорванной породы равен 130X3,5X1,06 = 480 at3 в плотном теле, где 1,06 — коэффициент переборов профиля (отношение площади сечения выработки после взрыва к проектному сечению).
Продолжительность погрузки составит 480:40=12 ч.
Определение типа и числа автомашин. По графику на рис. 86 находим соотношение между емкостью ковша экскаватора и кузова автосамосвала равным 1:5, г. е. Лк=5. Поскольку обьемный вес породы у = 2,4 т!м'\ то по формуле (VI, 15) определяем грузоподъемность кузова №7 = 12,5 т. Принимаем автосамосвал грузоподъемностью 15 т
По графику на рис. 88, а находим / = 3,5 мин, а по графику на рис. 88,6 определяем Nd =8 автомашин. Для начального участка этого туннеля при длине до 0,5 км можно использовать только пять автомашин.
При определении объема погружаемой породы необходимо учитывать коэффициент переборов профиля. Величина 'его зависит от многочисленных факторов, в том числе от площади сечения выработки, способа производства работ, инженерно-теологических условий ,и др.
Для выработок обычных сечений переборы профиля регламентируются СНиП, для выработок большого сечения линейный перебор по всему периметру может быть принят 20 см, а приближенное значение коэффициента переборов при буровзрывном способе работ можно определить по формуле
k пе„=1Н------(VI, 17)
р	1,4/5
1де S — проектная площадь сечения выработки, м2.
Уменьшение величины переборов может быть достигнуто проведением соответствующих мероприятий (см. § 15).
Стоимость погрузочно-транспортных работ составляет примерно 35—40% общей стоимости проходческих работ. Стоимости экскаваторных и транспортных работ распределяются примерно в соотношении 1 :4. Повышение доли транспортных работ в общей стоимости оказывается еще более значительным при увеличении расстояния транспортирования породы (более 3 км).
Затраты труда на погрузочно-транспортные работы составляют в среднем 0,2—0,3 чел-ч на 1 Л13 породы в плотном телег в том числе только на погрузку 0,05—0,1 чел-ч.
Глава VII
КРЕПЛЕНИЕ ВЫРАБОТОК
§ 18. ВОЗВЕДЕНИЕ КРЕПИ АНКЕРНОЙ, ИЗ ПЕРЕНОСНЫХ СТОЕК» МЕТАЛЛИЧЕСКОЙ АРОЧНОЙ И ИЗ СБОРНОГО ЖЕЛЕЗОБЕТОНА
Эти виды крепи широко распространены при строительстве подземных сооружений большого сечения и могут быть применены как для временного крепления выработок, так и в качестве постоянной крепи (за исключением переносных стоек).
Анкерная крепь. Для бурения шпуров под анкеры применяют обычно перфораторы на пневмоподдержках или телескопные перфораторы, устанавливаемые на буровых подмостях или на специальной передвижной тележке; при разработке сечения выработки по частям перфораторы могут быть установлены непосредственно на породе.
Для бурения шпуров под анкеры в сводовой части выработки можно рекомендовать перфораторы ПТ-45ВС и ТП-5С со специальной обеспыливающей установкой. Могут быть также применены телескопные перфораторы ПТ-29, ПТ-35 и ПТ-36 или перфоратор ПТ-45ВМ, оборудованные пылеуловителями. Все эти перфораторы быстроударные (кроме ТП-5С) с числом ударов в минуту 2500—3000 и позволяют бурить шпуры глубиной 8—15 м и диаметром до 85 мм (кроме перфоратора ПТ-29). Мокрое бурение не рекомендуется ввиду возможного ослабления породы в стенках шпура или загрязнения его шламом.
Разработаны специальные агрегаты, позволяющие пробуривать шпуры, устанавливать и раскреплять анкеры. В Советском Союзе нашел применение агрегат АБК конструкции Гипроруд-маша, за рубежом также имеется ряд подобных агрегатов. Эти установки целесообразно использовать при разработке больших сечений по участкам малой высоты (расширение прорези и т. п.).
Анкеры рекомендуется устанавливать сразу после раскрытия выработки, с тем чтобы трещины в породе не успели раскрыться и не развились бы пластические деформации.
Для придания шпурам нужного направления и соблюдения заданного расстояния между ними могут быть применены специальные шаблоны по типу, сконструированному на Миргалим-сайско.м руднике. Этот шаблон на шесть шпуров закрепляют предварительно на стойках, а после пробуривания всех шпуров переставляют на новое место.
Расклинка анкера .в шпуре при клиновом (клино-щелевом) замке производится с помощью гидравлических колонок или перфораторов. Последние для этой цели оборудуются специальными насадками. Для предохранения резьбы штанг на их выступающий конец навертывают глухую гайку. Забивка производится до пре-13*	195
кращения поступательного движения штанги вверх, что фиксируется по изменению звука ударов при забивке. Гайку затягивают пневматическими или электрическими сболчивателями, или телескопными перфораторами (при левой резьбе), при этом должно быть обеспечено первоначальное натяжение 3—5 т. Через 1—3 суток после установки анкеров необходимо проверить их состояние и при наличии ослабленных гаек подтянуть их.
Заполнение шпура раствором после установки анкера может быть произведено нагнетанием жидкого цементного раствора непосредственно в шпур или сбоку
Рис. 89.
Способы нагнетания раствора в шпур:
а —с торца; б — через боковой шпур; / —анкер; 2— трубка для отвода возцуха; 3 — трубка для нагнетания раствора

от него по дополнительному короткому шпуру (рис. 89). Воздух во время нагнетания раствора отводится по специальной трубке диаметром 3 мм. Для предотвращения вытекания раствора из шпура в его устье устанавливают пробку.
Заполнение шпура может производиться и до установки штанги с помощью растворонагнетателей (ти-' па разработанных на рудниках Миргалимсайском и «Советский») или посредством введения в шпур перфорированной трубы или сетки, заполненной цементным раствором. При вбивании штан-
ги раствор выдавливается в шпур, обеспечивая его качественное уплотнение. После схватывания раствора железобетонные анкеры оказываются связанными с породой по всей их длине.
Для определения предварительного натяжения анкера в процессе его установки может быть использован гидравлический динамометр ДА-1 или пружинный динамометр ДНА, который может быть оборудован самопишущим устройством. Для про-
верки прочности закрепления замка анкера в шпуре используется гидравлический прибор ПА-3.
Время на установку одного анкера длиной 2 м составляет в среднем 10—15 мин, включая бурение шпура, заводку и раскрепление анкера в шпуре. Стоимость одного комплекта анкера длиной 2 м, изготовляемого заводским способом, составляет 1—2 руб.
Переносные металлические или железобетонные стойки целесообразно применять как .временную вспомогательную криль для поддержания кровли при небольшой высоте отдельных участков
$-
Рис. стоек свода
90. Применение переносных для временного крепления большепролетной выработки
забоя. Этими стойками можно закреплять кровлю выработки на то время, пока производят установку анкерной, арочной или монолитной бетонной крепи (рис. 90).
По сравнению с деревянными рамными стойками, применяемыми для поддержания кровли или верхняков, переносные стойки обладают рядом преимуществ, в том числе: экономия крепежного леса, многократная оборачиваемость, возможность восприятия больших нагрузок, индустриализация работ и пр.
В ’выработках большого сечения могут быть использованы раздвижные или железобетонные стойки длиной 2,2—2,3 м, весом 70—80 кг, с предельной допускаемой нагрузкой 30—40 т. Правила работ по установке таких переносных стоек регламентированы специальными инструкциями.
Металлическая арочная крепь. Установка металлических арок производится с буровых или специальных подмостей. Элементы арок подают с помощью тельфера, расположенного на подмостях, и устанавливают поочередно снизу вверх. В процессе установки
арки ее элементы раскрепляют переносной стойкой или домкратом. На рис. 91 показана установка металлической арочной крепи с буровых подмостей. Переносные стойки или домкраты освобождают после полного замыкания арок. После сборки арки устанавливают затяжку и тщательно расклинивают арку к породе. В процессе установки затяжки забучивают пустоты за крепью (переборы породы). При сплошной затяжке и использовании арочной крепи в качестве постоянной конструкции пустоты за крепью заполняют с помощью пневмопагнета-телей.

Установка арок может быть произведена и в обратном порядке, т. е., начиная с верхнего элемента, >в обе стороны вниз. В этом случае каждый элемент арки поддерживают выдвигающимися подхватами, закрепленными в хомутах на соседних арках (см. гл. IX).
После сборки арки ее соединяют с предыдущей аркой продольными болтовыми распорками для образования жесткого каркаса. Качеству соединения арок между собой и их отдельных элементов должно быть уделено серьезное внимание, так как имеются многочисленные примеры аварий в подземных сооружениях, вызванные неудовлетворительной сборкой металлической арочной крепи.
Следует отметить, что во избежание повреждения крепи целесообразно при производстве взрывных работ прикрывать деревянными щитами те арки, которые установлены на расстоянии 8—10 м от забоя.
Крепь из сборного железобетона. Крепление выработок большого сечения арками, сборными железобетонными арками было применено, например, в автодорожном туннеле пролетом 10 м.
Рис. 91. Установка металлической арочной крепи с буровых подмостей
Арки состояли из двух железобетонных сегментов шириной по 60 см и толщиной 25 см и устанавливались через 2,3 м подлине туннеля; стены туннеля ниже пят свода были выполнены из монолитного бетона. Арки были изготовлены из бетона на легких заполнителях, предел прочности на сжатие составлял 245 кг!см2. расход цемента 450 кг/л3. Вес каждого сегмента 1,8 т. Монтаж сегментов производился экскаватором и ковшовым погрузчиком. Экскаватор укладывал сегмент на ковш погрузчика, который затем устанавливал его в гнездо, предусмотренное в бетонной 198
стенке. Второй конец сегмента поднимали экскаватором и временно прикрепляли к специальным передвижным подмостям, под которыми пропускали проходческое оборудование. После установки сегменты соединяли в замке. Арки плотно расклинивали в породу, после чего к ним на болтах подвешивали опалубку из фанерных листов толщиной 15 мм и заполняли бетоном пространство между арками. Бетонирование велось с применением насосов пластичным бетоном с наибольшей фракцией заполнителя 18 мм.
Монтаж крепи (обделки) туннеля диаметром 8,2 и, состоящей из четырех блоков, конструкция которой была описана в гл. II, осуществляется специальным укладчиком, в частности дуговым укладчиком, смонтированным на щите. Сборка кольца крепи начинается с укладки верхнего блока. Этот блок поднимают ручными талями и перемещают к месту сборки кольца, далее его по дуге укладчика подтягивают лебедкой в необходимое положение и закрепляют на дуге. Аналогично поднимают боковые блоки и, поддерживая лебедками, соединяют штырями с верхним блоком. Нижний четвертый блок, замыкающий кольцо, укладывают с помощью тали. Щитовыми домкратами кольцу придают проектное положение, после чего бетонируют стыки, и цикл повторяют. Монтаж кольца продолжается 1 ч, столько же времени занимает и бетонирование стыков между блоками. Затраты тр\да на возведение такой крепи снижаются по сравнению с монолитным бетоном в 2,5—3 раза.
Монтаж крепи из мелких блоков может производиться укладчиком, снабженным вакуумным подъемником, как это имело место. например, при возведении сборной крепи диаметром 10,3 м в Бильдштокском туннеле [93].
В гидротехнических туннелях получили распространение пред-.ва'ршельно напряженные крепи (обделки), отжатые цементным раствором (см. гл. II). Монтаж сборной части такой крепи может быть произведен любым способом, работы же по обжатию сборного кольца являются специфичными.
Обжатие осуществляется путем нагнетания раствора в зазор между первичной крепью из монолитного бетона и внутренним сборным кольцом. В первой фазе (заполнительной) в зазор нагнетают цементно-песчаный раствор с соотношением по весу 1 : 1 под давлением 5 ати сразу в четыре отверстия, расположенные по горизонтальному и вертикальному диаметрам туннеля. Зона нагнетания равна 5 м и ограничивается специальными блоками с наружными приливами и соответствующей зачеканкой зазора. Воздух и обводненный раствор в процессе нагнетания отводят через отверстия в блоках. Давление поддерживают до тех пор, пока раствор не начнет вытекать из отверстий соседней секции. Через несколько часов после окончания первой фазы в зазор начинают нагнетать цементное тесто (водо-цементное отноше
ние 0,6—0,65), под давлением, в полтора раза превышающим внутренний напор в туннеле во время эксплуатации. Остаток воды выжимается через блоки и трещины в породу. Цемент остается в швах между блоками, омоноличивая их. Для нагнетания растворов применяют различные насосы: для первой фазы пневматические, а для 'второй — специальные масляные насосы высокого давления. Скорость обжатия крепи выработки большого диаметра составляет 10—20 м!сутки. Общая стоимость предварительно обжатой крепи составляет примерно 40—60% стоимости сооружения туннеля.
§ 19. КРЕПЛЕНИЕ ВЫРАБОТОК ШПРИЦ-БЕТОНОМ
Для шприц-бетона рекомендуется применять промытый речной гравий с максимальной крупностью фракций до 25 мм, при использовании щебня размер его частиц ограничивается 20 мм. Песок должен быть промытый, желательно речной (окатанный). Влажность смеси заполнителей должна быть 4—6%, это предотвращает пылеобразование во время нанесения шприц-бетона и уменьшает распыление цемента, особенно его мелких, самых активных частиц.
Шприц-бетон наиболее целесообразно приготовлять на пуц-•цолано1во1М портланд-цементе марки не ниже 400. Изменением расхода цемента и доли гравия в общем объеме заполнителя можно регулировать прочность готового шприц-бетона. По табл. 34, полученной экспериментально институтом Оргэнерго-строй, можно устанавливать расход цемента, количество гравия и «отскок» материала при требуемой прочности шприц-бетона.
Таблица 34
Прочность шприц-бетона на сжатие, кг^см2	Расход цемента марки 400, кг		Относительное содержание гравия в смеси заполнителя, %	„Отскок* материала от стен, %
	на 1 сухой смеси	на 1 м* готового шприц-бетона		
300—350	200—250	300—350	10—20	10-12
350—400	250- 300	350-400	20-30	10—12
400—450	280—320	400—450	30—40	12-1 +
450—500	300—350	450-520	40—50	15—20
Состав сухой смеси (цемент: заполнитель) для подземных работ принимается в пределах 1 : 4— 1 : 5,5 по весу сухих материалов. Водо-цементное отношение -составляет 0,4—0,45.
Для ускорения схватывания и твердения материала рекомендуется добавка ОЭС, разработанная Оргэнергостроем. Эта добавка представляет собой порошок с удельной поверхностью не менее 2500 слс2/г, получаемый путем -специального помола 200
производственного спека глиноземных заводов (Тихвинский, Богословский и др.). Спек содержит до 70% ускорителя состава (А12О3 • 2Na2O) • (Fe2O3 • Na2O). Добавка ОЭС в количестве 2—4% веса цемента обеспечивает схватывание шприц-бетона не позднее 2—3 мин после нанесения.
Для нанесения шприц-бетона могут быть рекомендованы следующие схемы организации работ:
а)	в высоких выработках машину для набрызга бетона размещают на настиле, под которым проходит транспорт. Над машиной для дополнительного перемешивания сухой смеси устанавливают бетономешалку, загружаемую материалом с ускорителем твердения. Готовую сухую смесь из бетономешалки (после Л—2 мин перемешивания) выгружают через бункер в машину. Для обеспечения непрерывности работы машины смесь подают в нее через каждые 2 мин. От машины смесь по шлангам или трубам под действием сжатого воздуха транспортируется к месту нанесения шприц-бетона. Вода поступает непосредственно к соплу под давлением 2,—2,5 ати. Давление сжатого воздуха в машине меняется от 1 до 5 ати в зависимости от расстояния подачи материала. Такая схема была применена при нанесении шприц-бетона в туннеле высотой около 7 м на Храмской ГЭС-2 (рис. 92, а);
б)	в широких выработках все оборудование располагают на передвижной платформе, например на автомобильном прицепе. Отдозированную смесь (или ее составляющие) из самосвала или автобетономешалки выгружают в приемный бункер, откуда скипом, конвейером или многоковшовым перегружателем подают в бетономешалку или растворомешалку. Готовая смесь поступает в машину. Схема организации работ в широкой выработке большого сечения показана на рис. 92,6.
Нанесение шприц-бетона может производиться независимо от проходческих операций с подошвы выработки, подмостей, в том числе и буровых, а также со специальной установки типа автовышек, используемых, например, для монтажных работ при сооружении линий электропередачи. Такие автовышки, применяемые также при оборке кровли выработок, описаны в § 23.
На рис. 93 показано нанесение шприц-бетона на породу в подземной выработке. Сопло установлено на выносной стреле автоподатчика, что позволяет механизировать работы по нанесению шприц-бетона и облегчить труд сопловщика. Вынос стрелы обеспечивает возможность крепления выработки шприц-бетоном над отвалом породы в забое непосредственно после взрыва.
Для работ по нанесению шприц-бетона требуется следующее оборудование:
Рис. 92. Схемы производства работ по креплению выработок шприц-бетоном:
а — для высоких выработок; б — для широких выработок; / — боек с материалом; 2 •— загрузочный ковш бетономешалки; 3— бетономешалка; 4 — машина для нанесения шприц-бетона; 5 — шланг для подачи еххои смеси; 6 — сопло; 7 — автосамосвал; 8 — элеватор; 9 — бункер-дозатор; 10 — буровые подмости; 11 — анкеры; 12 — подмости для сопловщика
машина для набрызга бетона С-630А, обеспечивающая производительность по готовому материалу 3,5 м3/ч. Наибольший размер фракций заполнителя 25 лиг, расход воздуха 8—10 Л!3/лшн, высота машины 1,7 Л1, длина 1,7 м, ширина 1 м, вес машины 866 кг.
Может быть применена также машина БМ-60, имеющая примерно те же характеристики, что и С-630А. Представляет интерес
Рис. 93. Нанесение шприц-бетона с помощью автосо-пловщика
машина MS-12 шведской фирмы Алива, отличающаяся от С-630А конструкцией и малым габаритом;
бетономешалка емкостью не менее 200 л с опрокидным или наклоняющимся барабаном. Для лучшего и быстрого перемешивания сухой смеси высоту лопастей бетономешалок емкостью до 250 л рекомендуется увеличить в полтора-два раза. Могут применяться также растворомешалки типа С-220А, С-289А и др.;
устройство (ленточный конвейер, скип, элеватор и т. п.) для механизированной загрузки сухой смеси производительностью 4—5 л:3/ч.
Все это оборудование может располагаться па значительном расстоянии от места нанесения шприц-бетона (150 м по горизонтали или 30 м по вертикали).
Перед нанесением шприц-бетона должна быть произведена оборка поверхности выработки и промывка ее струей воды. Сопло машины для нанесения шприц-бетона должно отстоять от закрепляемой поверхности на 1,0—1,3 м, причем струя шприц-бетона направляется по возможности перпендикулярно этой поверхности. Нанесенный материал должен быть плотным, однородным и иметь темно-серый цвет. Во время производства работ пыли /почти не наблюдается. «Отскок» смеси со стен обычно составляет 10—12%, а со свода—20—25%. Покрытие шприц-бетоном сводчатой поверхности рекомендуется вести в направлении снизу вверх — от стен к своду. Толщина слоя, наносимого за один раз, составляет 5—7 см, следующий слой может быть нанесен через 15—20 мин.
Для работы требуется бригада из четырех-пяти человек: со-пловщик, оператор машины, оператор бетономешалки и один-два разнорабочих на приемке и разгрузке смеси. Между машинистом и сопловщиком должна быть обеспечена световая или звуковая сигнализация.
За шестичасовую смену средняя производительность работ по креплению составляет 50—60 м2 при толщине покрытия 15 см. Стоимость 1 м2 готового шприц-бетона в деле равна 30—40 руб. и зависит от местных цен на материалы и общей организации работ.
Шприц-бетон можно наносить и на фильтрующую скальную поверхность. В этом случае интенсивные течи подземных вод до начала нанесения шприц-бетона должны быть отведены к подошве выработки по так называемому наружному дренажу, образуемому «методом шланга».
Этот метод заключается в следующем. К месту фильтрации воды прикладывают отрезок шланга, который обмазывают цементным тестом, затворенным на растворе с ускорителем твердения. После того как тесто несколько затвердело и вода начала вытекать по шлангу, последний протягивают вниз, образуя под тестом полый канал. Эти операции повторяют до тех пор, пока дренаж не будет доведен до другого такого же дренажа или до подошвы выработки. В результате под слоем затвердевшего водонепроницаемого раствора образуется сеть водопроводящих каналов, а поверхность выработки оказывается готовой к нанесению шприц-бетона. При большом притоке воды ь месте концентрации течи на породе устраивают лунку и вмазывают в нее отрезок шланга, по которому вытекает вода. От лунки до подошвы выработки выполняют наружный дренаж, в который затем вставляют этот отрезок шланга.
Для работ по «методу шланга» в качестве ускорителя твердения 'кроме добавки ОЭС может быть использовано соединение раствора алюмината натрия (удельный вес 1,34—1,44 а/слг3) и 3,4%-ного раствора хлорного железа. Соотношение по объему 'между растворами алюмината натрия и хлорного железа составляет в среднем 1 : 6. В этом случае вначале портланд-цемент затворяют на растворе хлорного железа, затем добавляют раствор алюмината натрия.
В качестве примера применения шприц-бетона для крепления подземных выработок приведем опыт крепления вертикальных стен машинного здания ГЭС Храмской-2 в Груз. ССР. Это здание высотой 33 м, шириной по стенам 13 м и длиной 36 м расположено в трещиноватых, выветривающихся туфобрекчиях. Шприц-бетоном покрывали стены в промежутке между подкрановыми колоннами. Толщина покрытия 10—15 с.и, бетонную смесь наносили по арматурной сетке из проволоки диаметром 6 мм с ячейками 10X10 см, сетка была прикреплена анкерами к породе.
Оборудование для приготовления сухой смеси размещалось в подходном туннеле вблизи здания ГЭС. Смесь песка, гравия и цемента доставляли в туннель и загружали в скип бетономешалки, куда засыпали и добавку ОЭС. Готовая смесь разгружалась в машину типа С-630А, расположенную под бетономешалкой и транспортировалась по трубам к месту нанесения. Сопловщик находился на подмостях, монтируемых на отдельных горизонтах породы в процессе разработки ядра выработки. Производительность работ составляла до 50 м2/смену [52].
§ 20. ВОЗВЕДЕНИЕ МОНОЛИТНОЙ БЕТОННОЙ И ЖЕЛЕЗОБЕТОННОЙ КРЕПИ
Последовательность выполнения бетонных работ
Существуют две принципиальные схемы очередности выполнения проходческих и бетонных работ: параллельная и последовательная. По первой схеме бетонирование ведется вслед за проходкой на определенном расстоянии от забоя, по второй — бетонирование начинается лишь после завершения проходческих работ.
При параллельной схеме процессы проходки и 1возведения крепи (обделки) совмещаются во времени, благодаря чему сроки строительства уменьшаются, особенно при длинных выработках.
Последовательная схема, в свою очередь, позволяет сократить единовременно требуемые ресурсы строительства (численность рабочих бригад, расход энергии и др.) и получить высокие темпы проходческих и бетонных работ. Однако вследствие последовательного выполнения этих работ общая продолжительность строительства повышается.
Рекомендуемая область применения схем производства работ:
параллельная схема — выработки длиной более 200 м;
выработки любой длины в трещиноватых и нарушенных породах, требующих несущей бетонной крепи;
выработки любой длины пролетом более 20 я в крепких породах, раскрываемые отдельными участками с оставлением целиков породы;
последовательная схема — выработки длиной 'менее 200 м9 проходящие в крепких породах;
выработки длиной до 100 я, проходящие в трещиноватых породах при условии закрепления их временной крепью (арочной, анкерной, из шприц-бетона) на всю длину.
Следует отметить, что б США имеются примеры применения последовательной схемы работ в туннелях большого сечения длиной значительно более 100 я, проходящих в нарушенных породах. Так, например, Ниагарский гидротехнический туннель длиной 900 я и Элкгорнский железнодорожный туннель длиной 1600 я бетонировали после окончания проходческих работ. В этом случае туннели на всю длину закрепляли мощной металлической арочной крепью, которую оставляли в бетоне постоянной крепи. Такое решение не может быть признано оптимальным, учитывая, что сечение этих туннелей (более 100 я2) позволяли организовать работы по параллельной схеме.
Очередность бетонирования выработки по поперечному сечению во многом зависит от методов производства проходческих работ.
При проходке сплошным сечением бетонирование, как правило, выполняется в два этапа: вначале бетонируют одновременно свод и стены, а затем лоток. В некоторых напорных гидротехнических туннелях с крепью из монолитного железобетона в первую очередь бетонируют лоток с оставлением выпусков арматуры, а затем свод и стены. В высоких выработках, проходимых сплошным сечением в крепких породах, последовательность бетонирования можно несколько изменять. В этом случае по всей длине выработки в первую очередь бетонируют стены с применением подвесной или передвижной опалубки простой конструкции, а затем свод с помощью облегченной катучей опалубки небольшой высоты, перемещающейся на выносных консолях стен.
Если вначале проходится подсводная часть выработки, то бетонирование выполняется в несколько очередей, начиная со свода.
В случае, когда при проходке в первую очередь устраиваются прорези для стен, то бетонирование начинается со стен, а затем производится расширение подсводной части по отдельным участкам и бетонируют свод, который своими пятами опирается на готовые стены. Этот способ, как правило, применяется только в нарушенных трещиноватых породах, не способных воспринять давление от свода.
Для удобства передвижения опалубки в выработках большой ширины, особенно при наличии слабых пород, до начала бетони-206
рования свода возводят бетонные пяты-бордюры, по которым затем перемещается опалубка свода.
Приготовление, доставка и укладка бетонной смеси
При строительстве подземных сооружений большого сечения бетонную смесь приготовляют на бетонных заводах, расположенных на поверхности. Это вызывается большими объемами бетонных работ и необходимостью в связи с этим применения мощных автоматизированных бетонных заводов с бетономешалками емкостью 1,2—2,4 м\ которые сложно разместить в подземных выработках.

Рис. 94. Схема подземного бетонного завода:
1 — склад крупного заполнителя; 2 — камнедробилка; 3 — элеватор; 4 — грохот; 5 — приемный бункер; 61—дозатор для песка; 7 — дозатор для гравия; 8 — дозатор для щебня;
9 — конвейер; 10 — бункер для цемента; // — загрузочный ковш бетономешалки; 12 — бетономешалка; 13 — автосамосвал; 14—склад цемента
В случае малого объема бетонных работ, отсутствия на поверхности других объектов потребления бетона, в суровых климатических условиях, а также при большой длине туннелей, проходимых в породах, пригодных для заполнителя бетонной смеси, целесообразно разместить бетонный завод небольшой производительности в туннеле, камере или подходной выработке.
Схема подземного бетонного завода показана на рис. 94. Порода из забоя подвозится к дробильной установке и после дробления попадает по элеватору к сортировочной установке и далее в бункера с дозаторами. Отдозированная сухая смесь поступает на конвейер и перемещается к приемному скипу бетономешалки, в который также загружается в требуемой пропорции цемент. Из бетономешалки готовая смесь поступает для транспортирования к месту укладки.
При небольшом расстоянии транспортирования бетонную смесь перевозят в автосамосвалах и автобетонощозах, а при расстоянии более 2 км — в автобетономешалках.
Представляет-интерес автобетоновоз АБ-4-ОЭС конструкции Оргэнергостроя, изготовленный Иркутским ремонтно-механическим заводом. Базовой машиной является самосвал ЗИЛ-ММЗ-585И, в конструкцию которого внесены следующие изменения. Установлен кузов грузоподъемностью 4 т ковшового типа (без заднего борта), ко дну кузова прикреплено четыре пневмовибратора, питающиеся от компрессора двигателя; для обогрева кузова со стороны днища используются отработанные газы двигателя.
В том случае, когда подземные выработки залегают неглубоко (порядка 50 м) и возможно обеспечить подходы на поверхности земли, бетонную смесь можно опускать по трубам, уложенным в скважинах, пробуренных специально для этой цели. Бетонную смесь также можно спускать с поверхности по трубам, подвешенным в вертикальных стволах или проложенньим в скважинах. При спуске бетонной смеси с большой высоты у приемного бункера должен быть устроен гаситель.
Разгрузка бетонной смеси в устройство, применяемое для подачи бетона за опалубку, может быть осуществлена по нескольким схемам. Над приемным бункером бетононасоса или пневмобетоноукладчика располагается перегрузочный бункер-дозатор. Для загрузки этого бункера устраивается наклонный въезд для автомашин. Бункер-дозатор может опрокидываться непосредственно в бункер насоса или же разгружаться в короткий конвейер, -откуда бетонная смесь будет поступать к насосу. Подругой схеме (при мелком залегании выработки от поверхности земли) бункер-дозатор устанавливается на рельсовом ходу, загружается бетонной смесью с поверхности из скважин, подвозится к приемному бункеру бетононасоса и разгружается в него.
Подачу бетонной смеси за опалубку можно производить с помощью бетононасосов, пневмобетоноукладчиков или конвейеров.
Наиболее целесообразным является применение бетононасосов, которые обеспечивают подачу бетонной смеси по горизонтали на расстояние 200—250 м. Бетононасосы С-296, С-252А и С-284А имеют производительность соответственно 10, 20 и 40 м3/ч. При небольшом расстоянии между насосом и местом укладки бетонной смеси, а также при незначительном объеме бетонных работ целесообразно переходить на пневмотранспорт бетона с помощью пневмобетоноукладчиков, например, типа С-573 и др.
На рис. 95 приведен график изменения производительности и стоимости подачи бетонной смеси различными способами в зависимости от расстояния транспортирования. Этот график, по-208
строенный по данным Оргэнергостроя {7], показывает, что применение пневмобетоноукладчиков целесообразно при дальности транспортирования 50—100 м.
Пневмоподача бетонной смеси очень удобна и нашла широкое применение в СССР и за рубежом. Однако, если разгрузочный конец бетоновода не будет постоянно заглублен на 1 —1,5 .и в свежую бетонную смесь, то возникает расслоение смеси вследствие сильного удара, особенно у торцовой опалубки. Это вызывает необходимость регулирования скорости движения смеси,
Рис. 95. График зависимости производительности и стоимости бетонирования от расстояния транспортирования (сплошные линии — стоимость, пунктирные линии — производительность):
/ — пневмобетоноукладчик емкостью 500 л; // — бетононасос С-296 производительностью 10 м/ч
что представляет существенные трудности или требует специального подбора состава бетонной смеси, укладываемой вблизи торцовой опалубки. К недостаткам пневматического метода относится также снижение осадки конуса бетонной смеси, происходящее при ее «выстрелообразном» перемещении по бетоноводу. Большой расход воздуха, шум в работе, опасность «выстреливания» пробок и другие отмеченные недостатки в выработках больших сечений, где, как правило, всегда имеется возможность организовать подачу бетона за опалубку и по другой схеме, делают пневмотранспорт бетона менее подходящим, чем работа бетононасоса, выгружающего бетонную смесь медленно и без расслоения.
Обычная схема подачи бетонной смеси по центральному бетоноводу, направленному к шелыге свода, для выработок большого сечения имеет определенные недостатки. Это связано спо-
14 В М Мостков	209
логостью свода, препятствующей равномерному распределению бетона от замка к пятовым -сечениям. Поэтому более целесообразной является схема с несколькими бетоноводами, последовательно присоединяемыми к бетононасосу.
На рис. 96 показана -схема бетонирования с помощью четырех бетоноводов, подсоединенных к различным точкам опалубки по ширине свода. Бетонирование идет в направлении от пят к замку свода, причем после заполнения бетоном определенного участка,
свода, бетоновод отключают от насоса и заменяют другим, ле-
жащим рядом и
Рис. 96. Бетонирование выработки большого пролета бетононасосом с четырьмя бетоноводами
подсоединенным к вышерасположенному участку. Взамен нескольких бетоноводов может быть применен один с поворотным (на шарнире) конечным звеном.
При сравнительно невысоких выработках, бетонируемых узкими кольцами (поясами) в нарушенных зонах взамен бетононасосов может быть рекомендована конвейерная подача бетона на верхний горизонт. При этом должны быть приняты меры против расслоения
смеси и против потерь на холостой ветви ленты (например, присоединение от-
резка трубы на выходном конце, прижимного скребка и др.). Примером широкого применения конвейерной подачи может служить бетонирование стен Бостонского подводного туннеля диаметром 9,4 м [26].
Поверхность выработки перед бетонированием должна быть
очищена от отслаивающихся кусков породы и грязи и промыта водой; фильтрующаяся со свода и стен вода должна быть отведена в лоток. В лотке выработки можно устраивать дренажные
канавы, заполненные крупным гравием, или под слоем гравия проложить перфорированную трубу. При большом притоке воды ее необходимо отводить в зумпф, устроенный вне бетонируемой секции, и оттуда откачивать в центральный водосборник.
В стены бетонная смесь подается также с помощью бетононасосов. Распределение ее по отдельным участкам может осуществляться по лоткам или хоботам.
В опалубке стен оставляют окна, позволяющие следить за перемещением бетонной смеси и производить ее уплотнение глубинными -вибраторами. На участках между окнами вибрирование осуществляется поверхностными вибраторами, закрепляе-
мыми к опалубке. Целесообразно применение пневматических высокочастотных вибраторов, позволяющих уплотнять жесткие бетонные смеси.
При бетонировании обратного свода криволинейной формы (например, в туннелях кругового очертания) рекомендуется применение тяжелой, загруженной балластом секции-шаблона по всей ширине обратного свода. На этой секции монтируют поверхностные вибраторы; секция передвигается с помощью лебедки.
Кружала и опалубка
В выработках большого сечения выбор конструкции кружал и опалубки зависит от ряда факторов #, в частности, от длины бетонируемого участка, нагрузки, передаваемой на кружала и от размеров и формы поперечного сечения выработки.
Бетонирование участков длиной до 5 м обычно производится с целью закрепить слабую зону или образовавшийся после взрыва вывал породы. Такие случаи имеют место, как правило, при проходке туннелей в крепкой породе, в которой могут быть встречены отдельные короткие нарушенные участки. Это наиболее характерный случай крепления бетоном туннелей большого сечения при условии оставления их в целом без бетонной крепи (обделки).
Такие же по длине участки бетонируются при разработке подсводной части широких камерных выработок с устройством контурной прорези и оставлением целиков породы между прорезями по длине выработки.
Для бетонирования коротких участков туннеля может быть использована передвижная защитная опалубка, состоящая из нескольких складных шарнирно соединенных секций. Опалубку подвозят к месту бетонирования на автомашине и раскрепляют домкратами в подошву и кровлю туннеля, после чего автомашина выезжает из-под опалубки. Защитную опалубку можно монтировать и на передвижных буровых подмостях. После установки торцовой опалубки производится бетонирование секции. Снятие опалубки выполняется в обратном порядке. Общий вид защитной опалубки, установленной в забое на буровых подмостях, показан на рис. 97. Эффективность использования такой конструкции заключается в оперативности работ, она позволяет быстро закрепить нарушенный участок, не задерживая основные проходческие работы. Пример применения опалубки такого типа при проходке туннеля приведен ниже.
В камерных выработках кружала для коротких участков представляют собой пространственную конструкцию из отдельных металлических ферм, соединяемых между собой болтами. Опалубка выполняется из сборных деревянных щитов, обшитых тонкой листовой сталью.
14*	211
При бетонировании выработок или отдельных участков длиной 20—50 м нецелесообразно изготовлять специальные передвижные кружала. Если такие участки встречаются при проходке туннелей, то они могут быть забетонированы с помощью описанной выше защитной опалубки, а для подсводной части коротких камерных выработок проще использовать разборные или стационарные кружала, которые можно раскреплять деревом.
В этом случае работы по проходке и бетонированию выполняются последовательно, поэтому можно не оставлять про-
Рис. 97. Передвижная защитная опалубка в туннеле
странство для пропуска оборудования. Упрощенные конструкции деревянных кружал для сводов камерных выработок показаны на рис. 98.
При небольшой толщине бетонной крепи можно применять подвесные кружала, закрепляемые к временной крепи. Такие кружала представляют собой легкие фермы или выполняются в виде продольных балок, перекрываемых щитами-опалубкой. Временная крепь кроме основных нагрузок в этом случае должна быть рассчитана и на вес бетона.
Выработки длиной 50—200 м следует бетонировать частями тю сечению, что позволит снизить вес несущих элементов кружал, облегчить перестановку конструкции. Поскольку в большинстве 212
случаев в выработках такой длины принимается последовательная схема ведения проходческих и бетонных работ, конструкция кружал не обязательно должна предусматривать пропуск под ними строительного оборудования. Это, в свою очередь, позволяет облегчить конструкцию несущих элементов, передавая нагрузку на подпорки и стойки.
Рис. 98. Деревянные кружала для выработок большого пролета: а — подземное машинное здание Борисоглебской ГЭС (СССР); б —подземное машинное здание ГЭС Липно-1 (Чехословакия); / — брусья сечением 10 \ 10 см: 2 — доски сечением 2.5 10 см; 3 — опалубка из досок толщиной 5 см; 4 — конвейер-перегружатель; 5 — заанкернный продольный подхват
В одной гидротехнической камерной выработке пролетом li м и длиной 60 м кружала имели следующую простую конструкцию. Вдоль стен были установлены деревянные стойки, соединенные в продольном направлении распорками. По верху стоек укладывали рельсы, по которым на двух колесных осях передвигалась кружальная конструкция длиной 6 м, состоящая из трех металлических ферм, шарнирно соединенных в замке. Каждая^ ферма состояла из двух элементов, соединяющихся в верхней части
горизонтальным поперечным подкосом, под которым устанавливали вертикальную стойку, опирающуюся на подошву выработки и закрепляемую снизу домкратом. Раскружаливание осуществлялось с помощью зажимов, установленных на каждом колесе кружальной конструкции. Зажим позволял приподнять колесо на высоту до 100 мм, что оказывалось достаточным для раскружали-вания свода при опускании конструкции. После того как секция длиной 6 м была забетонирована, все три вертикальные стойки снимали и кружала перекатывали в новое положение. Опалубка была выполнена из деревянных щитов, обшитых кровельной сталью.
На рис. 99 показана конструкция металлических сборно-разборных кружал, примененная для выработки пролетом 21 м. В этом случае работы по проходке и бетонированию производились по параллельной схеме, поэтому в центральной части оставлено место для движения горнопроходческого оборудования.
Выработки длиной более 200 м обычно бетонируют по параллельной схеме. Это вызывает необходимость применять передвижные конструкции кружал, позволяющие пропускать под ними транспортное и другое оборудование. Такое требование осложняет конструкцию кружал, особенно в выработках большого сечения. Кружала получаются громоздкими и дорогостоящими, поэтому передвигающаяся опалубка, под которой проходит транспорт, экономически целесообразна лишь в выработках большой длины. Чем сложнее кружала, тем больше должна быть длина выработки, чтобы эта конструкция себя оправдала. Как правило, это достигается в выработках длиной 200—500 м. Так, например, при проектировании одного из туннелей диаметром 15 м было установлено, что передвижные кружала, обеспечивающие пропуск транспорта, конкурируют со сборно-разборными кружалами при длине туннеля 200—250 м.
При большой толщине бетонной крепи кружала воспринимают значительную нагрузку и поэтому их конструкция получается весьма сложной (рис. 100). Еще более тяжелыми получаются кружала, рассчитанные на восприятие горного давления. Описание комбинированной кружальной крепи приведено в гл. IX.
Конструкции передвижных кружал можно подразделить на два типа:
конструкции, в которых после окончания бетонирования тележку отсоединяют от кружальной части и перемещают к другой секции, а бетон выдерживают в опалубке, опирающейся непосредственно на подошву выработки или обратный свод;
конструкции, в которых кружальная часть опалубки составляет с передвижной тележкой одно целое.
Конструкция первого типа обеспечивает возможность обслуживания нескольких опалубочных секций одной тележкой, что сокращает расход металла. Однако это вызывает необходимость 214
Рис. 99. Металлические сборно-разборные кружала для выработки пролетом 21 м
Рис. 100. Металлические кружала при большой толщине бетонной крепи
применения мощной кружальной части, выдерживающей нагрузки от бетона при больших пролетах выработки. Рациональное решение предложено московским заводом № 5 Главтоннель-метростроя, который изготовил для ряда туннелей кружальную часть из сборных стальных сегментов типа тюбингов, соединяемых болтами. При небольшой толщине бетонной крепи весьма целесообразным является изготовление кружальной части из легкого металла, например дюралюминия. На рис. 101 показана
Рис. 101. Кружальные арки из легкого металла
конструкция кружал с раздельной тележкой; кружала выполнены из четырех арочных элементов из легкого металла, шарнирно соединяемых один с другим.
Кружала второго типа представляют собой металлическую пространственную конструкцию длиной 10—30 м, передвигаю--щуюся на колесах по рельсам и обшитую листовой сталью, являющейся опалубкой. В нижней части кружал имеется проем, достаточный по своим габаритам для пропуска транспорта под кружалами. Такие конструкции бывают весьма разнообразными, зависящими в основном от размеров выработки и воспринимаемой нагрузки. Основной частью конструкции являются металлические тележки на колесном ходу. Каждая тележка выполняется с горизонтальными платформами, на которых размещаются ра-
1 i
бочие, подключающие бетоноводы и наблюдающие за укладкой бетонной смеси и ее вибрированием. К тележкам на домкратах подсоединяют кружальные криволинейные элементы, шарнирно связанные между собой. По этим элементам устраивают сплошную металлическую обшивку, служащую опалубкой. В опалубке оставляют окна для вибрирования бетонной смеси в процессе ее укладки. По торцам конструкции имеется специальная опалубка в виде металлических листов, выдвигаемых в поперечном направлении. Передвижение всей конструкции производится с помощью автомашины, бульдозера или электровоза.
Описанные выше кружала применяются в основном при бетонировании сводчатой части выработки или всего профиля туннеля большого сечения. Конструкция кружал для бетонирования стен высокой выработки имеет свои особенности.
В туннелях пролетом до 15 м для бетонирования стен после возведения свода могут быть применены передвижные кружала по типу, описанному выше.
В высоких камерных выработках для бетонирования стен отдельными участками по высоте могут быть использованы армо-фермы или щитовая опалубка, опирающиеся на подошву выработки. При большой высоте выработки приходится возводить многоярусную конструкцию, заанкеренную к стене через каждые 3—5 м. На рис. 102 показана вертикальная опалубка стен высотой 30 м. Такие конструкции не могут быть признаны рациональными из-за их громоздкости и сложности возведения.
Наилучшим решением при бетонировании высоких стен является применение скользящей опалубки, перемещаемой с помощью гидравлических домкратов. Скользящая опалубка выполняется из дерева или стали и имеет высоту около 1,2 м. Она подвешивается на специальных коромыслах к ряду гидравлических домкратов, перемещающихся вертикально вверх по гладким стальным стержням диаметром 25 мм, устанавливаемым по оси стены (рис. 103). Гидравлический насос с электрическим приводом нагнетает масло к домкратам, которые поднимаются одновременно и равномерно. Шаг каждого подъема составляет 10— 25 мм. При этом может быть достигнута скорость подъема до 0,5 м/ч, однако по условиям производства работ скорость обычно составляет 3 м!сутк,и. Интервал между отдельными подъемами должен быть выбран с таким расчетом, чтобы не допускать схватывания опалубки с бетоном и в то же время дать возможность бетону приобрести достаточную прочность.
Стержни домкрата последовательно соединяют между собой посредством муфт с нарезкой и вынимают по окончании работ. На тех участках, где бетон еще не схватился, стержень помещен в трубку, жестко соединенную с гидравлическим домкратом. При подъеме домкрата трубка поднимается вместе с ним. На участке, где бетон схватился, стержень оказывается не связанным с ним,
однако трубка и бетон препятствуют прогибу стержня. Такое устройство обеспечивает передачу веса скользящей опалубки и ее рабочей платформы на стержни домкратов, а свежеуложен-ный бетон несет нагрузку только от собственного веса.
Установка опалубки и арматуры, а также бетонирование могут производиться непрерывно и одновременно, что позволяет
Рис. 102. Опалубка для высоких стен подземной выработки
сократить продолжительность бетонных работ. Строительная площадка освобождается от подмостей илеса. Трудоемкость работ значительно снижается. Стоимость 1 я2 скользящей опалубки составляет 30—40% стоимости обычной опалубки [59, 95].
Скользящая опалубка широко применяется в СССР при возведении башенных надшахтных копроз.
В Швеции при строительстве подземных ГЭС Сторно»ррфорс и Умлуспен с помощью скользящей опалубки были возведены вер-218
тикальные стены толщиной 35 и 30 см и высотой соответственно 17 и 12 и, бетонирование велось участками длиной 25 м. Для предупреждения продольного изгиба тонких высоких стен в породные стены заделывали кронштейны.
Скользящую опалубку обычно применяют в тех случаях, когда стены выработки не являются несущими, а устраиваются
Рис. 103. Схема скользящей опалубки для крепления стен камерной выработки:
/ — рабочая платформа; 2 — гидравлический домкрат; 3 — кронштейн. установленный до начала бетонирования; 4 — анкеры для кронштейнов; 5 — подвесная платформа для бетонирования выступов и пазов; 6 — сгена выработки
с декоративной целью и для создания полости у стен, используемой в целях вентиляции и водоотлива.
Для восприятия стенами нагрузки от возможного бокового вывала породы может быть рекомендовано следующее решение. Пространство между породой и тонкими бетонными стенами,
возведенными с применением скользящей опалубки, заполняют гравием размером 20—80 мм. Затем в бетонных стенах пробу-
ривают отверстия, в которые нагнетают цементно-песчаный раствор, заполняющий все пустоты между гравием. Таким образом, путем раздельного бетонирования создается прочная конструкция, связанная с породой и бетонными стенами. Нагнетание раствора ведется участками, размеры которых принимают в зависимости от ширины заполняемого пространства и общей длины выработки. После того как бетон затвердел, стенку через определенные промежутки анкеруют в породу.
Организация работ по бетонированию
Организация и механизация бетонных работ в выработках большого сечения зависит в первую очередь от их длины.
Бетонирование выработок длиной до 200 м, как было отмечено выше, рекомендуется вести после окончания проходческих работ. Это позволяет применить сборно-разборную конструкцию кружал и сократить расход металла на ее изготовление. Передвижные кружала при такой длине выработки выполняются облегченной конструкции с оставлением минимально необходимых габаритных размеров для пропуска транспорта.
Работы по бетонированию ведутся от забоя пройденной выработки по направлению к входному порталу. Кружала устанавливают на длину 5—10 м, раскрепляют их подкружальной крепью и обшивают опалубкой. На расстоянии 5—15 м
от конца кружал оборудуют бетонный узел, включающий пневмобетоноукладчик, бетононасос или систему конвейеров. Бетонную смесью подвозят в автомашинах или автобетономешалках
и выгружают в приемные бункера насоса или конвейера непосредственно или через промежуточный бункер-дозатор. Бетоно-воды от насоса к опалубке поддерживаются легкими П-образ-ными рамами, раскрепленными подкосами в продольном направлении. На рис. 104 показана схема бетонирования свода камерной выработки большого пролета.
Цикл бетонирования секции длиной 6—8 м занимает примерно четверо суток, «из которых одни сутки затрачиваются на установку и снятие кружал и бетонирование, а трое суток — на выдерживание бетона. После этого цикл повторяется.
В соответствии с техническими условиями, принятыми в СССР, снятие кружал (распалубка) даже при отсутствии горного давления допускается лишь после достижения бетоном 75% проектной прочности, т. е. через 4—7 суток. Однако имеются примеры, когда распалубка в таких условиях производится уже через 1—2 суток. Проведенное в Ленинградском институте инженеров железнодорожного транспорта исследование показало, что можно значительно уменьшить срок раскружаливания. Работа базировалась на предложении проф. А. В. Саталкина об упрочении бетона под механическим воздействием, в частности иод собственным весом после раскружали-ваиия.
В результате выполнения этой работы инженером Сюэ Чжэнь-уй было предложено принимать сроки распалубки бе-тонньих сводов согласно табл. 35.
Таблица 35
	Срок распалубки сводов, сутки	
Условия нагружения крепи	для бетона без добавки ускорителя твердения	для бетона с добавкой ускорителя твердения
При отсутствии горного давления в первые двое суток после возведения бетонной крепи При появлении горного давления на крепь, возрастающего со скоростью, равной скорости нарастания прочности бетона 	 При быстром нарастании горного давления . .	1-2 2-3 7	0,5—1,0 0,5—1,0 4—6
Следует отметить, что в настоящее время еще не имеется достаточно данных для сокращения сроков распалубки. Однако, учитывая возможности ускорения бетонных работ, представляется целесообразным продолжить и развить эти исследования, с тем чтобы внести соответствующие коррективы в Технические условия.
В качестве примера бетонирования коротких участков выработки рассмотрим опыт проходки туннеля сечением 175 м2 при строительстве ГЭС Этенфорсен в Швеции 197], в котором была применена передвижная защитная опалубка с целью избежать установки временной крепи при про-
ходке верхнего направляющего хода сечением 70 м2. Опалубка общей длиной 4 м состояла из двух полигональных металлических рам шириной 12 м и высотой 6 м с шарнирными стыками и откидными секциями, складывающимися во время передвижения. Под защитой этой опалубки производилось бетонирование отдельных участков слабых пород (см. рис. 97).
Опалубку весом 10,3 т перемещали с помощью 13-тонного думпера, на котором монтировали трубчатые подмости с четырьмя домкратами с ходом поршня 70 см. Домкраты служили для снятия опалубки и установки ее в рабочее положение на новом месте. После очистки опалубки ее подавали к заданному месту, нивелировали и’ раскрепляли стальными клиньями к нижним опорным балкам и в породу. После этого вместо думпера под опалубку подавали буровые подмости, служившие в качестве рабочих полков, сооружали торцовые перемычки и начинали бетонирование с помощью пневмобетоноукладчика. Для ускорения твердения бетонной смеси в нее вводили хлористый кальций в размере 2% ог веса цемента. Через 6—10 ч вблизи свежеуложенного бетона можно было вести взрывные работы.
Бригада из шести человек затрачивала на раскружаливание, передвижение конструкции, установку ее в новое положение и устройство торцовых перемычек 10 ч. Бетонирование с установкой и уборкой бетоноукладчика и бетоновода длилось 18—22 ч. Участок туннеля длиной 4 м сооружали за четверо суток, в том числе продолжительность горнопроходческих работ составляла 16 ч.
Бетонирование выработок длиной более 200 я ведется по параллельной схеме на некотором расстоянии от забоя. Принципиально такая схема выполняется аналогично описанной для коротких выработок.
Применение параллельной схемы работ при бетонировании длинных выработок рассмотрим на примере сооружения транспортного туннеля Вуд-хед (Англия) [75]. Проходка этого туннеля велась с центральным направляющим ходом и последующим расширением. Бетонирование производилось с двух порталов вслед за проходкой с отставанием от места расширения на 150 м.
Опалубка представляла собой портальную конструкцию длиной 30 м и весом 200 т (рис. 105). Собственно опалубка — металлический лист толщиной 6,5 мм — рассчитана на поддержание слоя свежеуложенного бетона толщиной до 1,8 м при пролете туннеля 8,1 м и крепится к несущей раме в двух точках вблизи пят, а в замке имеет шарнир. Установка опалубки в рабочее положение и раскружаливание производятся путем регулировки домкратов в местах опирания металлического листа на раму. Вся конструкция установлена на рельсовом ходу (по две нитки рельсов с каждой стороны). Рельсы укладывались на сборные бетонные плиты, которые омоно-личивали на месте. Лоток и нижнюю часть стен бетонировали в первую очередь с помощью специальной опалубки.
Составляющие бетонной смеси доставляли с поверхности, так как использовать взорванную породу в качестве заполнителя не удалось ввиду ее плохого качества. Дозирование и перемешивание составляющих осуществлялось комплексом механизмов, установленных на тех же рельсах, что и опалубка, как можно ближе к ней. От дозаторов к смесителям компоненты бетонной смеси транспортировали в составах из двух вагонов (по шесть контейнеров в каждом).
Укладка бетона за опалубку производилась бетононасосами. Одновременно работали шесть насосов; с другого портала при опалубке длиной 24 м было установлено пять насосов. Бетон укладывали наклонными слоями: вначале создавали наклонную плоскость с вершиной в замке, затем вклю-222
чади в работу все насосы, подавая бетон в замковую зону без перестановок бетоноводов. Эта сис1ема позволила обеспечить потребную скорость бетонирования, чего нельзя было сделать при укладке горизонтальными слоями.
Средняя скорость бетонирования составила 111 м в неделю; соответствующий расход бетона был равен 2600 Л!3. Производительность каждого бетононасоса составила 3,8—5,3 м3/ч.
Рис. 105. Передвижные кружала и опалубка для туннеля большого сечения
Цементационные работы
После окончания бетонирования выработок должно быть произведено нагнетание цементно-песчаного раствора за бетонную крепь. Вначале проводится так называемая залолнительная цементация. Для этого в крепи через 4—6 м пробуривают скважины по 4—5 в ряду. При наличии вывалов на каждые 2 м2 поверхности крепи принимается одна скважина. При расположении выработок под оврагами, водоемами, реками и в местах приближения выработки к поверхности земли необходимо сблизить ряды скважин на 30—40% и сократить шаг скважин в ряду.
Расположение скважин для укрепительной цементации, их напра<влен1ие и глубина должны выбираться в зависимости от конкретных условий. Укрепительная цементация производится после окончания работ по заполнительной цементации.
При наличии притока воды в раствор вводят ускоритель твердения (алюминат натрия, хлористый 'кальций и др.).
Технология цементационных работ подробно описана в специальной литературе [49].
Представляют интерес работы по цементации пород при строительстве подземной ГЭС Мейсон (Индия). Комплекс этих работ включал устройство цементационной завесы вокруг выработки подземного здания и укрепление скальной породы над забетонированным сводом и незакрепленных стен выработки [69].
Цементационная завеса создавалась из 25 скважин диаметром около 5 см, пробуренных на глубину 85 м с поверхности земли ниже отметки пола машинного здания. Эта завеса должна преградить поступление воды из водохранилища в подземную выработку. Цементация велась под давлением до 14 ати при водо-цементном отношении в сухих породах 9:1 (по объему), а при сильной фильтрации воды — 4 : 5.‘После окончания этих работ было пробурено дополнительно 19 скважин небольшой глубины и осуществлена контрольная цементация.
Цементация пород над забетонированным сводом производилась из серии скважин, пробуренных радиально из вертикальной выработки, располагаемой в центре подземного здания. В результате этих работ над сводом образовался слой укрепленной породы.
В породных стенах здания были пробурены в шахматном порядке скважины глубиной до 9 м через 2,7 м. Цементация стен из этих скважин позволила укрепить окружающий массив.
Цементация считалась законченной, когда поглощение раствора составляло 0,03 м3 за 10 мин при давлении свыше 7 ати. В результате выполнения цементационных работ удалось укрепить сильнотрещиноватую и нарушенную взрывами скальную породу и не допустить фильтрацию воды в подземный машинный зал гидростанции.
Большие и сложные работы по цементации пород вокруг подземных трансформаторного и машинного залов были проведены на ГЭС Кариба [84]. Работы продолжались почти полтора года и были закончены в 1960 г. Было пробурено 7 тыс. скважин общей длиной 40 км, израсходовано более 8 тыс. т цемента.
Глава VIII
ВСПОМОГАТЕЛЬНЫЕ РАБОТЫ И ТЕХНИКА БЕЗОПАСНОСТИ
§ 21. ПРОВЕТРИВАНИЕ ВЫРАБОТОК
При проходке выработок большого сечения обычно применяется нагнетательный способ проветривания. Туннели, особенно при длине их 1,5 км и более или при строительстве в условиях жаркого климата, целесообразно проветривать и другими способами.
Всасывающий способ проветривания выработок большого сечения не может быть рекомендован, поскольку в пространстве между забоем и концом вентиляционной трубы образуется значительная по объему зона застойного воздуха. Кроме того, при применении дизельного транспорта при всасывающем способе весь отработанный воздух будет скапливаться в забое. Поэтому всасывающий способ обязательно должен» сочетаться с нагнетательным.
Всасывающее проветривание с последующим нагнетанием воздуха тем же вентилятором (реверсирование струи) достаточно эффективно. Преимуществом этого способа является уменьшение концентрации газов, движущихся после взрыва по туннелю к порталу. Вместе с тем применение этого способа усложняет вентиляционную установку, увеличивает потери напора в сети и повышает общее время проветривания выработки по сравнению с нагнетательным способом.
Комбинированный способ проветривания с установкой вблизи забоя нагнетательного вентилятора и отсасыванием отработанного воздуха по главному .воздуховоду через весь туннель также является эффективным, поскольку он позволяет уменьшить загазованность туннеля. Однако этот способ не сокращает продолжительности проветривания выработки по сравнению с нагнета1ель-ным и является более сложным ввиду наличия мощного забойного вентилятора, перестановка которого в забое усложняет производство работ.
Методика расчетов проветривания выработок большого сечения существенно отличается от методики, применяемой для выработок обычного сечения. Следует отметить, что вопросы проветривания выработок большого сечения (особенно туннелей) разработаны недостаточно.
Для проветривания выработок больших сечений подсчет необходимого количества воздуха производится:
по наибольшему числу людей, одновременно находящихся в выработке.
Q = qn, мЛ мин.	(VIII, 1)
где п—максимальное число рабочих, одновременно занятых на подземных работах;
q — норма воздуха на одного человека в м3 за 1 мин. По правилам безопасности количество воздуха, рассчитываемое по числу людей, должно быть не менее 6 м3/мин на каждого человека;
по количеству выделяющихся газов при работе дизельных двигателей
Q = (2н-3) N, мЛ/мин,	(VIII, 2)
где N — суммарная мощность всех дизельных двигателей, одновременно работающих в туннеле, л. с.
При этом считается, что двигатели оборудованы газоочистителями и работают с правильно отрегулированной влры-скивающей насадкой;
15 в м Мостков	225
по минимальной средней скорости движения воздуха по выработке
Q = vminS, м\сек,
(VIII, 3)
где t>min — минимальная скорость движения воздуха по выработке, м/сек;
S — площадь поперечного сечения выработки, м2.
Минимальная скорость движения воздуха должна обеспечивать равномерное распределение газов и установившееся движение по всей выработке при отсутствии застойных зон. Эта скорость может быть определена по формуле проф. В. Н. Воронина
м сек,
(VIII,4)
где А — средняя высота выступов шероховатости на поверхностях выработки, см;
а — коэффициент аэродинамического сопротивления выработки, в десятитысячных долях.
Для незакрепленных выработок можно принять в среднем Л = 20 н25 см; а = 6-:-13 в осадочных породах и а = 17 : 36 в изверженных породах. Обычно для незакрепленных выработок ^min = 0,1 -н0,05 м/сек. При проектировании вентиляции следует стремиться обеспечить наибольшее значение ymin.
Фактическая скорость движения воздуха по выработке будет равна
v = -^~, м/сек,	(VIII, 5)
где Q — количество воздуха, подаваемого в забой, м2/сек;
S — площадь поперечного сечения выработки, м2;
|3 — коэффициент, учитывающий загромождение сечения выработки крепью, оборудованием и различными передвижными и стационарными установками, размещаемыми в подземной выработке в процессе производства работ ([3 = 0,6—: 0,8);
по объему вредных газов, выделяющихся при взрыве зарядов (расчет по расходу ВВ). На этом расчете следует остановиться подробнее. Рассмотрим нагнетательный способ проветривания.
Проветривание камер. Количество воздуха определяется из условия разжижения и выноса приведенных к СО газов ВВ до 0,008% по объему в течение заданного промежутка времени, принимаемого обычно равным до 1 ч.
По В. Н. Воронину, количество воздуха Q, поступающего в единицу времени для проветривания камеры, определяется по формуле
Q =	, мУсек,	(VIII, 6)
где VK — объем камеры, л!3;
Во — начальная вентиляционная нагрузка, численно равная объему камеры, Л13, приходящемуся на 1 кг ВВ, взрываемого в камере, т. е.
Я0 = 4к, М '.кг,	(VIII, 7)
Л
А — количество ВВ, взрываемого в камере, кг;
В—вентиляционная нагрузка, равная объему воздуха, необходимого для разжижения до допустимой концентрации газов, образующихся при взрыве 1 кг ВВ,
В = ^, м^кг,	(VIII, 8)
6 = 0,040 м*!кг — количество ядовитых продуктов, выделяющихся при взрыве 1 кг ВВ;
с — допустимая концентрация газов, приведенная к СО, с = 0,00896 или 0,00008 лг3/лг3.
Подставляя приведенные значения, получаем В = 500 м3/кг; kj—коэффициент турбулентной диффузии, равный отношению средней концентрации газов в поперечном сечении ядра постоянной массы свободной струи у выхода из камеры к средней концентрации газов в камере;
t—продолжительность проветривания камеры.
Коэффициент 6Т характеризует к. п. д. свободной струи при проветривании камеры. Для камер большого объема коэффициент 6Т может быть определен по графику на рис. 106, на котором по оси абсцисс отложены значения, представляющие собой отношение длины камеры /к в направлении действия струи к приведенному диаметру dn вентиляционного воздуховода или выработки, подводящей свежий воздух к камере.
Если вентиляционная труба диаметром d расположена в углу камеры, следует принимать dn = 2d; если же труба установлена у стенки посредине высоты или ширины камеры, то du--= при расположении трубы посредине сечения камеры dn=d.
На рис. 107 показан график для определения количества воздуха Q в зависимости от коэффициента турбулентной диффузии 6Т и отношения объема камеры VK к весу взрывчатого вещества А (т. е. от Bq) при продолжительности проветривания 1 ч. Если для проветривания отводится время t, то полученное по графику значение Q умножается на — .
15*	227
При большом расходе воздуха необходимо устанавливать не-
сколько параллельно включенных вентиляторов.
Рис. 106. График для определения коэффициента турбулентной диффузии
боток. Допущение такого типа практике.
Проветривание туннелей большого сечения. Применение существующих формул для проветривания горных выработок обычного сечения не может быть рекомендовано для туннелей большого сечения, так как результаты расчета по этим формулам оказываются значительно завышенными по сравнению с данными практики.
Приближенный расчет проветривания туннелей большого сечения по нагнетательному способу можно производить по формуле типа (VIII,6), выведенной для камерных выра-принимается и в зарубежной
Рис. 107. График для определения расхода воздуха для проветривания камерных выработок
Взамен VK в формуле (VIII, 6) примем S/o, где /0 — зона отброса газа (начальная длина этой зоны после взрыва обычно равна 40—50 л), S— площадь поперечного сечения туннеля, т. е.
Q =	м'' сек.	(VIII, 9)
kyt JDq
где
г> _ Slo
Во= j-, кг-
(VIII, Ю)
Расчет проветривания туннелей большого сечения по формуле (VIII, 9) может быть обоснован следующим положением. Применение этой формулы позволяет подсчитать такое количество воздуха, которое обеспечит через время t возможность нормальной работы людей в призабойной части туннеля. На остальной длине туннеля концентрация воздуха через время t обычно восстанавливается до допустимой величины за счет непрерывного разбавления газов не только вследствие поступления воздуха из трубопровода, но и в районе соприкосновения движущегося облака газов со свежим воздухом, находящимся в туннеле. Следует отметить, что расчет на проветривание части забоя, равной длине зоны отброса газов, применяется и при проходке шахтных стволов. Вопрос о возможности пребывания людей в туннеле (кроме призабойной части) в течение времени проветривания t рассматривается ниже.
Поскольку в туннелях вентиляционная труба расположена сбоку, то dn= l,5d. Расстояние от конца трубы до забоя принимаем в среднем равным Z = /к = 20 л, а диаметр воздуховода d = 1 м, тогда имеем = 13,3. По графику на рис. 106 находим kT= 0,623. Принимая lQ = 50 м и подставляя числовые значения в формулу (VIII, 9), получаем
Q = 0,0514-т*(1 -Hg4). мЧсек, (VIII, 11) t \	о /
где t в часах.
По этой формуле построен график (рис. 108) для определения количества воздуха Q, подаваемого в забой при 'нагнетательном проветривании туннелей в течение t = 1 ч в зависимости от расхода ВВ А за взрыв и сечения туннеля S.
Если для проветривания отводится время /, то полученное по графику значение Q умножается на —. При значении Z?T, отличном от 0,623, величину Q по графику на рис. 108 умножают
Расстояние от конца вентиляционного воздуховода до забоя должно быть в пределах 15—30 я. При большем значении у забоя остается зона с почти неподвижным воздухом и удаление газов из забоя происходит только за счет диффузии, что повышает продолжительность проветривания выработки. При меньшем расстоянии трубы могут быть повреждены при взрыве. Для уменьшения опасности повреждения металлических труб можно последний участок длиной 10 я выполнять из гибких труб.
После определения количества воздуха по всем четырем показателям следует выбрать наибольший из получившихся. При необходимости принятый расход воздуха следует проверить на расчет по пыли.
Производительность вентилятора Qo, обеспечивающего подачу в забой необходимого количества воздуха Q, определяется по формуле
Qq=PQ, м?/сек,	(VIII, 12)
где р — коэффициент потерь воздуха через 'вентиляционный трубопровод на длине проветриваемой выработки может быть определен по формуле [12]
1 uL
3 lvd
Р =
(VIII, 13)
где и — характеристика соединений звеньев труб. Для металлических труб при обычной сборке и = (5-:-8) • 10-3, при тщательной сборке и = (Зн-4) • 10~3;
Рис. 108. График для определения расхода воздуха для проветривания туннелей больших сечений
L — общая длина вентиляционного трубопровода, м\
1\ —длина одного звена трубопровода, м;
d — диаметр вентиляционного трубопровода, м\
а — коэффициент аэродинамического сопротивления, для металлических труб диаметром 0,8—1,3 м принимается а = 0,00030.
Величину р удобно определять по графику на рис. 109 в зависимости от диаметра и длины трубопровода. График составлен для значения — = 10-3, что является наиболее характерным. 230
При выборе диаметра вентиляционного трубопровода следует иметь в виду, что потери давления обратно пропорциональны пятой степени диаметра. Количество же энергии, затраченной на проветривание, пропорционально потере давления. Если вместо воздуховода диаметром 0,6 м применить такой же воздуховод диаметром 1,2 м, то требуемые мощность вентилятора и расход энергии уменьшатся в 32 раза. Однако с увеличением диаметра возрастает стоимость труб и расходы на их монтаж. Для выработок большого сечения практикой установлены рациональные диаметры труб >в пределах 0,8—1,3 м, причем, чем
больше расход воздуха и длина выработки, тем большего диаметра надо выбирать грубы.
Максимальный вентиляционный напор вычисляется по формуле [12]
О2
ЛП1ах = 6,5ар£	мм вод. cm. (VIII, 14)
Напор воздуха в вентиляционных трубопроводах при различных значениях количества воздуха и диаметра трубопроводов можно определять по графикам на рис. 110. По оси ординат отложены значения Ао, представляющие собой потери напора в трубопроводе длиной
Рис. 109. График для определения коэффициента потерь для вентиляционного трубопровода
100 м При коэффициенте потерь р=1. Для получения максимального напора по всей длине трубопровода полученное значение Ао необходимо пересчитать по формуле
Атах — Ао юо » ММ,
(VIII, 15)
где L в метрах.
При большой величине потерь напора в трубопроводе требуется последовательная установка вентиляторов по длине выработки.
Подбор вентиляторов производится так же, как и для выработок обычных размеров.
При нагнетательном проветривании возникает вопрос о степени загазованности выработки по ее длине при движении воздуха после взрыва от забоя по направлению к порталу и возможности пребывания людей в туннеле во время проветривания забоя после взрыва.
Степень допустимости той или иной дозы окиси углерода СО в атмосфере зависит от времени ее воздействия на организм человека. В США величина физиологического коэффициента п 231
выражается произведением количества СО в процентах на продолжительность пребывания человека в данных атмосферных условиях Т в часах, т. е. п = СО X Т. Если п = 0,03 и менее, то организм человека не испытывает каких-либо неприятных ощущений; начиная с п = 0,06 обнаруживаются первые признаки токсикоза, при п = 0,09 появляются головные боли и тошнота, при п = 0,15 возникает опасность для жизни человека.
На основании этих норм предложена следующая формула, характеризующая степень опасности отравления газом [76]:
(VIII, 1б>
где — начальная концентрация газа в тысячных долях;
/0 — начальная длина зоны распространения газа (40—50 л);
8—коэффициент разбавления ядовитых газов обычно равный 2—3.
Считается, что пр,и движении загазованного воздуха стоящий человек подвергается опасности поражения, если г] достигнет 2000.
По формуле (VIII, 16) можно определить минимальный расход воздуха для обеспечения возможности нахождения людей в подземной выработке после взрыва. Для этого принимаем lQ = 40 м и 6 = 2, тогда начальная концентрация газа в тысячных долях определится из выражения
Ah ? = 1000<>
так как 6 = 0,04 м^кг, то <р = -гг.
232
Следовательно, минимальный расход воздуха по формуле (VIII, 1-6) будет равен
Q 2 + ср 4СИ м'\сек*	(VIII, 17)
Если, например, сечение туннеля S = 100 м2 и <р = 4,5, то по формуле (VIII, 17) находим Q^>7,8 м?1аек. Для этих же условий по графику на рис. 108 определяем Q = 8,5 м31сек, т. е. подача такого кол-ичества воздуха позволяет избежать отравления газами людей, находящихся в туннеле (кроме призабойной части). Тем не менее, целесообразно после взрыва выводить людей из туннеля на некоторое время.
По нормам, принятым в Советском Союзе, предельно допустимая концентрация окиси углерода также зависит от продолжительности пребывания людей в загазованной атмосфере:
Продолжительность пребывания
в загазованной атмосфере, ч .	8	1	1/2 1/4—1/3
Предельно допустимая концен-
трация окиси углерода (в относительных единицах) ....	1,0	1,7	3,3	6,7
По этим же нормам повторная работа в условиях повышенной концентрации окиси углерода в воздухе рабочей зоны может производиться с перерывами не менее чем в 2 ч.
Для уменьшения простоев рабочих во время проветривания, учитывая сравнительную безопасность нахождения людей в загазованной зоне на короткое время, в Швеции, например, в туннеле Сторноррфорс, вскоре после взрыва в забой направляли бульдозер для подгребки породы. Бульдозеристы при этом надевали специальные маски и находились в загазованной зоне по 15—20 мин.
При проектировании вентиляции целесообразно в расчетах учитывать естественную тягу, возникающую в камерных выработках, имеющих по условиям производства работ несколько выходов на поверхность, и в туннелях с разными отметками входа и выхода или с пройденным сквозным ходом.
В выработках образуется естественное движение воздуха под влиянием ряда факторов, в том числе от теплового напора, разности барометрических давлений у порталов, ветров и др. Суммарный статический напор, возникающий в выработке от этих факторов, может достигать 50 мм вод. ст. и более. В ряде случаев расход воздуха при естественной тяге оказывается весьма значительным. Например, замерами было установлено, что в апатитовом руднике им. Кирова естественная тяга давала в некоторые периоды до 5000 м^мин воздуха.
Естественная тяга в соответствующих условиях может заменить искусственное проветривание выработок. Например,
в камерной выработке, расположенной в глубине массива и соединенной с поверхностью стволом и двумя-тремя другими подходами, может возникать в процессе разработки отдельных горизонтов в определенное время года настолько большая естественная тяга, что вентиляторы не понадобятся.
Показательным примером применения естественной тяги при проходке выработок большого сечения является проветривание туннелей, верхняя или нижняя часть которых пройдена на всю длину, обеспечивая свободное движение воздуха от одного портала к другому. В таких туннелях при разработке уступа проветривание вентиляторами может не потребоваться. Эффективность естественного проветривания можно увеличить установкой на уступе небольшого нагнетательного вентилятора с коротким воздуховодом. Направление нагнетания воздуха должно совпадать с направлением проходки уступа, что повысит в пройденной насквозь части туннеля скорость движения воздуха и за счет эжекции усилит естественную тягу.
В ряде случаев при несовпадении направления естественной тяги с действием вентилятора может произойти опрокидывание искусственной струи. В таких условиях требуется тщательная изоляция подземных работ от поверхности путем устройства перемычек и завес.
При проветривании выработок большого сечения применяют металлические и гибкие трубы.
Металлические трубы диаметром 0,8—1,2 м выполняются из стали толщиной 2—3 мм, что определяется требованием сварки фланцев и обеспечением жесткости трубы. При толщине стали 2 мм вес труб на 1 км длины выработки составляет 60—80 т. Трубы изготовляют звеньями длиной 3—6 м.
Для сокращения расхода металла в Швеции переходят на трубы из кровельной стали толщиной 0,75 мм. Вес 1 м таких труб диаметром 1,2 м составляет около 25 кг. На трубе выдавливают кольцевые желоба жесткости, продольные соединения листа заваривают или запаивают, затем трубу окрашивают. Соединение труб очень простое, один конец трубы несколько сужен и вводится в другой конец соседней трубы. Стык заливают мастикой и проклеивают брезентовой лентой.
Аналогичная конструкция применяется на одном из рудников в ЮАР. Соединение на стыке состоит с одной стороны из раструба с кольцеобразным углублением и резиновым кольцом в канавке с другой стороны трубы. Кольцо входит в углубление, образуя плотное соединение. Монтаж одной секции воздуховода занимает всего 3,5 мин.
Для сокращения расхода металла были попытки (туннель Ярпштреммен и др.) применения деревянных вентиляционных труб (коробов), однако положительных результатов это не дало. 234
Имелись попытки подавать воздух по отсекам выработки, отделенным перегородками, однако это также оказалось неэффективным. Возможность отказа от труб имеется при наличии сквозной штольни малого сечения по всей длине выработки. В этих условиях воздух для вентиляции расширяемого забоя может быть от портала направлен непосредственно по этой штольне.
Радикальным решением вопроса является применение гибких вентиляционных труб. В настоящее время отечественной про)мышленностью выпускается несколько типов таких труб, выполняемых из двусторонней прорезиненной ткани; с 1963 г. изготовляются трубы из капроновой ткани и пленочного полихлорвинилового пластиката.
Применение для проветривания выработок большого сечения гибких вентиляционных труб по сравнению с металлическими позволяет сократить вес, улучшить условия монтажа, упростить стыки, проложить трубы в тесных местах выработки и др. Однако выпускаемые гибкие трубы могут быть применены лишь для нагнетательного проветривания. В целом использование гибких труб сокращает стоимость проветривания и затраты труда на его осуществление. Срок службы гибких труб усовершенствованных конструкций удовлетворяет срокам строительства подземных выработок большого сечения.
Для соединения гибких труб служат пружинящие кольца, которые вшивают в торцы каждого звена. При стыковании кольцо одного звена сжимают и вкладывают в другое кольцо. Для увеличения прочности и плотности стыков на эти кольца надевают специальный металлический хомут. Трубы подвешивают на крючках, которые прикрепляют к туго натянутому тросу, закрепленному короткими анкерами к стенке выработки. Высота от подошвы туннеля до троса обычно составляет 1,5—2 м.
Диаметр серийно выпускаемых гибких труб типа М и МУ составляет 600 мм. На строительстве Нурекской ГЭС в опытном порядке с конца 1962 г. испытываются гибкие трубы диаметром 1000 мм. Целесообразно разработать конструкцию гибких труб диаметром до 1,3 м, которые можно было бы использовать как для нагнетания, так и для всасывания воздуха.
За рубежом применяются пластикатные трубы «Флексадукс», «Венифлекс» и др. В некоторых типах этих труб диаметром до 500 мм устанавливается спиральная проволока, позволяющая использовать трубы для отсасывания воздуха из забоя.
§ 22. ПОДСОБНЫЕ ПРОЦЕССЫ
Водоотлив. Способ строительства подземного сооружения в водоносных породах может быть выбран из условия осушения выработок в процессе производства работ. Например, 1при про-235
ходке камеры или туннеля в трещиноватых породах с большим притоком воды, имеется возможность путем проходки передовой штольни по нижнему горизонту перехватить всю воду, с тем чтобы при раскрытии верхних горизонтов выработки производить работы без применения водоотливных средств.
При проектировании производства работ в выработках большой ширины в случаях ожидаемого значительного притока воды также следует изучить, например, возможность предварительной проходки дренажных штолен вне самого сооружения, но оконту-ривающих его и обеспечивающих сбор основного объема воды с окружающего массива. Мероприятия по устройству дренажных штолен, систем фильтров, скважин, цементации массива и другие могут оказаться целесообразными, если ожидаемый приток грунтовых вод при проходке составляет 0,25 м?1сек и более.
В обычных условиях устраивают дренажные канавы сбоку туннеля с уклоном, совпадающим с уклоном подошвы туннеля (в том случае, если туннель проходится с подъемом). Такие канавы шириной 0,5—0,7 м и глубиной 0,4—0,5 м рекомендуется устраивать и в тех случаях, когда геологическая разведка не может с достаточной определенностью предсказать величину ожидаемого притока воды. Канавы не рекомендуется перекрывать сверху; для безопасности целесообразно ограничивать канавы от проезжей части бетонными бортами. Если канавы устраиваются со стороны людского прохода, они должны быть перекрыты съемными прочными настилами >или щитами.
В туннелях, проходимых с уклоном вниз, непосредственно в -забое устанавливается насос, перекачивающий воду в зумвф, находящийся на расстоянии до 50 м, откуда дальнейший водоотлив осуществляется мощными насосами по трубам. Зумпф можно устраивать переносным в виде металлического ящика длиной 2 м, шириной и высотой 0,8—1 м.
При разработке камер водоотливные установки можно размещать на двух горизонтах — на уровне пят свода и на уровне подошвы камеры. Каждая установка может иметь самостоятельный вывод на поверхность (в зависимости от топографических условий местности и наличия строительных подходов) или же откачка воды на поверхность будет осуществляться с верхнего горизонта; в этом случае нижняя установка предназначается для перекачки воды в верхний водосборник. Можно ограничиться одной водоотливной установкой, размещая ее на нижнем горизонте, на котором должен быть пройден направляющий ход по -всей длине выработки.
Освещение. Нормы освещенности при проходке подземных выработок большого сечения не установлены. По данным практики, расстояние между лампами мощностью 150 вт можно принимать 6 м. Лампы при этом необходимо подвешивать на 236
высоте 4—6 м от подошвы выработки. При использовании ламп другой мощности эти расстояния соответственно пересчитывают.
Могут применяться сетевые светильники РН-100 и РН-200 с лампами накаливания или люминесцентные светильники на 80 и 90 вт типа ПВЛ. На отдельных ярусах буровых подмостей целесообразно устанавливать люминесцентные светильники РНЛ-15.
В камерных выработках большого сечения могут применяться также прожекторы заливающего света типа ПЗ-35, ПЗ-45 и ПЗ-60 с лампами мощностью 500—2000 вт. Рекомендуется использовать передвижные вышки на 4—5 прожекторов (автомобильных фар).
Устройство проезжей части подземных дорог. Подошва выработки после взрыва оказывается неровной, наличие выступов и впадин отрицательно отражается на работе подземного транспорта. Наиболее простым средством улучшения подземных дорог является покрытие из щебня с песком высотой 10—15 см. Для повышения срока службы покрытия его пропитывают битумом. В широких выработках для полосы, по которой движутся груженые автосамосвалы, рекомендуется устраивать бетонное покрытие толщиной 10—15 см (из монолитного бетона или из цементно-бетонных армированных плит) или гладкое асфальтное.
Устройство бетонного или асфальтного покрытия целесообразно в длинных выработках, проходимых с уклоном и в строительных подходах при общей продолжительности строительства выработки и движении по ней автотранспорта более одного года, при меньшем сроке покрытие следует устраивать из щебня с песком.
В каждой подземной выработке должны быть выделены дорожники, в обязанность которых входит устройство и ремонт покрытий и расчистка водоотводных канав.
Геодезические работы в выработках большого сечения, особенно при проходке их с различных горизонтов, являются весьма сложными и ответственными. Порядок выполнения этих работ и предъявляемые к ним требования подробно изложены в работе [54]. Ниже приведены лишь рекомендации по контролю за профилем выработок, проходимых полным сечением буровзрывным способом. В остальных случаях контроль производится обычным путем.
При большой высоте и ширине подземных выработок съемка поперечного сечения представляет определенные технические трудности, связанные с замерами на большой высоте и точностью применяемых пантографов и инженерно-нивелирных инструментов. В наибольшей степени подходящим для таких выработок является предложенный в Новочеркасском политехническом 237
институте натурпаптограф ПН-4. Таким прибором можно обеспечить съемку выработки с достаточной степенью точности. Однако и в этом случае, как и при всяком пантографе замеры требуют больших затрат времени.
Для 'контроля за профилем выработки представляет интерес фотографический метод, примененный на строительстве Борисоглебской ГЭС (рис. 111).
В заданном сечении на определенной высоте от подошвы устанавливают масштабную линейну 1 (длина ее на Борисоглебской ГЭС составляла 4,1 м). Измеряемое сечение освещается прожектором 2 и фотографируется. Расстояние от фотоаппарата 3 до линейки подбирается таким, чтобы в объектив попало все
Рис. 111. Схема контроля профиля выработки фотографическим методом
сечение выработки, в котором помещена линейка (при ширине туннеля 13 м и высоте 7,5 м это расстояние составляло около 30 м). Зная фактические размеры линейки и ширины выработки, на фотографии очерчивают проектный профиль 4 туннеля и определяют места переборов или недоборов. Фотографируя сечения через каждые 10 м, можно корректировать расположение шпуров для обеспечения надлежащего профиля выработки. Аналогичный метод применяется в Чехословакии (приборы типа стереокомпараторов).
В длинных туннелях для проверки результатов взрывов могут быть также использованы приборы, выполненные по типу оптического габаритомера, применяемого туннельно-обследовательскими испытательными станциями Министерства путей сообщения СССР. Принцип такого прибора следующий. Электрическая лампа, помещенная в специальном фонаре с кольцевой прорезью, дает световую плоскость, расположенную нормально к оси туннеля. Пересечение этой плоскости с периметром выработки создает на нем яркий световой контур, точно воспроизводящий поперечное очертание туннеля в данном сечении. Световой контур фотографируется и сравнивается с проектным очер-238
танием туннеля. Весь прибор может быть скомпонован в одной передвижной установке. Контроль за профилем может проводиться и с помощью оптических засечек.
§ 23. ТЕХНИКА БЕЗОПАСНОСТИ
При выполнении строительных работ по сооружению подземных выработок большого сечения необходимо руководствоваться установленными правилами безопасности. Однако в существующих правилах отсутствуют некоторые специфические положения, относящиеся к выработкам большого сечения. Ниже приведено лишь несколько основанных на практике предложений, выполнение которых повысит безопасность подземных работ.
Наибольшие размеры выработок, проходимых без крепления, устанавливаются проектом на основании анализа устойчивости выработок. Эти размеры в основном зависят от формы поперечного сечения и инженерно-геологических условий. Некоторые рекомендации по этому вопросу были изложены в первом разделе.	---
Транспортные выработки, проходимые в пределах поперечного сечения камер и туннелей больших размеров (ниже сводовой части), независимо от устойчивости пород должны быть закреплены. Это необходимо ввиду возможного обрушения породы в транспортной выработке от сейсмического воздействия при взрыве зарядов на вышележащих горизонтах.
В подземных выработках, в которых пройдена верхняя часть или основной массив разрабатывается отдельными горизонтами, высота уступов не должна превышать более чем в полтора раза максимальную высоту копания экскаватора. Ввиду возможности сколов породы даже в самых благоприятных условиях при работе экскаватора угол наклона уступа к горизонту не должен превышать 80°. При использовании отечественных экскаваторов предельная высота таких уступов составляет 12—45 м. Уступы с наклоном 65—70° могут иметь несколько большую высоту при условии регулярной оборки плоскости взрыва.
Если выработка проходится ступенчатым (уступным) забоем, то оставляемые бермы должны иметь ширину, достаточную для размещения людей и бурового оборудования. При бурении шпуров ручными перфораторами ширина бермы должна быть не менее 2,5 м, при установке перфораторов на треногах — не менее 4 м. Бермы должны быть горизонтальными и постоянно очищаться от кусков породы и посторонних предметов. Бермы, по которым происходит регулярное движение рабочих, должны иметь ограждения. При необходимости работы на откосе уступа, не имеющего берм, следует применять подмости или механические подъемные устройства со стрелой и специальной кабиной для работающих.
Оборка породы в кровле, стенах и уступах выработок. Работам по оборке породы должно быть уделено особое внимание, невыполнение этого требования может привести .к более серьезным последствиям, чем при проходке обычных выработок.
Оборка кровли, стен и уступов должна производиться несколько раз в сутки, под непосредственным наблюдением лиц надзора. До проведения оборки нельзя приступать к каким бы то ни было работам в забое. Первая оборка должна производиться после взрыва до начала погрузочных работ, причем обирать и осматривать следует не только места, обнажившиеся в результате взрыва, но и места, примыкающие к зоне взрыва на расстоянии не менее Ю м. После окончания погрузки породы перед началом бурения шпуров должно быть вновь проверено состояние кровли и стен. В случае обнаружения признаков сдвижения пород все работы должны быть остановлены и рабочие, не занятые оборкой, удалены из опасной зоны. Следует наладить регулярный, не реже одного раза в сутки, осмотр пройденной части выработки, причем это должно быть поручено техническому руководству участка, а результаты осмотра с проверкой выполнения соответствующих распоряжений, необходимо заносить в горный журнал. При взрывании зарядов в уступах необходимо проверять и обирать не только уступ, но и расположенную над ним кровлю. Указанные требования следует выполнять и при гладком взрывании, когда трещины и сколы в породе менее выявлены, чем при обычных методах взрывания.
Установки, с которых производится оборка кровли и уступов, бывают двух типов: телескопические вышки с вертикальным подъемом и рычажные подъемники с выносной стрелой. В качестве таких установок могут быть использованы устройства, применяемые для монтажных работ на линиях электропередач и открытых подстанций.
Телескопические автовышки имеют максимальную высоту подъема 15—26 м.
Применение рычажных подъемников с выносной стрелой более предпочтительно, поскольку такие подъемники, находясь вне пределов опасной зоны, могут с одной стоянки обслуживать большую площадь кровли и забоя выработки над отвалом взорванной породы. Монтажный гидроподъемник АГП-12, смонтированный на автомашине ЗИЛ-164, имеет наибольшую высоту подъема 12 м, радиус обслуживания 9 м\ подъемник оборудован двумя кабинами грузоподъемностью по 100 кг. Подъемник МШТС-1м имеет гусеничный ход, радиус обслуживания 15 ле, грузоподъемность двух кабин 420 кг. Подъемник ТГП-24 также на гусеничном ходу имеет радиус обслуживания 22 м и две кабины общей грузоподъемностью 200 кг. Некоторые самоходные подъемники с выносной стрелой предназначаются не только ДДЯ 240
оборки кровли, но и для установки с них крепи (КСО-25 КСО-12, СП-12 и др.).
На рис. 112 показана характерная конструкция рычажного подъемника с выносной стрелой для оборки кровли выработок большого сечения.
Оборка может производиться также с помощью экскаватора. Для этой цели в ковш экскаватора монтируют съемную насадку в виде клина, увеличивающую вылет стрелы.
Передвижение людей. Независимо от ширины выработок большого сечения места для передвижения людей должны быть
Рис. 112. Установка для оборки кровли выработки
заранее отведены и обозначены. При применении автотранспорта в выработках большого пролета проходы для людей (шириной не менее 0,7 л*) целесообразно ограничить бетонными бортами, причем зазор между бортом и автомашиной должен быть не менее 0,5 м. Такое же расстояние должно быть и между автомашиной и стенкой выработки с другой стороны, а также между встречными автомашинами при разъезде. Перевозка людей должна производиться в специально оборудованных бортовых автомашинах.
Для сообщения между уступами должны устанавливаться прочные лестницы с двусторонними поручнями и наклоном не свыше 60°. Продвижение людой по отвалу породы может быть
16 В. М Мостков	241
допущено лишь при особой производственной необходимости и с разрешения лица технического надзора.
Буровзрывные работы. Большое количество зарядов, взрываемых за один раз, обусловливает специфические требования к буровзрывным работам в выработках большого сечения. Разрабатывается, например, способ микросейсморазведки, позволяющий уточнить количество ВВ, обеспечивающее устойчивость пород после взрыва. В стенке туннеля взрывают несколько i раммов ВВ и по сейсмическому эффекту судят о состоянии пород и возможности возникновения обвалов.
При забуривании горизонтальных шпуров с многоярусных буровых подмостей работы должны начинаться не одновременно, а последовательно с верхнего яруса, с тем чтобы на бурильщиков, находящихся на нижних ярусах, не сыпались куски породы, отбиваемой при забуривании.
Специальные требования налагаются и на забуривание вертикальных шпуров в уступах. Поскольку при проходке верхней части выработки в подошве могут оставаться невзорвавшиеся патроны ВВ, первый период бурения вертикальных шпуров (на длину 1 м) следует производить с дистанционным управлением и бурильщики на это время должны удаляться на взрывобезопасное расстояние.
При обуривании уступов вертикальными или наклонными скважинами расстояние от бровки уступа до буровой рамы или станка должно быть не менее 2 м, а в сильнотрещиноватых породах — не менее 3 м.
Серьезным вопросом, возникающим при бурении шпуров в выработках большого сечения, является борьба с шумом перфораторов. Санитарными нормами запрещено находиться непрерывно свыше двух часов в местах, где шум достигает 120 дб. Между тем даже один перфоратор создает шум порядка 109— 117 дб, поэтому бурение одновременно работающих перфораторов, количество которых в выработках большого сечения достигает 20 и более, может привести к тяжелым последствиям для бурильщиков.
Борьба с шумом проводится как путем применения индивидуальных средств защиты — антифонов, так и с помощью глушителей, ведущих к уменьшению шума в источнике его образования (как например, в установке СБУ-2).
Существует несколько конструкций антифонов в виде полу-пластических цилиндрических заглушек длиной 2,5 см, вставляемых в ушную раковину, и в виде наушников, выполненных также из пластических материалов. Рекомендуется применять одновременно антифоны обеих конструкций.
По принципу акустических фильтров разработаны конструкции встроенных и выносных глушителей для перфораторов, исследуются малошумные буровые штанги, подбирается звукоизо-242
ляция корпуса перфоратора. Работа в этом направлении ведется в Криворожском научно-исследовательском горнорудном институте.
Для ускорения взрывных работ целесообразно применение механических устройств для заряжания шпуров и обучение всех бурильщиков взрывному делу со сдачей экзаменов на право производства взрывных работ.
Погрузочно-транспортные работы. При погрузке породы экскаваторами в автосамосвалы необходимо выполнять следующие требования: порожние автосамосвалы, ожидающие погрузки, должны находиться за пределами радиуса действия экскаваторного ковша, перенос ковша над кабиной бульдозера или автосамосвала не разрешается, находящийся под погрузкой автосамосвал должен быть заторможен, двигатель его выключен, отъезд нагруженной машины и установка порожней под погрузку должны быть разрешены только после сигнала машиниста экскаватора.
Породу следует загружать в кузов до такого уровня, чтобы исключалась возможность ее просыпания при движении автосамосвала по выработке.
Пребывание людей в зоне между забоем и работающим экскаватором не допускается.
В подземных условиях рекомендуется применять автосамосвалы, кабины которых перекрыты специальными защитными козырьками. При отсутствии таких козырьков водитель самосвала во время погрузки должен выходить из кабины.
Следует выполнять и специфические правила, относящиеся к работе экскаватора. В случае угрозы обрушения забоя или при обнаружении отказавших зарядов работа экскаватора должна быть прекращена и экскаватор удален в безопасное место. После окончания погрузки экскаватор должен быть отведен на взрывобезопасное расстояние, ковш опущен на подошву выработки, заперта кабина и отключен кабель.
Кабель, питающий экскаватор, должен размещаться на опорах, лишь ближайшая к экскаватору часть гибкого кабеля может прокладываться по подошве выработки с принятием всех мер, исключающих возможность его повреждения. Наиболее рациональным способом подвода кабеля к экскаватору является прокладка его на анкерах по стенкам выработки и присоединение к верхней части кабины экскаватора путем применения поворотного кабелеприемного устройства, обеспечивающего постоянное натяжение кабеля во время работы по погрузке породы.
Скорость и порядок движения автомашин по подземной выработке устанавливаются проектом, причем интервал между автомашинами должен быть не менее 25 м, а скорость движения машин не более 25 км!ч. По длине транспортной выработки и в местах пересечений с другими выработками должны 16*	243
быть установлены световые табло и другие сигналы, предупреждающие людей об опасности. Движение автомашин должно
производиться без обгона независимо от ширины проезжей части выработки.
Борьба с пылеобразованием. Санитарными правилами техники безопасности предусмотрен комплекс мероприятий по
борьбе с пылью и по контролю с запыленностью при подземных
работах. Для выработок большого сечения ввиду значительных
объемов работ, вызывающих пылеобразование, необходимо обратить особое внимание на улучшение условий труда в забое. __	В проект производства работ
Рис. 113. Установка для улавливания пыли при бурении скважин в уступе: /'—металлический колпак; 2— резиновая прокладка: 3 — буровая штанга: 4— резиновый шланг диаметром 50 мм; 5 — камера, 6— распылительная форсунка; 7—отстойник: 8 — труба для воды; 9 — скважина
необходимо включать специальный раздел, предусматривающий мероприятия по борьбе с пылью и профилактике пылевых заболеваний.
Основными мероприятиями, способствующими уменьшению пылеобразования, кроме интенсивного проветривания выработок являются сле-
дующие.
Бурение шпуров должно производиться с промывкой водой. На установке многоперфораторного бурения должны иметься бачки для централизованной подачи воды по ярусам подмостей.
Как отмечалось в § 18, бурение шпуров под анкеры целесообразно производить с применением сухого пылеулавливания. Рекомендуются перфораторы с пылеотсосом или же обычные перфораторы с пылеуловителями СПН-7, ПУР-3, СПАР-59, УПЗ-1м, ДСП-3 и др., выпускаемые отечественными заводами. В уступах наряду с бурением скважин с промывкой также может быть применено сухое пылеулавливание. На рис. 113 показана схема установки для улавливания пыли при бурении скважин в уступе. Скважина перекрывается металлическим колпаком с резиновой прокладкой, через который проходит буровая штанга. Порода, выбуриваемая из скважины, выдувается в колпак, где осаждается вокруг скважины. Остальная часть
шлама попадает по резиновому шлангу в камеру, в которую поступает вода; грязь, скапливающаяся в отстойнике, отводится по трубе к стенке выработки.
Места возможного пылеобразования (отвал породы у забоя, подошва выработки с песчано-щебеночным покрытием) должны орошаться водой.
Эффективным средством борьбы с пылью при погрузке породы является оборудование стрелы экскаватора над ковшом форсункой, разбрызгивающей воду в момент набора породы ковшом и разгрузки ее в машину. Оросители можно устанавливать дополнительно и вблизи забоя, распыляя воду на отвал породы.
При взрывных работах большое количество пыли под действием потока воздуха из вентиляционных труб разносится по всей выработке. Для борьбы с пылью следует предусматривать водяные завесы и орошение забоя в момент взрыва.
Глава IX
СПОСОБЫ ПРОИЗВОДСТВА РАБОТ В ТУННЕЛЯХ
§ 24. ПРОХОДКА ТУННЕЛЕЙ В КРЕПКИХ ПОРОДАХ
В крепких слаботрещиноватых скальных породах применяются следующие основные способы проходки туннелей: сплошным сечением (забоем), верхним уступом, нижним уступом и уступным забоем.
Проходка туннелей сплошным сечением. При этом способе проходческие работы ведутся последовательно, т. е. бурение шпуров и погрузка породы не совмещаются во времени. В работе применяются установки, оснащенные большим количеством бурильных машин; погрузка породы осуществляется обычно экскаваторами и автосамосвалами. Способ получил значительное развитие в последнее время в связи с усовершенствованием средств механизации, особенно для погрузки и транспортирования породы.
Проходка сплошным сечением туннелей больших размеров возможна в благоприятных инженерно-геологических условиях. Обычно при этом способе площадь забоя не превышает 120 л/2, хотя имеются отдельные примеры применения проходки сплошным сечением в туннелях площадью до 160 м2.
Этот способ целесообразен при проходке туннелей такой длины, при которой экономически оправдывается использование буровых рам или подмостей (не менее 200 лг). В табл. 36 приведены некоторые примеры проходки туннелей сплошным сечением.
Основными достоинствами способа являются: использование в наибольшей степени мощного производственного оборудования; возможность получения высоких скоростей проходки; четкость в работе; сокращение подготовительных и вспомогательных операций.
9Г6
Автодорожный, США, штат Виргиния 		Берсимис, Канада		Лехай, США		Фрейзер, Канада		Браунли, США		Сакума, Япония		Элкгорн, США		Доньё, Швеция	•	Хьялта, Швеция		Глен-Каньон, США		Название гуннеля, страна	
			—		►—»	—	—	о	—	Год окончания	
Сл СО	Сл о	Сл	CD	Сл О	Сл	5	ю	4- СО	Сл	строительства	
										Длина туннеля,	
оо	nd о					Сл		О	о		ND		проходимого	
Сл	о	О	О	ОО	ОО	о	о	О	Са>	с одного забоя.	
О	о	о	о	О	о	о	о	О	о	м	
00	00	00	о	о	о	—	ю	СО	о	Площадь сече-	
о	ко	О	о		о	4-	Сл	Сл	о	ния, лг	
								ND	ND	Число перфора-	
СО	о	4^	nd	4-	сл	Сл	00	О		торов	
									t\D	Емкость ковша	
Сл	Сл	ND	о	О	Сл	СО	Ъ	СО	О	экскаватора или	
										погрузчика	, м1
								СО		Грузоподъем-	
О	Сл	3,6	о	3,6	3,6	о	3,6	о	Сл	ность автотранспорта, т	
						,							
nd 00	СО	|	00	о	Сл	00	1	о Сл	ОО	бурение	-
											
											= н о
СО о		1	ю	nd о	О	Сл	1	00	ND	погрузка	т: с j
											_ О' V Q О
								СО			
								О			
00	СО	nd	nd	о	00	ND	1	1	ND	общая	
	о							СО Сл			
	I	4^-			, р.	4-	1	Сл	4-	Уход забоя	
*-	о	Сл	о	ND	СО		1	Сл	ND	за цикл, м	
										Характерная	
nd	Сл	СО Сл	СО Сл	ND	Сп	4-О	т:	Сл О	Ci О	среднесуточная	
о	о	О	о	О	О		О	о	О	интенсивность работ, м', су тки	
н Co C\ Sa 5 Л co
К недостаткам способа следует отнести значительное замедление темпов работ на участках залегания слабых пород; громоздкость передвижных буровых установок при большой высоте выработки; сложность сохранения вертикальности забоя после взрыва при наличии неоднородных пород; существенные потери времени при ликвидации последствий неудачного взрыва.
Опыт проходки сплошным сечением рассмотрим на примере строительства туннеля Глен-Каньон (США). Этот туннель длиной 850 м корытообразного очертания площадью 160 м2 был сооружен в 1956—1957 гг. за 400 рабочих дней. Проходка велась дв>мя забоями в скальных породах на полное сечение.
В забое бурили 200—250 шпуров глубиной до 4,9 м преимущественно ручными перфораторами на пневмоподдержках, устанавливаемых на четы-рехъяргеной буровой раме портального типа. Размеры рамы 9,5X12,2 м, нижний ярус — откидной для пропуска транспорта. Рама была установлена на колесах и перемещалась самосвалами. На каждом ярусе размещалось 2—5 перфораторов, всего 15—18. Применяли также колонковые перфораторы и отбойные молотки. Для обеспечения проходки сжатым воздухом использовали два компрессора производительностью по 25,4 м3/мин. Уход забоя за цикл составлял 4,2—4,3 м.
Уборка породы производилась с помощью тракторного погрузчика «Ка-терпиллер-Д-8», погрузочной машины и трех самосвалов «Эвклид» грузоподъемностью 15 т. Выработку крепили металлической арочной и анкерной крепью.
Проветривание осуществлялось вентилятором производительностью 21 м^сек. Воздуховод — металлический сварной диаметром 105 см.
Проходческая бригада состояла из 60—70 человек, из них 27—34 работали на оборке породы и креплении, 25 бурильщиков, 12—14 были заняты на погрузке породы. Работы велись в две смены, среднесуточная скорость проходки 4 м. Стоимость строительства туннеля по контракту 2,5 млн. долларов.
Проходка туннелей верхним уступом. По этому способу проходческие работы ведутся в два последовательных этапа (рис. 114). Вначале на всю длину туннеля разрабатывается нижняя часть сечения, после чего осуществляется расширение до полного профиля (разработка верхнего уступа). Обуривание верхней части ведется либо с отвала породы (горизонтальные шпуры), либо с подошвы туннеля (вертикальные или наклонные шпуры).
В том случае, если обуривание верхней части туннеля производится с отвала породы, площадь нижней части подбирают из условия высоты отвала, удобной для подмащивания и зачистки кровли. Обычно эта площадь составляет 45—50% всей площади сечения туннеля. Погрузка породы производится на таком расстоянии от места бурения, чтобы площадка породы, на которой размещаются бурильщики, оставалась горизонтальной.
Бурение шпуров верхней части сечения с подошвы туннеля может производиться одновременно с проходкой нижней части (во время погрузки породы) на определенном расстоянии от забоя. Применяемая для обуривания верхней части установка должна размещаться на подошве выработки таким образом, 247
а
Схема проходки тун-верхним уступом:
этап проходки; б — второй J в ь-второй этап проходки
Рис. 114.
неля а — первый этап проходки при бурении шпуров с отвала;	“	__г_____
при бурении шпуров с подошвы тун-
неля
чтобы не мешать работе транспорта (например, на половине ширины подошвы туннеля). В том случае, если обуривание уступа выполняется после разработки всей нижней части, операции по бурению шпуров и погрузке породы ведутся с разных сторон отвала породы и обеспечиваются энергией и материалами с обоих порталов туннеля.
Проходка туннеля верхним уступом применима лишь в таких инженерно-геологических условиях, когда имеется гарантия, что крепления кровли не потребуется как для нижней, так и для верхней частей туннеля.
Наиболее целесообразно применение этого способа в квадратных или высоких туннелях небольшой длины (до 200 м), когда высокие буровые подмости не оправдываются по экономическим соображениям.
В туннелях с обычной площадью поперечного сечения проходка верхним уступом является разновидностью распространенного метода с передовой нижней штольней и последующим расширением. В этих условиях опережение нижней части может осуществляться всего на несколько метров.
К достоинствам способа относятся: отсутствие высоких буровых установок; низкая для верхней части благодаря
стоимость буровзрывных работ
совпадению направлений отбойки верхнего уступа и силы тяжести породы и большой глубины шпуров, зависящей лишь от длины буров и мощности перфоратора, а также малой вероятности отказа зарядов, располагаемых в верхней части сечения туннеля; непрерывная погрузка породы от верхней части, не зависимая от буровых работ; надежная геологическая разведка туннеля при проходке его нижней части.
Несмотря на отмеченные достоинства, этот способ не получил широкого распространения, так как кроме ограничения по геологии он имеет ряд существенных недостатков: появляется необходимость двойной оборки кровли; образуются большие размеры кусков породы при взрыве зарядов в верхней части; 248
сложно получить ровный контур верхней части при бурении шпуров с подошвы или сохранить устойчивость отвала породы в процессе погрузки, когда с него производится бурение шпуров; трудно организовать транспортные работы и прокладку коммуникаций по обеспечению буровзрывных работ.
Одним из примеров применения этого способа является проходка туннелей ГЭС Чильфорсен (Швеция).
В состав сооружений подземной гидроэлектростанции Чильфорсен входят безнапорный подводящий туннель длиной 3700 м, поперечным сечением 208 м2 и отводящий напорный туннель длиной 2680 м, поперечным сечением 176 м2. Оба туннеля залегают в крепких скальных породах.
Подводящий туннель проходили
способом верхнего уступа в наиболее крепких породах. Длина участков, пройденных этим способом, составляет 650 м от входного портала и 550 м от выходного. При этом обуривание верхнего уступа производилось с подмостей, смонтированных на автомашинах, которые передвигали по отвалу ранее взорванной породы. Шпуры бурили горизонтально.
Отводящий туннель проходили способом верхнего уступа на длину 882 м. Нижнюю часть туннеля площадью 88 м2 проходили с одновременным обуриванием верхнего уступа
Рис. 115. Схема проходки тун-
снизу вверх с помощью рамы, отстояв- неля нижним уступом:
шей на 100 м от забоя. Рама была осна- а — первый этап: б — второй этап щена 12 перфораторами и обслужива-
лась 2—3 бурильщиками, угол наклона шпуров к горизонту составлял 60°. В верхнем уступе заряды взрывали после обуривания его на всю длину. Такой способ обуривания верхнего уступа позволил сократить (по сравнению с подводящим туннелем) удельный расход шпурометров на 25%, удельный расход ВВ на 10% и увеличить производительность труда бурильщиков на 60%.
Проходка туннелей нижним уступом. При этом способе проходка выполняется в два этапа (рис. 115). В первую очередь на всю длину туннеля разрабатывается верхняя часть сечения, после чего начинается разработка нижнего уступа. Бетонирование свода туннеля при необходимости производится с определенным отставанием от забоя верхней части. Стены и лоток бетонируют одновременно после разработки нижйего уступа или с некоторым отставанием от забоя.
Размеры верхней части сечения должны обеспечить беспрепятственную работу погрузочного и транспортного оборудования, которое рекомендуется оставить неизменным и при разработке уступа. Поскольку разработка нижнего уступа осуществляется значительно быстрее, чем верхней части, то высота последней назначается минимальной в зависимости от габарита экскаватора (обычно 7—11 м). Некоторые положения по
выбору экскаватора в выработке заданного размера были приведены в гл. VI.
Сооружение верхней части туннеля ничем не отличается от проходки забоя сплошным сечением. Уступ может обуриваться вертикальными, наклонными или горизонтальными скважинами. Наиболее целесообразно совмещать во времени обуривание уступа с уборкой породы, что достигается при вертикальных или наклонных скважинах.
Способ нижнего уступа рекомендуется применять в породах, требующих крепления кровли туннеля или же при площади поперечного сечения более 120 м2. Этот способ может быть эффективным и для туннелей меньшего сечения, проходящих в до-
Рис. 116. Последовательность работ на начальном участке туннеля при проходке нижним уступом
статочно устойчивых породах, но при высоте туннеля больше 10 л, когда проходка сплошным сечением осложняется вследствие необходимости применения громоздких буровых установок.
Некоторые примеры проходки туннелей большого сечения способом нижнего уступа приведены в табл. 37.
Проходку начального участка (длиной до 100 м) длинных туннелей рекомендуется выполнять в следующем порядке (рис. 116). Временную подъездную дорогу с поверхности подводят к отметке подошвы верхней части туннеля 1 и проходят начальный участок верхней части туннеля 2, после чего при необходимости бетонируют свод 3. Затем подъездную дорогу прокладывают до ее постоянной отметки, т. е. до подошвы туннеля 4 и разрабатывают нижний уступ 5. Забой уступа не доводят на определенное расстояние до забоя верхней части и на этом участке устраивают временный съезд 6 с уклоном 1 : 7— 1 : 10 и горизонтальной площадкой длиной 10—20 м на уровне подошвы верхней части. Далее продолжают проходку верхней части 7 на всю длину туннеля, а после ее окончания убирают съезд и разрабатывают уступ.
Такая последовательность работ позволяет вскоре после начала проходческих работ иметь подъездную дорогу на постоянном уровне с тем, чтобы увязать транспортные работы в туннеле с поверхностным комплексом на стройплощадке.
Таблица 37
Название туннеля, страна	Часть сечения	Год окончания строительства	Длина туннеля, проходимого с одного забоя, JW	Площадь сечения, м2	Число перфораторов	Емкость ковша экскаватора или погрузчика, я3	Грузоподъемность автотранспорта, т	Продолжительность работ в цикле, ч			Уход забоя за цикл, я	Характерная среднесуточная интенсивность работ, я3Icy тки	Средняя по туннелю интенсивность работ, я3Icy тки
								бурение 		погрузка	общая			
Сторноррфорс, Швеция	Верхняя Нижняя	1958	1000	160 120 и НО	20 11-12	3	2е!	5 20	12,5 20	24 24	6,8 15	1080 1700	1380
Пирттикоски, Финляндия	Верхняя Нижняя	1959	1300	150 200	20 4	3	22	8 36	8 38	24 48	5,5 15	600 1200	830
Харрселе, Швеция	Верхняя Нижняя	1957	1700	130 130	20 9	2,5	15	7 20	13 20	24 24	5,1 6	660 640	650
Ниагара, США	Верхняя Нижняя	1954	900	ПО 80	17 17	2,7	15	3,5 10	6 10	12 12	5 12	550 1000	680
Форсмо, Швеция	Верхняя Нижняя	1955	1000	90 85	16 8	1,4	13,6	6 14	7 14	16 16	3,5 6	330 650	500
Трепгслет, Швеция	Верхняя Нижняя	1959	1000	66 77	9 7	1,2	13,6	13 12	20 40	40 48	5,5 25	180 960	320
Борисоглебский, СССР		Верхняя Нижняя	1962	800	70 75	6 2	0,9 1,4	13,6	6 8—12	8 16	16 24	3,5 10	230 700	350
Асуан (старая ГЭС), ОАР	Верхняя Нижняя	1958	800	75 55	—	1,0	15	6 6	12 12	24 24	4 6	250 320	280
to Кариба, Родезия	Верхняя Нижняя	1957	|	200	I 50 1	70		1,0	8	| 2,5	2,2	8	1,2	180	
К достоинствам способа относятся: возможность быстрого закрепления кровли на нарушенных участках и сравнительная простота перехода к другим способам проходки туннеля при пересечении зон залегания слабых пород; небольшие размеры буровых установок; высокие темпы работ при проходке нижнего \ступа благодаря совмещению во времени процессов бурения и погрузки; существенное снижение стоимости буровзрывных работ в уступе, поскольку уход забоя может быть практически неограничен и имеется вторая плоскость обнажения; безопасность работ в уступе, проводимых под закрепленной кровлей.
Недостатками способа являются некоторое увеличение сроков строительства по сравнению с проходкой сплошным сечением, необходимость устройства дорог и коммуникаций на обоих горизонтах, а также сложность получения ровных подошвы и стен туннеля.
Проходку туннеля способом нижнего уступа рассмотрим на примере сооружения отводящего туннеля сечением 390 м2 на гидроэлектростанции Сторноррфорс в Швеции.
Туннель длиной 4 км проходили в крепких гнейсах и гранитах из трех забоев при наличии резервного четвертого забоя.
Разработка верхней части сечения площадью 160 м2 была начата в феврале 1955 г. и завершена в мае 1956 г. В забое располагалось 172 шпура, бурение которых производилось легкими перфораторами с двух трехъярусных подмостей. Подмости перемещали самосвалами грузоподъемностью 22 /и, которые использовались при уборке породы. Установка подмостей на самосвал производилась с помощью гидравлических домкратов.
Комплект буров изготовляли из шестигранной буровой стали диаметром 22 мм и длиной 1,6; 3,2; 4,8; 6,5 и 8 м, а для врубовых шпуров — 9,6 м Коронки долотчатой формы армировали твердым сплавом. Диаметр коронки для первого бура 39 мм, а для остальных соответственно на 1 мм меньше.
Породу грузили на самосвалы электрическими экскаваторами с ковшами емкостью 3 ж3.
Продолжительность отдельных операций 24-часового цикла при трехсменной работе в верхней части составила, ч:
Бурение и взрывание Подкатка подмостей, разметка шпуров..................0,7
Бурение, заряжание и взрывание.......................5,0
Откатка подмостей . '................................0,5
Проветривание, подборка породы бульдозером...........0,7
Смена бригад.........................................0,3
Перерыв на завтрак...................................0,5
Прочие затраты времени...............................0,3
Всего...........................8
Уборка породы Подход экскаватора .	.......................0,2
Погрузка породы, оборка	кровли, отход экскаватора	12,5
Подборка породы бульдозером......................0,7
Смена бригад .	  .0,6
Перерыв на завтрак...............................1,0
Оборка забоя .	 1,0
Всего
. 16,
Объем взорванной за цикл породы составлял в среднем 1100 л3. Средняя скорость проходки 6,82 м! сутки.
Уступы разрабатывали последовательно в два этапа: сначала на глубину 8 м (сечение 120 ж2), затем еще на 7,5 м (сечение ПО ж2). Шпуры в каждом уступе бурили 11 —12 перфораторами «Лайен» фирмы «Атлас-Копко» с автоподатчиками длиной 5,6 м, смонтированными на горизонтальной буровой раме шириной 16 м (рис. 117). С каждой стороны уступов были оставлены бермы по 0,4 м. Перемещение рамы, установленной на салазках, осуществлялось с помощью двух пневматических лебедок. Буровую раму обслуживали четверо рабочих. Буры длиной 6 и 10,8 м и диаметром
Рис. 117. Буровая установка для обуривания уступов в туннеле Стор-норрфорс
22 мм имели долотчатые коронки диаметром 41 и 39 мм. Шпуры глубиной 10 м бурили с уклоном 2:1 по 11 в ряд. Расстояние между рядами составляло 1,7 м. За смену бурили в среднем 70—72 шпура.
Шпуры заряжали динамитом с помощью пневмозарядчика. Расход ВВ на один ряд шпуров составил 119,6 кг. Взрывание производилось детонаторами с миллисекундным замедлением.
Объем взорванной за цикл породы составлял в среднем 1700 м3 (в плотном теле). Породу грузили в течение двух смен экскаваторами с ковшом емкостью 3 м3 в автосамосвалы грузоподъемностью 22 т.
Скорость проходки каждого уступа составила в среднем 15 м/сутки. Удельный расход ВВ 0,58 кг/.ч3, удельный расход шпурометров 0,63 м!м3.
Осмотр внутренних поверхностей туннеля и оборка кровли и стен производились со специальной передвижной платформы. Благодаря применению «гладкого взрывания» поверхность выработки была ровной, а контур сечения соответствовал проектному.
Проходка туннелей уступным забоем. Сущность данного способа состоит в том, что забой выработки разделяют на части, разработка которых ведется в определенном порядке с опережением одной части относительно другой на одну или несколько заходок. Этот способ может быть применен в коротких туннелях, в которых по экономическим соображениям нецелесообразно использовать буровые установки большой высоты. Забой выработки может быть разделен на горизонтальные или вертикаль
новидностью проходки нижним
Рис. 118. Схема проходки туннеля уступным забоем (цифрами указана последовательность разработки)
ные уступы.
Способ горизонтального уступа (рис. 118, а) является раз-уступом. В этом случае подсводная часть опережает уступ на 2,5—4 м, бурильщики располагаются на уступе. В верхней части применяют горизонтальные шпуры, в уступе — вертикальные или горизонтальные. Взрывание зарядов в верхней и нижней частях производится одновременно или же уступ взрывается через одну заходку в верхней части. Для уменьшения объема ручной пе-рекидки породы с берм могут применяться фугасные заряды,
позволяющие отбрасывать большую часть породы с уступа.
Способ вертикального уступа (рис. 118, б) находит применение в широких выработках небольшой высоты. В этом случае забой делят вертикальными плоскостями на две или больше частей 1 и 2, одна часть опережает другую на несколько метров. Такой способ проходки выработки позволяет упростить конструкцию буровых установок или вообще от них отказаться. Проходка вертикальным уступом может быть применена также в сочетании с верхним или нижним уступом.
Кроме описанных рекомендуемых способов проходки туннелей большого сечения в крепких скальных породах в прошлом применялся также способ проходки с центральной штольней. По оси туннеля на всю его длину проходили штольню, из которой бурили радиальные шпуры, охватывающие все сечение туннеля. При расширении штольни породу грузили с подошвы туннеля. Таким способом было пройдено несколько туннелей сечением до 60 м2 в США. Этот способ может быть применен лишь в городах, не требующих крепления. Недостатки способа (радиальное расположение шпуров не обеспечивает хорошее оконтуривание сечения выработки; для проходки необходимо использовать разнотипное оборудование) резко сократили его применение.
§ 25. ПРОХОДКА ТУННЕЛЕЙ В НАРУШЕННЫХ И МЯГКИХ ПОРОДАХ
Проходка туннелей большого сечения в нарушенных и мягких породах может осуществляться способом раскрытого профиля, с применением проходческих щитов и комбайнов, по способу опертого свода,’по способу опорного ядра. Возможно также сочетание этих способов.
Следует различать условия применения этих способов для случаев, когда весь туннель проходит в слабых породах или когда при проходке туннеля в крепких породах встречаются участки нарушенных и мягких пород. В первом случае для выбора способа проходки могут быть рассмотрены все вышеперечисленные способы или их сочетания, для проходки же отдельных нарушенных зон выбор ограничен и связан с первоначально принятым способом, по которому осуществлялась проходка туннеля в ненарушенных породах.
Проходка туннелей раскрытым профилем. Этот способ, являющийся разновидностью проходки сплошным сечением, может быть применен как при сооружении туннеля в относительно слабых породах по всей длине трассы, так и для преодоления отдельных зон нарушенных пород. На участках залегания слабых пород этот способ наиболее целесообразен в том случае, когда проходка туннеля до встречи с этими участками осуществлялась сплошным сечением или способом нижнего уступа, поскольку в этих условиях переход на штольневые методы оказывается весьма трудоемким и требует больших затрат времени и средств.
Возможны следующие разновидности способа проходки туннелей (или их верхней части) раскрытым профилем.
Проходка туннеля с применением выдвижных подхватов. Выработку закрепляют металлической многоугольной крепью на каждой заходке. Крепежная рама состоит из нескольких косяков и двух вертикальных стоек. Косяки соединяют между собой и со стойками при помощи приваренных торцовых накладок и болтов. Рамы устанавливают на расстоянии примерно 1 м одна от другой, продольная жесткость их обеспечивается металлическими уголковыми распорками.
Кровлю и бока выработки затягивают деревом, металлом или покрывают шприц-бетоном. К трем ближайшим от забоя полностью собранным рамам на съемных или сварных хомутах, прикрепленных к косякам, подвешивают выдвижные подхваты из металлических балок двутаврового профиля. Во время установки новой крепежной рамы ее элементы 'поддерживают на консольной части подхватов. На каждый косяк приходится один-два подхвата, которые закрепляют в хомутах металлическими клиньями, удаляемыми при выдвижении подхватов.
Проходка туннеля ведется в следующем порядке (рис. 119). В первую очередь с буровых подмостей разрабатывают верхнюю часть забоя по отдельным участкам и устанавливают элементы крепи; при этом косяки поддерживают выдвижными подхватами. Размер каждого участка выбирают в зависимости от состояния кровли, глубина заходки не превышает 1,5 м. Разработка нижней части и подведение вертикальных стоек осуществляются под защитой крепи, установленной по контуру свода.
Такая схема проходки была разработана Оргэнергостроем и впервые применена в 1957—1960 гг. на строительстве туннелей Атарбекянской и Ереванской ГЭС.
Описанный способ проходки рекомендуется в породах, не оказывающих горного давления в течение нескольких смен.
Проходка туннелей с применением комбинированной кружальной крепи. Этот способ может быть применен в породах более слабых, чем при проходке с выдвижными подхватами.
У забоя, разработанного по всему периметру и закрепленного затяжками, укладывают деревянную опорную поперечную балку, на которой устанавливают составные кружальные арки, раскрепляемые в продольном и поперечном направлениях. На дугах арок монтируют металлические или железобетонные распорки («наездники»), опирающиеся на арки и элементы крепи из швеллеров или легких рельсов длиной 1,4—1,8 м, поддерживающие затяжку. Распорки закрепляют деревянными клиньями и при бетонировании удаляют. При применении железобетонных распорок их оставляют в бетоне постоянной крепи (обделки). Всю нагрузку от горного давления распорки передают на кружала. Схема проходки туннеля с применением комбинированной кружальной крепи показана на рис. 120.
При высоких выработках верхняя часть может быть пройдена с применением комбинированной кружальной Крепи, забетонирован свод, а уступ разработан в последнюю очередь.
В неустойчивых слабых породах этот способ не является вполне надежным, поскольку весь периметр выработки закреплен лишь затяжкой и легкими арками, которые, в свою очередь, до установки кружал и распорок временно поддерживаются выдвижными балками. Для повышения надежности приходится применять более тяжелую арочную крепь. Кроме того, при этом способе временную крепь приходится оставлять в бетоне, а поскольку сами кружала являются составными, выработка загромождается подкружальной крепью.
Проходка туннелей с применением механизированной крепи (проходческой рамы). При значительной протяженности участков с нарушенными породами (500 м и более) могут быть рекомендованы специальные про-256
Мостков
Рис. 119. Схема проходки туннеля с применением выдвижных подхватов:
а — первая фаза разработки; б—вторая фаза разработки; в — третья и четвертая фазы разработки; г — продольный разрез; / — косяк; 2 — выдвижной подхват; 3 — распорка; -/—съемный хомут; 5 — стойка
ходческие рамы, представляющие собой передвижную конструкцию, с которой производится разработка забоя и крепление выработки. Такая конструкция обеспечивает возможность работы погрузочных машин и свободный проезд транспорта.
Рассмотрим два примера применения проходческих рам для туннелей большого сечения.
Рама для проходки автодорожного туннеля в г. Сан-Франциско. Туннель коробовой формы сечения пролетом около 11 м
Рис. 120. Схема проходки с комбинированной кружальной крепью:
/ — выдвижная балка; 2 — металлическая распорка; А — участок бетонирования
проходил в неустойчивых слежавшихся насыпных грунтах с примесью валунов. По окончании сооружения порталов были пройдены две боковые штольни в нижних углах туннеля. В этих штольнях были забетонированы опоры постоянной крепи (обделки) туннеля. Дальнейшая проходка велась полным сечением с применением специальной проходческой рамы. Кровля 258
и бока выработки поддерживались мощной металлической крепью из двух полуарок и двух сеток.
Рама (рис. 121) размерами 16X7,5X7 м и весом 50 т состояла из продольных ферм, связанных поперечными элементами и опирающихся на четыре колонны высотой по 3,5 м, установленные на колесных тележках. Рама передвигалась по рельсовому пути шириной 6 м. С проходческой рамы осуще-ществлялось крепление забоя и стенок выработки домкратами.
Рис. 121. Рама для проходки автодорожного туннеля
а также разработка породы; на раме складировали крепежные и другие материалы. Среднесуточная скорость проходки составляла 4,3 м.
Рама Вилбора, представляющая собой механизированную крепь, была применена в США при проходке туннеля большого сечения в слабых породах. Она состоит из продольной и поперечной ферм, опирающихся на стойки с каретками, передвигающимися по рельсовому пути (рис. 122).
Рама оборудована системой гидравлических домкратов, служащих для ее передвижения и упора в забой. Домкраты передвижения, воспринимающие давление от упорных домкратов, расположены с обеих сторон рамы и упираются в крепь. На 17*	259
верхнем ярусе рамы смонтированы две тележки для перевозки и установки элементов арочной крепи.
Применение этой рамы позволило снизить затраты труда и повысить скорость проходки туннеля с 1,2 до 4,8 м/сутки.
Проходка туннелей с применением проходческих щитов и комбайнов. В мягких породах проходку туннелей «круглого очертания площадью 60—80 м2 можно осуществлять сплошным сечением с применением проходческих щитов и комбайнов.
Щитовой способ проходки туннелей получил широкое распространение на строительстве метрополитенов, гидротехнических и дорожных туннелей. Проходческий щит представляет со-
Рис. 122. Механизированная проходческая рама:
/ — продольная ферма; 2 — поперечная ферма; 3 — домкраты передвижения; 4 — монтажные тележки; 5 —стойки; 6 — каретки; 7 — упорные домкраты; 8 — настил для рабочих; 9 — элемент арочной крепи
бой передвижную металлическую крепь, под защитой которой выполняются все работы в забое выработки. Этим обеспечивается полная безопасность работ.
Щитовая проходка подробно описана в литературе [3, 10, 15, 36, 71 и др.].
Несмотря на большие достоинства щитовой проходки в части индустриализации и механизации работ, она может быть рекомендована лишь для туннелей длиной 1—2 км\ при меньшей длине применение щита обычно оказывается экономически нецелесообразным, а для более длинных туннелей щит не рекомендуется ввиду значительного износа отдельных его частей. При строительстве метрополитена .после проходки станционного туннеля щит используется в туннелях следующих станций.
Проходческие комбайны выполняют две основные операции— разработку и погрузку породы; крепление выработки производится позади комбайна. К этому типу машин относятся механизированные проходческие щиты, при использовании которых крепь возводится под защитой металлической оболочки. 260
Такие щиты успешно работают на строительстве отечественных метрополитенов, скорость проходки достигает 13 м! сутки. Хорошие результаты показал на заводских испытаниях проходческий комбайн «Караганда» диаметром около 8 м.
Область применения проходческих комбайнов и механизированных щитов в настоящее время ограничивается диаметром выработки до 9 м, крепостью породы (временное сопротивление пород на сжатие не более 300 кг/см2), а также достаточной их устойчивостью, позволяющей вести проходку сплошным забоем.
2095 *~—ЗЬ67-^----- 8960
Рис. 123. Схема проходческого комбайна «М. К. Майнер» диаметром 9 м\
/ — рабочий орган: 2 — рабочие площадки; 3 — кран для установки крепи; 4 — конвейер для подачи элементов крепи; 5 — конвейер для выдачи породы; 6 — кран для подъема элементов крепи /—перегружатель; 8— рама; 9 — опора рамы, 10 — колесная тележка
В 1961 г. в США закончено строительство гидроузла Оахе, при котором требовалось пройти в глинистых сланцах (прочность на сжатие до 180 кг/см2) семь параллельных напорных и шесть сбросных туннелей длиной около 1000 я каждый. Диаметр сбросных туннелей в проходке 7—7,6 м, напорных 9 я; толщина бетонкой крепи (обделки) соответственно 65 и 75 см. Ввиду затруднений, возникающих при буровзрывных работах, туннели были пройдены с помощью специально сконструированных комбайнов четырех типов характеристики которых приведены в табл. 38, схема одного из них показана на рис. 123.
Таблица 38
Наименование комбайна	Вес, m	Л' ‘ВППГЦ'	Диаметр вы-рабопси, м	Общая мощность ириво G1 рабочею органа, кет	Длина пеза-креп.кпно! о учаси<а. м	1 Усилие подачи на забои, т		С}точное по (вигание забоя, м	
						номинальное	рабочее	мак-си-маль-ное	среднее
„Митри Моул“ .	130	27,С	7,55	294	2,9-4,!	100	60—70	29,3	13,9
„Оахе Майнер*4 .	90	15,4	7,10	294	3,5-4,7	75	50—60	36,6	11,6
„М. К. Майнер“ .	200	14,6	9,00	506	2,1—3,0	250	140—160	41,2	9,8
„Прери Майнер*4	75	19,г	9,СО	550	0,9-1,8	150	50	40,0	15,2
Рабочие органы комбайнов были оборудованы резцами, создававшими на поверхности забоя концентрические круговые прорези. Порода скалывалась долотчатыми зубьями. Комбайны перемещались с помощью шагающих или скользящих опор и были оборудованы ковшами и конвейерами для выдачи породы, а также механизмами для монтажа элементов металлической арочной крепи. Проходческая бригада, включая технический персонал, состояла из 30—40 человек, причем половина из них была занята доставкой к забою материалов для крепи.
Бетонирование туннелей производилось после окончания проходки. Сначала бетонировали лоток, затем с помощью передвижной металлической опалубки и бетононаносов сооружали остальную часть крепи (обделки).
Среднесуточные скорости проходки составили в сбросных туннелях 11,6—13,9 м, в напорных 9,8—15,2 м. Скорость бетонирования стен и свода 8,4 м]сутки.
Проходка туннелей по является разновидностью
способу опертого свода. Этот способ описанного выше способа проходки
Рпс. 124. Схема проходки туннеля по способу опертого свода:
а —общая схема; б — схема разработки верхней части туннеля (цифрами обозначена последовательность разработки забоя и бетонирования туннеля)
нижним уступом и рекомендуется в, породах нарушенных, но способных выдержать нагрузку от пят бетонного свода, воспринимающего горное давление.
В первую очередь тем или иным способом разрабаты-
вается верхняя сводчатая часть сечения туннеля, затем бетонируется свод. Пяты свода временно опираются на породу. Бетон в пятах армируют. После окончания бетонирова-
ния свода производится разработка центральной нижней части сечения (ядра), затем под защитой свода разрабатываются боковые части в шахматном порядке и производится бетонирование стен. Очередность разработки туннеля по способу опертого свода показана на рис. 124, а.
В достаточно устойчивых породах пяты свода могут быть развиты и вынесены за пределы сечения туннеля. В этом случае центральное ядро и боковые части (штроссы) можно разрабатывать одновременно. Свод удерживается на выносных пятах,
заделанных в породе, а стены подводятся к тем участкам пят,
которые остаются в пределах проектного сечения туннеля.
В зависимости от размеров туннеля и инженерно-геологических условий разработка верхней части сечения осуществляется способом раскрытого профиля (выдвижные подхваты, комбинированная кружальная крепь или механизированная крепь) или подсводного разреза.
Работы по способу подсводного разреза выполняются в следующем порядке (рис. 124,6):
262
разрабатывается направляющая штольня на отметке подошвы верхнего расширения, ширина и высота штольни назначаются из условий размещения в ней откаточных путей и пропуска транспортных и погрузочных средств;
через 10 м (или более) от забоя нижней штольни начинается разработка подсводной прорези, раскрепляемой в кровле и боках; при значительной высоте выработки прорезь проходится в несколько приемов — уступами;
из прорези с отставанием около 10 м производится разработка подсводной (калоттной) части туннеля по обе стороны от его оси. Подсводная часть раскрепляется системой стоек и продольных балок с затяжкой кровли;
после разработки подсводной части >на определенную длину приступают к бетонированию свода.
При разработке прорези и подсводной части породу сваливают на прочный настил, уложенный по верхнякам рам направляющей штольни, откуда ее перегружают в вагонетки или другие транспортные средства.
Применение способа подсводного разреза рекомендуется в трещиноватых скальных породах, требующих крепления при больших пролетах туннелей. Подсводный разрез может быть целесообразным и в крепких породах при длине туннелей до 100 для строительства которых приобретение специального горнопроходческого оборудования является невыгодным.
Применение проходки по способу опертого свода рассмотрим на примере строительства железнодорожного туннеля Бильдшток (ФРГ).
Этот туннель длиной 337 м круглого поперечного сечения, диаметром в свету 9,34 м был сооружен в 1953—1954 гг. за 13 месяцев в твердых глинистых сланцах, чередующихся с угольными пластами и тонкими прослойками глин.
Проходка туннеля осуществлялась по способу опертого свода (рис. 125). Вначале проходили верхнюю штольню сечением около 12 ж2, затем расширяли в два этапа верхнюю часть туннеля. Штольню и участки расширения крепили деревянными рамами; после раскрытия верхней части выработки устанавливали металлическую арочную крепь из двутавра № 22 через 1,2 ж. Арки состояли из сегментов длиной до 3,3 жив зависимости от горного давления устанавливались по одной, по две или по три вместе. Проходка верхней части велась с помощью буровой тележки, погрузочных машин «Зальцгиттер» и опрокидных узкоколейных вагонеток.
Вслед за раскрытием подсводной части туннеля устраивали выравнивающую бетонную обделку свода. Бетонную смесь подавали бетононасосом; опалубкой служили металлические листы, приваренные к аркам. Эти листы, смазанные битумом, оставались в обделке. В дальнейшем на них укладывали блоки внутреннего сборного кольца крепи.
Основной массив породы разрабатывали горизонтальными слоями с применением экскаватора и бульдозера под защитой верхнего свода. Одновременно устраивали бетонную обделку стен и лотка.
Сооружение внутреннего сборного кольца крепи производилось по окончании всех работ по проходке и устройству выравнивающей обделки. Конструкция крепи была запроектирована с учетом возможных неравномерных осадок. Кольцо крепи собирали из 178 блоков размером 80X50X16 см. Монтаж лотковой части кольца производился с помощью портального крана, 263
остальной части — блокоукладчиком. Замыкание и обжатие колец осуществляли с помощью домкратов в пятах, открывавшиеся при этом швы заполняли раствором.
Проходка туннелей по способу опорного ядра. Этот способ применяется в сильнонарушенных породах, оказывающих большое горное давление. Сущность способа заключается в разра-
Рис. 125. Схема разработки туннеля Бильдшток (цифрами обозначена последовательность работ)
ботке прорези по контуру туннеля, возведении монолитной бетонной крепи (обделки) по отдельным этапам с опиранием кружал на центральное ядро породы и разработке ядра после замыкания крепи по всему контуру сечения.
На заданном участке туннеля проходят ряд боковых штолен, располагаемых вдоль стен одна над другой, с последующим 264
3b
Рис. 126. Схема разработки туннеля по способу опорного ядра (цифрами указана последовательность проходки и бетонирования туннеля)
постепенным поэтажным заполнением бетоном. Затем расширяют сводовую часть на протяжении готовых стен, после чего немедленно бетонируют свод, опирая его пяты на возведенные стены, а кружала— на ядро породы. Расширение под свод выполняют штольневыми способами, с применением комбинированной кружальной крепи или с помощью проходческой рамы (механизированной крепи). Опорное ядро во всех случаях разрабатывают в последнюю очередь.
Проходка по способу опорного ядра туннелей большого сечения в
сложных инженерно-геологических условиях является наиболее надежной по сравнению со всеми другими способами; при этом обеспечивается непрерывность бетонирования крепи в направлении снизу вверх и минималь
ная осадка кружал, опирающихся на центральное ядро. Способ позволяет механизировать разработку опорного ядра — основного объема породы.
Рис. 127. Разработка верхней части туннеля
Вместе с тем этот способ является наиболее дорогим и трудоемким и его применение должно быть ограничено туннелями, проходящими в породах, оказывающих большое горное давле-265
ние, когда по габаритным размерам или длине туннелей нет возможности вести проходку раскрытым профилем или с помощью проходческих щитов и комбайнов.
Применение способа опорного ядра рассмотрим на характерном примере.
Туннель коробового сечения шириной и высотой по 12,5 м проходили в песчано-галечных слабосцементированных грунтах. Поскольку высота перекрытия над туннелем составляла в среднем 5—6 м, а на поверхности земли проходила линия железной дороги, грунты сверху были закреплены химическим методом (на 1 .и3 грунта требовалось 180 л жидкого стекла и 120 л
Рис. 128. Общий вид готового туннеля раствора хлористого кальция). После закрепления прочность грунтов на сжатие составила 30—40 кг! см2 [117].
Разработка породы под стены и их бетонирование осуществлялись из шести последовательно проходимых штолен, закрепляемых металлической крепью. С каждой стороны туннеля располагалось по три штольни одна над другой. Подсводную часть проходили с применением комбинированной кружальной крепи и опиранием пят свода на готовые бетонные стены (рис. 126). Для удобства транспортирования породы была пройдена центральная штольня, соединяемая с боковыми штольнями наклонными воронками. Под защитой замкнутой бетонной крепи разрабатывали основной массив породы и бетонировали обратный свод туннеля. Толщина бетонной крепи в замке свода составляла 0,45 м, в пятах свода 1 м, в подошве толщина стен увеличивалась до 2,5 м, толщина обратного свода 0,6 м. После окончания бетонирования за крепь нагнетали цементный раствор. Производство работ по верхней части туннеля показано на рис. 127, а общий вид законченного туннеля на рис. 128.
§ 26. ВЫБОР СПОСОБА ПРОХОДКИ ТУННЕЛЕЙ
На основании анализа опыта строительства туннелей большого сечения могут быть намечены ориентировочные рекомендации по выбору различных способов проходки в зависимости от инженерно-геологических условий, размеров поперечного сечения и длины забоев (табл. 39). Для привязки способов проходки и типов крепи, характеристика пород, приведенная в табл. 39, принята в соответствии с табл. 14.
Как следует из табл. 39, в большинстве случаев может быть предложено несколько вариантов. В каждом конкретном случае, сообразуясь с его специфическими условиями, рекомендуется производить технико-экономическое сравнение различных вариантов проходки.
В очень крепких породах туннели можно проходить сплошным забоем либо способами нижнего или верхнего уступа, подсводного разреза или уступного забоя. Выбор способа в данном случае зависит от технических возможностей, длины и сечения туннеля. Для туннелей сечением 120—160 я2, в которых возможно организовать проходку сплошным забоем или нижним уступом, выбор способа решается в зависимости от стоимости и заданного срока строительства.
Для туннелей длиной более 200 я, пересекающих породы средней крепости при небольшом горном давлении, способ проходки с применением выдвижных подхватов оказывается дешевле подсводного разреза на 10—15% (на 1 м3 разрабатываемой породы), затраты труда по проходке ниже на 20—25%, а скорость проходки повышается примерно в полтора раза. Для коротких туннелей эти способы по стоимости и скорости проходки почти равноценны, затраты труда при подсводном разрезе несколько ниже (на 10—15%).
В мягких породах, оказывающих большое горное давление, при проходке методом опертого свода и опорного ядра туннель или его верхняя часть сечения могут разрабатываться с помощью комбинированной кружальной или механизированной крепи. Стоимость 1 м3 разработанной породы при использовании механизированной крепи обходится дешевле на 35—40%; чем длиннее туннель, тем этот процент больше. Скорость проходки с механизированной крепью почти в два раза выше, чем при комбинированной кружальной крепи. Затраты труда на 1 я3 породы при механизированной крепи ниже на 40—50%. Однако на проектирование и изготовление механизированной крепи (проходческой рамы) требуется больше времени, чем для комбинированной кружальной крепи.
С точки зрения выбора способа проходки представляет интерес пример проектирования в 1959 г. одного из туннелей длиной 2 мм корытообразной 267
Условный класс пород	Характеристика пород	Рекомендуемые способы проходки туннелей сечением 5, м~			
		60-100	|	более 100			
		Длина туннеля, проходимого с одного забоя, L, м			
		<200	>200	<200	|	>200
А	Плотные, крепкие,	Верхний уступ; ниж-	Сплошное сечение	Верхний уступ; ниж-	Сплошное сечение при
	не оказывающие горного давления	ний уступ; уступный забой; подсводный разрез при L< 100 м	(забой)	ний уступ; уступный забой (в сочетании с нижним или верхним уступом)	£<160 л/2; нижний уступ при £>120 л/2 (верхняя	часть — сплошным сечением)
Б	Крепкие, слаботрещиноватые, выветривающиеся, возможны небольшие вывалы	Нижний уступ; уступный забой; подсводный разрез при £<100 л/	То же	Нижний уступ. Верхняя часть — сплошным сечением или уступным забоем	Сплошное сечение при £<120	нижний уступ при S> 120 л/2 (верхняя	часть — сплошным сечением)
В	Средней крепости,	Нижний уступ; ус-	Нижний	уступ	Нижний уступ.	Нижний уступ. Верх-
	слаботрещинова-	тупный забой;	(верхняя часть —	Верхняя часть —	няя часть — сплош-
	тые, выветриваю-	подсводный раз-	сплошным сече-	сплошным сече-	ным сечением или
	щиеся, возможны вывалы	рез	нием); сплошное сечение	нием, уступным забоем или подсводным разрезом	раскрытым профилем с применением вы-. движных подхватов
Г	Средней крепости,	Опертый свод (верх-	Опертый свод (верх-	Опертый свод. Верх-	Опертый свод. Верх-
	трещиноватые,	няя часть — под-	няя часть — под-	няя часть — рас-	няя часть — раскры-
	оказывающие не-	сводным разре-	сводным разре-	крытым профи-	тым профилем (вы-
	большое вертикальное горное давление	зом): раскрытый профиль	(вы- движные подхваты)	зом); раскрытый профиль	(вы- движные подхваты)	лем (выдвижные подхваты) или подсводным разрезом	движные подхваты)
Продолжение табл. 39
		Рекомендуемые способы проходки туннелей сечением 5,			м2
Условный	Характеристика пород	60-	100	|	более 100	
класс пород		Длина туннеля, проходимого с одного забоя £, м,			
		«200	|	>200	|	«200	|	>200
д	Средней крепости, сильнотрещиноватые, оказывающие большое вертикальное горное давление	Опертый свод. Верхняя часть — раскрытым профилем с применением комбинированной кружальной крепи	Опертый свод. Верхняя часть — раскрытым профилем с применением комбинированной кружальной крепи; раскрытый профиль (механизированная крепь); проходческие щиты и комбайны при S<80 л<2	Опертый свод. Верхняя часть — раскрытым профилем с применением комбинированной кружальной крепи	Опертый свод. Верхняя часть — раскрытым профилем (комбинированная кружальная или механизированная крепь)
Е, Ж	Мягкие и раздробленные с большим вертикальным и боковым горным давлением	Опорное ядро. Верхняя часть — раскрытым профилем с применением комбинированной кружальной крепи	Опорное ядро. Верхняя часть — раскрытым профилем с применением комбинированной кружальной или механизированной крепи; проходческие щиты при S<80 л/2	Опорное ядро. Верхняя часть — раскрытым профилем (комбинированная кружальная крепь) или штольневыми способами	Опорное ядро. Верхняя часть — раскрытым профилем (комбинированная кружальная или механизированная крепь)
формы площадью 226 м2, пересекающего крепкие слаботрещиноватые гранитогнейсы. Было рассмотрено 11 вариантов проходки:
1.	Проходка по способу нижнего уступа:
а)	в передовом (верхнем) забое — экскаватор с ковшом емкостью 2 лр, в нижнем уступе — экскаватор с ковшом емкостью 2 л<3; разработка уступа начинается после проходки верхней части;
б)	в передовом забое — экскаватор с ковшом емкостью 0,75 лР, в нижнем уступе — экскаватор с ковшом емкостью 2 м3\ разработка уступа начинается после проходки верхней части;
в)	в передовом забое — экскаватор с ковшом емкостью 1 л!3, в нижнем уступе — экскаватор с ковшом емкостью 2 л(3; разработка уступа начинается после проходки верхней части;
г)	в передовом забое — экскаватор с ковшом емкостью 1 и3, в нижнем уступе — экскаватор с ковшом емкостью 2 л!3; разработка уступа ведется одновременно с проходкой верхней части с отставанием на 150 м\
д)	в передовом забое — экскаватор с ковшом емкостью 1 м\ з нижнем уступе — экскаватор с ковшом емкостью 1 лг3; разработка уступа иачинасгся после проходки верхней части;
е)	в передовом забое — две погрузочные машины с ковшом емкостью 0,35 ‘Л13, в нижнем уступе — экскаватор с ковшом емкостью 2 лг3; направление шпуров в уступе горизонтальное; разработка уступа начинается после проходки верхней части;
ж)	в передовом забое — две погрузочные машины с ковшом емкостью 0,35 л!3, в нижнем уступе — экскаватор с ковшом емкостью 2 Л13; направление шпуров в уступе вертикальное; разработка уступа начинается после проходки верхней части.
2.	Проходка по способу верхнего уступа:
а)	в передовом (нижнем) забое — экскаватор с ковшом емкостью 2 л3, в расширении — экскаватор с ковшом емкостью 2 лг3; обуривание верхнего уступа производится с буровой рамы снизу вверх; шпуры наклонные; работы по верхнему расширению начинаются после проходки передового забоя;
б)	в передовом забое — экскаватор с ковшом емкостью 2 м3, в расширении— экскаватор с ковшом емкостью 2 л3; обуривание верхнего уступа производится с отвала породы; шпуры горизонтальные; работы по верхнему расширению начинаются после проходки передового нижнего забоя.
3.	Проходка по способу центральной штольни.
В передовом забое — погрузочная машина с ковшом емкостью 0,35 м3, в расширении — экскаватор с ковшом емкостью 2 м3; бурение скважин в расширении осуществляется из штольни; расположение скважин веерное; работы по расширению ведутся после проходки центральной штольни.
4.	Проходка сплошным сечением.
Обуривание забоя ведется с буровых подмостей, погрузка породы — экскаватором с ковшом емкостью 2 м3.
Показатели по буровзрывным работам и скорости проходки для каждого варианта приведены в табл. 40.
Как следует из этой таблицы, наиболее эффективными являются варианты 1, а и 2, а. Остальные варианты имеют следующие недостатки:
1,6 и 1, в — разнотипное оборудование, что повышает стоимость работ;
1,г — разнотипное оборудование, очень сложный узел перегрузки, трудность обеспечения нормальной работы передового забоя;
1, д — низкая скорость проходки;
1,е — низкая скорость проходки, разнотипное оборудование, необходимость устройства рельсовых путей и сложная выдача породы на поверхность, трудность крепления кровли с боков, громоздкие подмости для бурения горизонтальных шпуров, высокий расход шпурометров;
1,ж— разнотипное оборудование, необходимость устройства рельсовых путей и сложная выдача вагонеток на поверхность, трудность крепления кровли с боков и оконтуривания высоких стен, большой расход ВВ;
Аз варианта	Показатели, приведенные к сечению туннеля 226 м2 (в относительных е шницах)		
	удельный расход шпхрометров	удельный расхо j ВВ	суточная скорость проходки
1, а	1,0 (1 М М3)	1,0 (1 кг м3)	1,0 (2,6 лг/су/икн)
1, б	0,9	1,0	0,845'
1» в	0,9	1,0	0,885
1» Г	0,9	1,0	0,845
1, д	0,9	1,0	0,770
1, е	1,8	1,1	0,690
1, ж	0,8	1,9	0,845
2, а	1,0	0,9	0,960
2, б	1,2	1,1	0,845
3	0,5	1,5	0,885
4	1,6	1,3	0,845
2,6 — трудность бурения шпуров и подмащивания с отвала породы, низкая скорость проходки, повышение стоимости работ на 12% по сравнению с вариантом 2, а;
3	— разнотипное оборудование, трудное оконтуривание выработки, сложная выдача вагонеток на поверхность, большой расход ВВ, невозможность закрепления участков нарушенных пород;
4	— громоздкая буровая рама, сложность ее передвижки и установки, трудность возведения крепи, бетонирования и оборки; шум в работе при большом числе перфораторов, значительный расход шпурометров.
Подсчет стоимости проходки по вариантам 1,а и 2, а показал, что они равноценны (стоимость выемки 1 л3 составляет 5,6 руб.). Предпочтение было отдано варианту 1,а, поскольку, несмотря на благоприятные прогнозы геологических условий, не исключалась возможность встречи с небольшими участками зон сброса, в которых необходимо крепление кровли. Такие зоны при проходке по варианту 2, а требуют больших затрат времени и остановки работ на определенный период.
Принятый вариант 1, а обеспечивает в данном случае наибольшую скорость проходки, позволяет применить однотипное оборудование и в случае необходимости без больших затрат времени преодолеть отдельные участки нарушенных пород.
§ 27. ОРГАНИЗАЦИЯ РАБОТ
Проходческие работы должны проводиться по заранее установленной циклограмме при обязательном контроле за выполнением отдельных операций путем хронометражных наблюдений.
Для туннелей, разрабатываемых сплошным сечением или для верхней части туннелей, проходимых методом нижнего уступа, построение циклограммы может быть выполнено на основе методики, предложенной проф. Н. М. Покровским [34].
Определение общей продолжительности цикла
На основании обобщения лучших проходок туннелей большого сечения можно установить, что рациональная продолжи-271
тельность цикла составляет 12—24 ч и кратна продолжительности рабочей смены.
При шести- или восьмичасовой смене наиболее эффективным распределением времени в цикле является: бурение, заряжание и взрывание — в одну смену, вентиляция и погрузочно-транспортные работы — в две смены. При двусменной работе и продолжительности смены 8 ч время распределяется следующим образом: бурение, заряжание, взрывание и вентиляция — в одну смену; погрузочно-транспортные работы — в другую смену.
Таким образом,
Гц=Гсмтсм,	(IX, 1)
где Гц — продолжительность цикла, ч\
Гсм — продолжительность смены (6—8 ч);
/тгСм — количество смен в проходческом цикле принимается 2-4.
Определение продолжительности основных проходческих операций в цикле. Исходя из приведенного выше распределения времени внутри цикла между операциями, продолжительность цикла и основных проходческих процессов определится по фор
мулам:
Л = Гб + Тп + Гвсп;	(IX,	2)
Гб=Гсм- Л;	(IX,	3)
^п=^см(тсм-1)-Г2;	(IX,	4)
Т'всп — Л + Г2.	(IX,	5)
Гб, 7П, Гвсп — продолжительность соответственно обуривания забоя, погрузочно-транспортных и вспомогательных работ, ч.
При трех- или четырехсменной работе Т\ слагается из продолжительности подготовительно-заключительных операций при бурении (подкатка, установка и откатка буровых подмостей и др.), разметки и заряжания шпуров, взрывания зарядов. В Т2 входят проветривание забоя, оборка профиля, подгребка породы к отвалу перед началом погрузки, подъезд экскаватора к забою и отъезд его после окончания погрузки.
При двусменной работе в входит также проветривание забоя (полностью или частично).
При трех- или четырехсменной работе можно принять 7\ = = 1,5 ч, а Г2 = 2,5 ч, при двусменной работе 7\ = Т2 = 2 ч.
Продолжительность бурения и погрузки обычно определяется по формулам:
т — б—
у, _sin а
7п= п
(IX, 6)
(IX, 7)
где N — число шпуров в забое;
1Х — средняя длина шпуров, м,;
—	коэффициент использования перфораторов во времени (0,75-н0,85);
Pi — коэффициент одновременности работы перфораторов (0,7-^-0,8);
kx — число перфораторов, работающих в забое;
—	чистая скорость бурения, л*/^;
tq — коэффициент использования шпура (0,8н-0,9);
^пер — коэффициент переборов профиля;
5—площадь поперечного сечения туннеля, Jf2;
а — угол наклона шпуров к забою (75н-85°);
П ~ эксплуатационная производительность экскаватора, мЧч.
Продолжительность бурения и погрузки вычисляются по формулам (IX, 3) и (IX, 4), а формулы (IX, 6) и (IX, 7) используются для подбора характеристик основного оборудования.
Подбор характеристик основного оборудования. В формулы (IX, 6) и (IX, 7) входит длина шпуров Zi, которая должна удовлетворять выражениям (IX, 3) и (IX, 4). Для этой цели из (IX, 6) определяем Zi и вместо Гб подставляем его значение по (IX, 3), а из (IX, 7) находим Zi, но вместо 7П принимаем его величину по (IX, 4). Приравнивая полученные выражения для Zi, приходим к равенству
(IX, 8)
(IX, 9)
(IX, 10)
где критерий б находится по формуле
8 = — • £6*1 . ф ° ЛГ Z7 ’’
Ф = VPiMnepSina.
Коэффициент ф = 0,45-^-0,65.
Для подбора характеристик оборудования в первую очередь определяем б по формуле (IX, 8), далее при известном S находим значения ф и N. В формуле (IX, 9) остаются неизвестными три параметра v6, k\ и П. Для того чтобы значения б по формулам (IX, 9) и (IX, 8) совпали, вычисляем два параметра и подбираем третий. Целесообразно, например, определить и П в соответствии с принятым оборудованием и подобрать число перфораторов kx.
При этих условиях выражения (IX, 3) и (IX, 4) будут удовлетворены.
18 В. М. Мостков	273
Для вычисления величин /V, kx, с»6, ц, £Пер, П и др. рекомендуется пользоваться данными, приведенными в главах V и VI.
Определение длины шпуров, удовлетворяющей выражению (IX, 2), производится по формуле
1 __ _______7ц 7ВСП____
41 vb «г	;у
(IX, 11)
тЛпер$ sin 7 N ' П	1	?1Н1£1С’6
Эта глубина удовлетворит и выражениям (IX, 3) и (IX, 4) при условии выполнения равенств (IX, 8) и (IX, 9).
Уточнение продолжительности основных проходческих процессов. После определения длины шпуров следует проверить продолжительности бурения и погрузки, которые предварительно были приняты по формулам (IX, 3) и (IX, 4). Это производится по формулам (IX, 6) и (IX, 7).
Определение подвигания забоя за цикл и суточной скорости проходки. Глубина шпуров находится по выражению
/ = Z1 sina, м\	(IX, 12)
подвигание забоя за цикл
/ц = lrh м\	(IX, 13)
суточная скорость проходки
vQ =	, м сутки.	(IX, 14)
* и
При недостаточной скорости проходки необходимо сделать пересчет цикла, принимая более производительное оборудование или увеличивая его количество.
Составление циклограммы проходки. Приведенные выше данные позволяют составить циклограмму проходки туннеля. Глубина шпуров и циклограмма уточняются в процессе строительства.
Пользование приведенной методикой рассмотрим на примере.
Туннель сечением 100 м? в крепких породах разрабатывается сплошным забоем. Полагаем, что используются буровые подмости, оснащенные ручными быстроударнымп перфораторами, погрузка породы осуществляется экскаватором с ковшом емкостью 1,25 я3.
Принимаем продолжительность проходческого цикла 18 ч. Работы ведутся в три шестичасовые смены (/пСм =3,	— 6 ч). В первую смену про-
изводятся бурение и заряжание шпуров, в остальные две смены — проветривание забоя после взрыва и погрузка породы. В соответствии с изложенным выше принимаем 'Л = 1,5 ч, а 72 = 2,5 ч. Тогда по формулам (XI, 3) и (IX, 4) продолжительность бурения 7б = 6—1,5 = 4,5 ч и погрузки 7и = 6х(3— 1) — — 2,5 = 9,5 ч. Вспомогательное время в цикле 7ва.= 1,54-2,5=4 ч. При этих условиях по формуле (IX, 8) находим 6 = 2,1.
Поинамаем ц = 0.85, а = 80°, q?i = 0.8 и pi = 0,7. По формуле (VI, 17) определяем /?пер=1,07 и по формуле (IX, 10) ф = 0,5.
По паспортным данным принимаем vq = 15 м/ч. По графику на рис. 85 находим /7—40 ,ч3/ч, а по графику на рис 67 (по средней кривой) определяем 7V=12O шпуров. Следует отметить, что уточненное число шпуров можно определить, пользуясь методикой, изложенной в § 14.
По формуле (IX, 9) определяем число перфораторов Z?i = 14. Такая величина примерно отвечает данным, рекомендуемым в § 13.
По формуле (IX, 11) находим длину шпуров /1 = 4,3 м. По формулам (IX, 6) и (IX, 7) проверяем продолжительность бурения и погрузки, которая практически совпадает с заранее заданной.
Глубина шпуров по формуле (IX, 12) / = 4,23 м, а подвигание забоя за цикл по формуле (IX, 13) /ц = 3,6 м. По формуле (IX, 14) суточная скорость проходки vc =4,8 м/сутки.
Циклограмма проходки, построенная по данным примера, приведена на рис. 129.
Процессы	I шотод 1 1 ** W I	\Продолжи 1	I смена	|						|	И смена	|						Шсмена					
			Часы цикла																	
			1	2	3	4	5	6	7	8	9	10	11	12	13	/4	15	16	17	16
проветривание заооя	-	1.0																		
Оборка стен и свода	-	1.0																		
Подъезд и отъезд экскаватора	-	0,5		И										и						
погрузка и транспортирование породы		9.5																		
																				
Подкатка, установка и откатка буровых поомостеи		0,5																		1
бурение шпуров	515 м	9,5																		
																				
Заряжание шпуров и взрывание	120	1.0																	1	»
Рис. 129. Циклограмма проходки туннеля
Если в течение одной смены будет выполняться только бурение шпуров (Тб =6 </) и продолжительность цикла принять 24 ч (/я1М=4), то, как показывают расчеты, глубину шпуров можно увеличить до 6 м. Такая возможность в туннеле площадью 100 при наличии соответствующего оборудования имеется, как это следует из графика на рис. 61. Однако повышение глубины шпуров при возрастании продолжительности цикла в данном случае оказывается нецелесообразным. Скорость проходки \величивается не более чем на 3—5% (за счет некоторого снижения коэффициента использования шпуров), а распределение людей по сменам будет менее правильным. На вторую смену после бурения придется задалживать большое число рабочих для заряжания шпуров.
При разработке уступа, в котором бурят вертикальные или наклонные скважины, величина подвигания забоя за цикл определяется обычно из условия равенства продолжительности операций по бурению скважин и погрузке породы. В отдельных случаях в зависимости от используемого оборудования и местных условий бурение уступа значительно опережает погрузку породы.
Продолжительность погрузки и бурения в цикле находится по формулам:
7„ -	(IX. 15)
где 5Т — площадь забоя уступа, лг2;
//у — высота уступа, м-,
а, — коэффициент перебура скважины;
Np— число скважин в ряду;
г0 — число рядов скважин, пробуриваемых в каждом цикле;
а0 — угол наклона скважин к горизонтали.
Величина г0 зависит от расчетной линии сопротивления W и определяется по данным, приведенным в § 14. Приближенно можно считать
Значение W может быть определено по графику на рис. 73. По этому графику можно также найти расстояние между скважинами а, которое позволяет перейти к значению Л;р по выражению
=	(IX, 18)
где b — ширина уступа.
Если исходить из условия Ти = Тб, то, приравнивая формулы (IX, 15) и (IX, 16) с учетом (IX, 17) и исключая /ц, приходим к равенству
(IX, 20)
где ,	?131^пер
~~ «1
Коэффициент % — 0,50,65.
Выражение (IX, 19) дает возможность подобрать параметры оборудования, обеспечивающего равенство продолжительности процессов бурения и погрузки при разработке уступа. Правая часть этого выражения зависит от местных условий, а величины, входящие в левую часть, связаны с применяемым оборудованием и могут подбираться.
Следует отметить, что удовлетворить равенство (IX, 19) не всегда удается, и операции по погрузке и бурению занимают разное время. Если принимается условие, чтобы за цикл было погружено такое количество породы, которое образовалось в результате взрыва зарядов в скважинах, пробуренных в течение этого же цикла, то несовпадение продолжительности буровых и погрузочных работ не должно превышать 10% общего времени цикла.
После того как параметры оборудования будут установлены, определяется подвигание забоя за цикл. Продолжительность 276
цикла обычно равна 24—48 ч и кратна целому числу смен. Продолжительность вспомогательных работ изменяется от 4 до 8 ч.
По формуле (IX, 15) определяем
/ц = ^-7-„=Т?-(Лм/Исм-7’Всп)) и. (IX, 21) °1/<пер	^l^nep
Величина /ц может быть определена и по формуле (IX, 16J.
Полученное значение /ц следует уточнить с учетом формулы (IX, 17), поскольку 20 должно быть выражено целым числом рядов скважин. По новому значению /ц можно уточнить продолжительность вспомогательных процессов. Для этой цели воспользуемся формулой (IX,21) с учетом выражения (IX, 17), т. е.
ЛсП--- ^СМ^СМ	/7	•	^-2)
Все полученные величины должны быть уточнены в результате детального проектирования при построении фактической сетки расположения скважин в соответствии с рекомендациями § 14.
Пример. Для разработки уступа площадью поперечного сечения Si = = 70 л!2, высотой Ну = 7 м бурят по шесть скважин в ряду (А7р = 6) с углом наклона к горизонту ао = 7О°. Погрузка породы осуществляется экскаватором производительностью /7 = 40 м3/ч, бурение скважин — одноперфораторными тележками, обеспечивающими чистую скорость бурения V6 = 7 м/ч.
Полагаем, что ai = l,l, cpi = 0,8, (3i = O,8, ^Iiep=l,05. По формуле (IX, 20) находим ф1=0,61. По графику на рис. *73 определяем W=2 м и по формуле (IX, 19) находим число одноперфораторных тележек &i = 3.
Принимаем продолжительность цикла 21 ч при шестичасовой смене (Тсм — 6 ч, /псм = 4), а продолжительность вспомогательных работ Гвсп = 5 ч. По формуле (IX, 21) находим /ц = 10,3 м, а по формуле (IX, 17) z0 — 5,15. Округляем г0 до ближайшего целого числа 5, тогда уточненное значение подвигания забоя за цикл составит /ц = 10 м. По формуле (IX, 22) корректируем продолжительность вспомогательных работ Гвсп = 5,6 ч. Проверка по продолжительности бурения и погрузки, произведенная по формулам (IX, 15) и (IX, 16), показывает, что = Тп = 18,4 ч. Если бы, например, скорость бурения скважин была равна vq = 7,5 М/Ч, то при /ц = 10 м получим Тп = 18,4 ч и Т(у~ 17,2 ч.
Суточная скорость проходки уступа определяется по выражению (IX, 14).
При проходке туннеля в два последовательных этапа (например, при проходке нижним уступом) ’и скорости подвигания забоя на каждом этапе и v2 приведенная ко всему сечению средняя скорость проходки туннеля находится по формуле
t'l -Г V2
При встрече с участками слабых пород средняя скорость проходки туннеля, приведенная ко всей длине трассы, находится по выражению
ViV>
V ------------,-----
ЩР а»(1 — р) ’
(IX, 24)
где О| и V2 — скорости проходки соответственно в крепких и слабых породах;
р — отношение длины участков слабых пород к общей длине туннеля.
Среднемесячная скорость проходки может быть определена по формуле
=	(IX, 25)
где т — число рабочих дней в месяце, принимаемое равным 25;
k — коэффициент использования рабочего времени, составляющий, по данным передового опыта, 0,8.
При подсчете календарной среднемесячной скорости проходки за весь период строительства значение скорости, полученной по формуле (IX, 25), умножают на коэффициент 0,85—0,9, учитывающий неравномерность скорости проходки в течение ряда месяцев строительства туннеля.
Коэффициентами использования рабочего времени и нерав номериости скорости проходки учитывается процесс освоения рабочими производственного цикла, нового оборудования, отдельных элементов организации и механизации работ. Кроме того, этими коэффициентами учитывается замедление темпов проходки на непредвиденных участках слабых пород из-за прорыва воды в туннель, при случайных перерывах в подаче электроэнергии, воды, сжатого воздуха и в снабжении материалами и оборудованием.
Число забоев определяется исходя из требуемого срока строительства, календарной скорости проходки и топографических условий, характеризующих возможность открытия дополнительных забоев из строительных туннелей или шахт.
При построении календарного графика необходимо учитывать затраты времени при переходе от одного способа проходки к другому, на монтаж и демонтаж оборудования, па врезку порталов, строительные доделки и др.
Глава X
СПОСОБЫ ПРОИЗВОДСТВА РАБОТ В КАМЕРАХ
В данной книге рассматриваются лишь крупные камеры, специально предназначенные для размещения в них различных промышленных объектов. Такие камеры обычно являются оди-278
ночными, и только в редких случаях несколько камер распола-гается параллельно одна другой. Конструкции и методы строительства этих камер обусловлены требованиями длительной эксплуатации промышленного сооружения.
Камеры, образуемые при подземной разработке мощных залежей крепких руд и других полезных ископаемых, подробно описаны в литературе. В этих условиях подземные работы ведутся в других целях, другими способами и оцениваются другими показателями, чем работы по устройству подземных электростанций, заводов, хранилищ и т. п. В книге также не рассматриваются камеры-помещения для перфораторных мастерских, электроустановок, складов ВВ, для водоотлива и др. Технология строительства таких камер, имеющих обычные размеры, широко освещена в литературе.
§ 28. ОБЩАЯ ОРГАНИЗАЦИЯ РАБОТ
Строительные подходы. Каждая подземная камера имеет определенное число подходных выработок, обеспечивающее нормальную эксплуатацию сооружения. Для целей строительства в первую очередь проверяется, можно ли ограничиться только этими выработками.
Необходимость проходки дополнительных строительных подходов может возникнуть, если количество эксплуатационных подходов или продолжительность их проходки не обеспечивают заданного срока окончания строительства камеры, если место примыкания подходов к подземному сооружению не позволяет организовать разработку и вывозку породы из всех участков камеры или если размеры постоянных подходных выработок недостаточны для пропуска по ним строительного оборудования.
Устройство подходов требует больших затрат в связи со значительными объемами открытых и подземных работ, с постройкой подъездных дорог и организацией строительных площадок. Поэтому возможность увеличения числа самостоятельных подходов ограничена.
Строительные подходы к камере сооружаются в виде горизонтальных или слабонаклонных туннелей, вертикальных или наклонных стволов; возможно также сочетание туннелей и стволов. Схемы строительных подходов показаны на рис. 130.
Горизонтальные туннели наиболее дешевые и удобные для проезда крупногабаритного оборудования сооружают в горной местности, когда боковая врезка позволяет сократить длину подхода. В том случае, если проектируется применение экскаваторов и автосамосвалов, площадь подходных туннелей при длине их более 200 я должна быть достаточной для двухпутного движения автотранспорта, а трассу целесообразно устраи-279
Рис. 130. Виды строительных подходов к камерам:
а — горизонтальные или слабонаклонные туннели; б — вертикальный ствол; в — наклонный ствол; г—сочетание ствола и туннеля
вать слабонаклонной (уклон 1:10). Длина такого туннеля по сравнению с горизонтальным сокращается примерно на 7— 12%. Слабонаклонными выполняются также ответвления от главного подходного туннеля к разным горизонтам камеры.
Подходы в виде вертикальных или наклонных стволов устраивают лишь там, где применение туннелей нецелесообразно: в равнинной местности, при глубоком залегании камеры. Соотношение трудоемкости проходки стволов и туннелей составляет 1:5—1:4, т. е. выгоднее пройти туннель длиной 100 лц чем ствол глубиной 20—25 м. Кроме того, применение шахтных подходов ограничивает возможности механизации производственных процессов. Для использования экскаваторов и автосамосвалов требуется проходить стволы очень большого сечения; кроме того, затрачивается много времени на монтаж крупного ооору-дования, спущенного в ра-> зобранном виде по стволу.
Подходы в виде вертикальных стволов наиболее целесообразно располагать вне камеры с ее торца и соединять с камерой коротким горизонтальным штреком. Это вызывается в ос
новном эксплуатационными причинами и в частности сложностью борьбы с образованием наледи и конденсата при расположении ствола в пределах камеры.
В некоторых случаях (горное плато с крутыми «склонами, не позволяющими подвести туннель к нижнему горизонту камеры) подходами служат и туннели, и стволы.
При выборе количества самостоятельных строительных подходов рекомендуется учитывать следующие положения:
один подход применяется, когда сооружение залегает глубоко под землей и имеется возможность подвести подход к нижней части камеры, когда срок строительства камеры не лимитирует пуска всего объекта в эксплуатацию, а также при сложности подведения к подходам подъездных дорог на поверхности земли;
два подхода применяются при необходимости уменьшить срок сооружения камеры и когда можно устроить короткий второй подход к верхней (сводчатой) части;
три и более подходов целесообразны при необходимости форсировать строительство камеры и когда длины третьего и последующих подходов соизмеримы с первыми двумя, а объем разрабатываемой в камере породы и вывозимой по каждому дополнительному строительному подходу составляет не менее 15—20 тыс. лА
От каждого основного строительного подхода могут быть сделаны ответвления к различным горизонтам камеры в виде коротких вспомогательных выработок. Такое повышение количества дополнительных подходов является рациональным решением.
' I
ю
у---
Рис. 131. Принципиальные схемы последовательности работ при проходке камер (цифрами показана очередность разработки)
В том случае, если подземное сооружение представляет собой комплекс параллельно расположенных камер, то каждый строительный подход должен в наибольшей степени использоваться для разработки всех камер. Это достигается, например, устройством подходных туннелей перпендикулярно осям камер с пересечением всех камер в одной плоскости (см. рис. 12). При большой интенсивности выдачи породы площадь главных подходов, в которых собирается основной транспорт из всех выработок, увеличивают. Имеются примеры, когда площадь таких туннелей составляет 60—80 Л!2.
Тип и количество подходных выработок окончательно устанавливаются в каждом конкретном случае путем технико-экономического сопоставления вариантов.
Последовательность разработки камеры. На рис. 131 показаны принципиальные схемы последовательности работ при сооружении подземных камер. Схемы I и II относятся к камерам с одним подходом, схемы III—V — к камерам с несколькими подходами.
Схема I предусматривает выполнение работ при одном подходе в виде туннеля или ствола, примыкающих к нижней части камеры. Порода сбрасывается по воронкам в направляющий ход 2, откуда вывозится по подходной выработке 1 на поверхность.
На схеме II показана очередность работ при наличии одного туннеля /, примыкающего к средней по высоте части камеры. От подхода 1 пробиваются с уклоном 10—15% дополнительные выработки 2 и 6, из которых осуществляется разработка камеры. Если длина туннеля 1 менее 100 я, то целесообразно устраивать самостоятельные подходы, как это показано на схемах III— V.
Схема III отражает последовательность работ при двух строительных подходах к верхней и нижней частям камер. Каждая из этих частей разрабатывается из самостоятельного подхода.
Схема IV отличается от схемы III лишь расположением верхнего подхода.
Схема V является модификацией схемы I. При этой схеме может быть обеспечено выполнение работ в наиболее короткое время, однако проходка самостоятельных подходов 1 и 3 при большой их длине не всегда целесообразна.
Для сокращения времени в схемах III—V подходы к камере могут выполняться одновременно. Воронки между горизонтами разработки и продольные выработки в пределах камеры, показанные на схемах, могут не пробиваться; в этом случае основной массив разрабатывается высокими слоями (см. § 29).
Подходные выработки на схемах III—V могут быть выполнены также в виде ответвлений от стволов, показанных на схемах пунктиром. В этом случае проходка таких вспомогательных выработок между горизонтами не представляет особой сложности.
Последовательность работ при сооружении камер большого сечения, как правило, осуществляется в направлении сверху вниз. В первую очередь проходится верхняя (подсводная) часть, возводится, если нужно бетонный свод, а после этого разрабатывается основной массив камеры. Эта последовательность не зависит от типа и количества подходов и определяется условиями безопасного ведения подземных работ.
В некоторых случаях (при очень высокой камере, проходящей в крепких нетрещиноватых породах) можно отступить от общей системы разработки камер в направлении сверху вниз. Отдельные слои основного массива высотой до 5 я могут быть подработаны с нижележащего горизонта и обрушены вниз.
Наиболее трудоемким процессом при сооружении подземных камерных выработок большого сечения является разработка 282
Рис. 132. Этапы строительства подземной .камеры:
а — начало работ по проходке верхней части; б — окончание работ по бетонированию свода; в — разработка основного массива породы; г — возведение стен
верхней (подсводной) части, интенсивность которой в три-шесть раз меньше, чем разработка основного массива.
На рис. 132 показаны отдельные этапы строительства одной из подземных выработок морской базы Мерс-эль-Кебир. В начале прошли на всю длину выработки три верхних направляющих хода, затем расширили подсводную часть и забетонировали свод. На сооружение подсводной части было затрачено околи одного года. При разработке основного массива, когда не требовалось устройство штолен и не надо было организовывать бетонные работы, только за один месяц было вынуто 10 тыс. скальной породы.
§ 29. ПРОИЗВОДСТВО РАБОТ
Верхняя (подсводная) часть камеры может быть пройдена полным сечением (профилем); подсводным разрезом или с контурной прорезью, а основной массив породы разрабатывается послойно или отдельными блоками. Возможно также сочетание перечисленных способов.
Проходка верхней части камеры
Проходка верхней части камеры полным профилем. При этом способе работ верхнюю часть камеры раскрывают сразу на весь профиль. В первую очередь разрабатывают участок небольшой длины, позволяющий разместить проходческое оборудование в местах примыкания подходных выработок. Работы по проходке верхней части камеры могут вестись с одного пли нескольких забоев сплошным сечением или из поперечных прорезей.
Проходка верхней части камеры сплошным сечением осуществляется так же, как и туннелей. Свод бетонируют после разработки всей верхней части или же с некоторым отставанием от забоя. При ухудшении устойчивости пород проходка ведется небольшими участками длиной не более 6 м с немедленным бетонированием свода и продолжается только после приобретения бетоном необходимой прочности.
Проходка сплошным сечением может быть осуществлена в камерах пролетом до 15 м при расположении их в крепких, малотрещиноватых скальных породах, допускающих обнажение кровли на значительных длинах. Наиболее целесообразно применение этого способа в выработках длиной не менее 50 м при наличии горизонтального или слабонаклонного туннельного подхода, примыкающего к подсводной части камеры. При коротких камерных выработках или при подходах в виде стволов не имеет смысла использовать экскаваторы с самосвалами в устраивать передвижные буровые подмости.
При пролетах 15—18 м работы удобнее производить с опережением центрального участка верхней (подсводной) части на одну-две заходки (рис. 133). Это дает возможность при необходимости осуществить переход на другие, более безопасные методы и немедленно закрепить кровлю при появлении опасности вывалов.
Одной из разновидностей этого способа является проходка с направляющим ходом на всю длину выработки (для уточнения инженерно-геологических условий) и последующим расширением подсводной части до заданного профиля. Расширение ведется с торца по обеим сторонам выработки от центрального направляющего хода. Вместо этого хода могут быть пройдены
Рис. 133 Схема проходки с опережением центрального участка
две боковые штольни, в которых бетонируют фундаменты (пяты) свода до начала расширения подсводной части на полный профиль. Такие фундаменты позволяют упростить конструкцию передвижных кружал.
Достоинством способа прохоакй сплошным сечением является возможность максимальной механизации работ с применением высокопроизводительного оборудования. При данном способе обеспечивается наибольшая скорость проходки подсвод-иой части камеры.
Проходка верхней части камеры из поперечных прорезей осуществляется с целью открытия нескольких фронтов работ (забоев) в камерах большой длины. В этом случае в первую очередь по всей длине верхней (подсводной) части проходят центральный направляющий ход, из которого через каждые 10— 30 м устраивают поперечные прорези шириной примерно 3 ч для размещения бурового оборудования. Раскрытие верхней части производится из прорезей встречными забоями с бурением глубоких шпуров (на всю длину целика). Породу вывозят по направляющему ходу или сбрасывают по воронкам вниз. Проходка и бетонирование могут вестись одновременно на нескольких фронтах, что позволяет добиться высоких темпов.
К недостаткам этого способа относится сложность механизации погрузочно-транспортных работ, а также необходимость проходки большого количества мелких вспомогательных выработок (направляющие ходы, воронки, прорези). Способ применим в исключительно крепких нетрещиноватых породах.
Проходка верхней части камеры по способу подсводного разреза. При ^том способе вдоль выработки на всю ее длину в первую очередь проходят центральный направляющий ход на уровне пят свода. Работы по расширению подсводной части ведутся, как и в туннелях по схеме, показанной на рис. 124,6. При больших поперечных размерах подсводной части над нижней штольней проходят дополнительную штольню, а по обеим сторонам от оси штолен расширение в поперечном сечении ведется заходками по 3—4 м, Расширение может осуществляться с торца камеры или отдельными заходками от центрального хода с оставлением целиков.
Способ подсводного разреза применяется в коротких камерных выработках пролетом до 20 лг, проходящих в трещиноватых породах.
Проходка верхней части камеры с устройством контурной прорези. По этому способу работы начинаются с проходки направляющих ходов вдоль камеры. Обычно проходят три хода — два по бокам на уровне пят свода и один — в шелыге свода. При больших размерах подсводной части проходят четвертый направляющий ход в центре под верхним ходом на уровне пят свода. Между верхним центральным и боковыми ходами устраивают наклонные воронки, расширяемые затем до размеров контурных прорезей (2—8 м), в которых осуществляется бетонирование свода. Прорези разрабатывают с оставлением целиков длиной 5—20 м. При бетонировании свода кружала опирают на уступ породы между направляющими ходами. По окончании бетонирования свода разрабатывается уступ. Бетонирование и проходка могут производиться на разных участках и совмещаться во времени.
На рис. 134 показана схема разработки подсводной части с применением контурной прорези. Если подсводная часть камеры имеет большую высоту, то в первую очередь разрабатывают верхнюю часть и бетонируют свод с промежуточными пятами, далее в шахматном порядке проходят участки нижнеи части свода с бетонированием нижних пят и затем разрабатывают целик породы.
Если породы достаточно устойчивы, контурная прорезь выполняется без промежуточных целиков на всю длину камеры. Кровлю закрепляют анкерной, арочной крепью или армофер-мами, а после бетонирования свода разрабатывают массив породы в верхней части выработки.
осн;
Когда породы в местах расположения пят оказываются нарушенными, в первую очередь бетонируют боковые фундаменты свода (пяты) на всем протяжении прорези.
Способ проходки с контурной прорезью целесообразно применять в нарушенных породах, не позволяющих раскрывать верхнюю часть камеры на полную ширину без крепления. Этот способ рекомендуется применять также в выработках шириной 20 м и более в крепких нетрещиноватых породах.
Основным достоинством этого способа проходки является относительная безопасность работ и большая устойчивость
Рис. 134. Схема проходки с контурной прорезью
крепи при минимальной высоте закрепляемого пространства. Следует, однако, отметить, что при этом способе сложно организовать выдачу породы по направляющему ходу с различных одновременно разрабатываемых участков и подачу бетона на другие участки; наличие большого количества вспомогательных выработок малого объема не позволяет механизировать в полной мере процессы до окончания бетонирования всего свода.
В крепких и слаботрещиноватых породах при наличии строительных подходов к нижней части камеры может найти применение следующая разновидность разработки подсводной части с контурной прорезью. В первую очередь в шелыге свода проходят по всей длине камеры направляющий ход, который затем последовательно расширяют и углубляют на 2—3 м до тех пор, пока вся верхняя часть не будет пройдена до полного сечения. Породу по воронкам сбрасывают вниз. По мере расширения подсводной части устанавливают крепь.
К преимуществу такого решения относится возможность последовательного поэтапного раскрытия сводчатой части выработки с закреплением ее анкерами или шприц-бетоном. Недостатки заключаются в частом переходе с горизонта на горизонт, что осложняет проходческие работы.
Поперечные размеры направляющих ходов при всех способах проходки подсводной части камер зависят от инженерногеологических условий и типа подходных выработок. При крепких породах и туннельных подходах направляющие ходы обеспечивают пропуск автомашин. В других условиях направляющие ходы рассчитаны на вагонеточный транспорт и закрепляются шприц-бетоном, анкерами или арочной крепью.
Разработка основного массива (ядра) породы
Разработка массива послойно. Сущность способа заключается в разработке породного массива отдельными горизонтальными слоями высотой 3—10 м на всю длину выработки.
Высота слоев зависит от инженерно-геологических условий, при которых обеспечивается устойчивость забоя и стен выработки, а также от типа и месторасположения строительных подходов.
При туннельных подходах в крепких малотрещиноватых породах высота слоев задается до 10 ж; оптимальная высота слоев при экскаваторной погрузке принимается 6—8 м. В трещиноватых породах высота слоев ограничивается 3—6 м с оставлением целиков вдоль стен с горизонтальными бермами шириной 1 —1,5 м. Целики не оставляют в тех случаях, когда свод своими пятами углублен в породу или когда под пятами свода устраивают железобетонные пояса (балки), распределяющие нагрузки на большую площадь.
Если подходами служат вертикальные стволы и погрузка породы производится погрузочными машинами, то высота слоев не превышает 3—5 м.
При возможности устройства туннельных подходов к каждому слою погрузка породы осуществляется экскаваторами на автомашинах. В длинных камерах (100 м и более) при разработке основного массива послойно вместо ответвлений от строительных подходов (см. схему // на рис. 131) можно ограничиться устройством наклонных съездов в самой камере, как это показано на рис. 135.
При послойной разработке массива бетонные стены могут быть возведены различными способами. Порядок разработки участков породы под стены и бетонирования стен зависит от состояния пород.
В крепких нетрещиноватых породах стены могут быть возведены на всю высоту камеры после окончания разработки 288
Мостков
Рис. 135. Схема разработки камеры с применением наклонных съездов между слоями (цифрами показана очередность разработки)
массива. В менее крепких, но сравнительно устойчивых породах стены бетонируют после снятия каждого слоя по всей ширине и длине выработки. В породах средней крепости после проходки каждого слоя целики вдоль стен разрабатывают отдельными участками в шахматном порядке и на этих участках возводят стены. В нарушенных породах вначале вдоль стен разрабатывают траншеи на высоту слоя, в которых сразу устанавливают крепь, опалубку и бетонируют стены. По достижении расчетной прочности бетона осуществляется разработка основного объема породы в слое и далее операции повторяются. Следует отметить, что при этом значительно осложняется механизация работ, особенно водоотлив.
Рис. 136. Схема проходки уступа с применением ступенчатого забоя: а— фазы разработки уступа; б — схема разработки камеры; 1 — первая фаза, 2—вторая фаза; 3 — третья фаза, / — вариант третьей фа
В отдельных случаях при проходке в крепких устойчивых однородных нетрещиноватых скальных породах и при наличии туннельного подхода к нижней части камеры высота слоев может быть увеличена до 20 м. Уступы между слоями имеют вертикальную или наклонную поверхность. При ширине камеры 30 м и более уступы могут разрабатываться ступенчатым забоем с шириной ступени 10—30 я. Порода с берм сбрасывается вниз бульдозером. При высоких слоях интенсивность работ значительно возрастает и доходит до 20 тыс. .и3 породы в месяц.
При проходке подземного машинного здания ГЭС Нечако-Кемано в Канаде верхнюю (подсводную) часть разрабатывали сплошным сечением из поперечных прорезей. Породу по вертикальным воронкам сбрасывали в направляющий ход, пройденный по оси здания на самом нижнем горизонте. Скважины в вертикальном уступе основного массива глубиной до 24 я бурили алмазными коронками через 1,7 я по длине и ширине камеры. Первыми взрывали заряды в скважинах над направляющим ходом, образуя отрезную щель, затем заряды, расположен-290
ные по обе стороны от щели. Последними взрывали облегченные заряды в шпурах около стен. Породу грузили экскаватором с ковшом емкостью 1,2 м3 в автосамосвалы грузоподъемностью 13,6 т.
На рис. 136 показана схема ступенчатого забоя, применявшаяся при разработке массива высотой 17 м в одной из подземных выработок базы Мерс-эль-Кебир. Аналогичная схема применялась и в других камерах, в частности при строительстве подземной Арзнинской ГЭС в СССР высота слоя составляла 13 м\ забой имел двухступенчатую форму. В верхней ча-
Рис. 137. Общий вид камеры в процессе производства работ
сти забоя высотой 6 я пробуривали вертикальные шпуры, в нижней части—горизонтальные. Породу грузили экскаватором и в автомашинах вывозили на поверхность.
Общий вид подземной камеры в процессе производства работ показан на рис. 137.
Разработка отдельными блоками. Блоки вокруг вертикальных воронок, соединяющих между собой различные горизонты, разрабатывают путем постепенного расширения воронок в виде ступенчатого конуса, направленного вершиной вниз. Размеры блоков в плане 15X15 я или 20x20 а по высоте 15—20 я В нижней части воронок устраивают затворы, с тем чтобы обеспечить магазинирование породы и организованный постепенный выпуск ее в вагонетки или автомашины, передвигающиеся по нижнему горизонту.
ИГ	291
Способ оказывается целесообразным преимущественно в крепких породах при наличии вертикальных или наклонных подходов, препятствующих применению крупногабаритных погрузочных средств.
Наличие целиков между воронками у их основания требует осторожного ведения буровзрывных работ при расширении нижних частей воронок, а также при обрушении нижних слоев на откаточные горизонты. Следует также отметить повышенную трудоемкость работ при устройстве воронок, их оборудовании затворами и расширении.
Б-Б
Рис. 138. Схема разработки камеры отдельными блоками
между воронками
На рис. 138 показана схема разработки основного массива подземного машинного здания Соверзене в Италии отдельными блоками между воронками. Работы велись в два этапа: вначале массив от отметки 413 м до отметки 398 м разрабатывали тремя блоками; на втором этапе массив между отметками 398 и 385 м — четырьмя блоками.
Аналогичная схема применялась и на других выработках.
Разработка слоев породы может осуществляться не только через центральные, но и через боковые воронки, которые устраивают для сооружения колонн подкрановых балок вдоль стен камеры. После бетонирования колонн такие воронки используют для сбрасывания породы, как это было сделано в подземных гидростанциях Севанской в СССР и Ампеццо в Италии.
Примеры проходки камер больших размеров
Подземная насосная станция Вианден (Люксембург) длиной 326 м и площадью поперечного сечения около 600 м2 соединяется с поверхностью земли тремя выработками, пройденными на различных горизонтах [65]. Здание располагалось в скальной породе вкрест главным направлениям трещиноватости. Схема производства работ показана на рис. 139. В первую оче-292
г. подземный зал в процессе строи-
Н»-------
Рис. 139. Последовательность разработки камеры (цифрами показана очередность работ)
редь из верхнего подходного туннеля (на уровне пят свода;) проходили направляющий ход /, который затем расширяли до сечения 2 и после чего бетонировали свод 3. Бетонирование свода показано на рис. 99. Основной массив разрабатывали слоями 4—8, причем породу от слоев 4 и 5 вывозили по центральному подходному туннелю, а от слоев 7 и 8 — по нижнему туннелю.
Стены крепили анкерами длиной 12—16 м с большим предварительным натяжением и покрывали шприц-бетоном. Породу грузили экскаватором с ковшом емкостью 1,2 м3 в автосамосвалы грузоподъемностью 15 т.
К строительству станции приступили в конце 1959 г., пуск первой очереди в эксплуатацию намечен на тельства показан на рис. 140 (состояние работ на апрель 1961 г.). Стоимость выемки I м3 породы составила 4 р. 75 к.
Подземный машинный зал Изер-Арк (Франция) длиной 109 м площадью поперечного сечения 500 м2 имеет слабоармиро-ванный бетонный свод толщиной в замке 0,8 м, а в пятах 2 м; стены заторкретированы. Строительными подходами к камере служили: туннель высотой 5,5 м, примыкающий на отметке 323,5 м, и туннель в нижней части камеры на отметке ЗП,4 w 124].
Последовательность работ по сооружению машинного зала показана на рис. 141. В первую очередь был пройден верхний подходный туннель по всему зданию. Из этого туннеля были разработаны вверх девять вертикальных воронок сечением 2,2 м2, соединенные на уровне шелыги свода направляющим ходом размером 2X2 >м. Подсводную часть раскрывали из этого хода путем его
последовательного расширения и углубления со сбрасыванием породы через воронки в автосамосвалы, находящиеся в подходном туннеле на отметке 323,5 м. После окончания этих работ был забетонирован свод.
Часть 5 основного массива камеры разрабатывали отдельными блоками между воронками, а при проходке части 6 в здание был введен экскаватор. Часть массива 7 также разрабатывали отдельными блоками со сбрасыванием породы по воронкам в нижний туннель, последний слой массива 9 разрабатывали из этого туннеля.
Общий объем камеры составил 52 тыс. м3, объем бетона — 17 тыс. м\ Работы были закончены в 1954 г.
Подземный зал Ладжанурской ГЭС (СССР) длиной 60 м и площадью поперечного сечения 650 м2 (ширина до 18 м, высота до 39 м) сооружали в прочных, но трещиноватых известняках [35].
Для проходки камеры использовали три эксплуатационных туннеля:вентиляционный длиной 200 я и сечением 2,2X2,5 м (подходит к подсводной части камеры); шинно-грузовой туннель высотой 8,6 я и шириной 4,6 я (примыкает к средней по высоте части камеры), отводящий туннель высотой 10,2 м и шириной 7,4 м, примыкающий к нижней части камеры.
Схема производства работ показана на рис. 142. В первую очередь от вентиляционного туннеля была пройдена штольня 1 по всей длине подсвод-293
Рис. 140. Общий вид подъемной насосной станции в процессе производства работ
2 5
Рис. 141. Последовательность работ при сооружении подземного машинного зала ГЭС Изер-Арк (Франция):
а — подходный туннель высотой 5,8 л<; б — верхняя штольня сечением 2 2 м, соединяющая девять воронок; в — бетонный свод; г — отсасывающие трубы, Л— направление oiкатки по отводящему туннспо (цифрами пока »ана очередность рлра ботки)
ной части здания. Такая же направляющая штольня была пройдена от шинно-грузового туннеля. Штольни соединялись воронками.
Верхнюю часть камеры расширяли по способу подсводного разреза. Породу вывозили по вентиляционному туннелю. Следом за проходкой с отставанием 10—15 м бетонировали свод секциями по 5 м. Свод железобетонный толщиной в замке 70 см. Из свода выпускали анкеры для крепления подвесного потолка. После бетонирования свода производилось нагнетание раствора за бетон.
Рис. 142. Последовательность работ при сооружении подземного зала Ладжанурской ГЭС (СССР):
а — устройство свода (первый этап); б — разработка среднего и нижнего слоев; в — устройство подкрановых колонн, балок и доработка нижнего слоя; г — последовательность разработки здания (цифрами показана очередность работ)
Основной массив 2 от подсводной части до подошвы шинно-грузового туннеля высотой 15,3 м разрабатывали двумя способами. Часть массива А была расширена от воронки. Забой имел ступенчатую форму, направление шпуров в ступенях — вертикальное. Порода через бункер поступала в вагонетки и автомашины и вывозилась по шинно-грузовому туннелю. Зону В (длиной 44 л<|) разрабатывали одним уступом при ступенчатой форме забоя. Породу грузили экскаватором с ковшом емкостью 1 м3 в автосамосвалы.
Нижнюю часть камеры С разрабатывали отдельными блоками вокруг трех воронок, породу сбрасывали в отводящий туннель, где грузили погрузочными машинами и транспортировали в вагонетках электровозами на поверхность земли. Из самой нижней части вагонетки вывозили к отводящему туннелю лебедками.
Приток грунтовых вод при проходке нижнего слоя доходил до 200 л/сек. что потребовало интенсивного водоотлива.
Бетонирование каркаса подкрановых колонн и балок выполнялось в основном после окончания проходческих работ. Опорой для колонн служили участки стен здания 5, забетонированные до начала разработки части 4. Остальные участки стен были оставлены незакрепленными. Работы по строительству были закончены в 1960 г.
Рис. 143. Схема расположения подходных выработок и очередности разработки подземного зала Борисоглебской ГЭС (СССР)
J fa2
Подземный машинный зал Борисоглебской ГЭС (СССР) длиной 73 м, площадью поперечного сечения 600 м2 (ширина 16,5 м, высота до 40 м) расположен в прочных слаботрещиноватых гранитах и гнейсах. Свод зала железобетонный толщиной 35 см, стены укреплены металлическими анкерами. В зале предусмотрен подвесной потолок для сбора дренирующей воды при заполнении водохранилища и устройства вентиляционного канала при эксплуатации.
К восточному торцу зала на отметке 11,8 м примыкает главный подходный туннель 4, используемый впоследствии для доставки турбин, трансформаторов и другого оборудования. Туннель пройден с уклоном 1 : 10. К противоположному торцу (западному) зала пройден транспортный туннель 1 площадью 20 м2, используемый при эксплуатации в качестве запасного выхода. Этот туннель примыкает к сводчатой части зала на отметке 20,3 м. В качестве подходных используются также еще две эксплуатационные выработки — отводящий туннель и шандорная галерея.
Схема последовательности работ и расположения подходных выработок показана на рис. 143.
Работы были начаты с транспортного туннеля 1 *. Этот туннель был пройден на всю длину камеры под машинный зал, после чего началось расширение подсводной части с торца 2 в обе стороны от туннеля. Бурение шпуров производилось с передвижных подмостей, уборка породы — ковшовым погрузчиком на гусеничном ходу в автосамосвалы. После проходки было осуществлено бетонирование свода 3 кольцами длиной по 7 м. Подача бетона осуществлялась бетононасосами.
После того как был забетонирован свод, из главного подходного туннеля 4 от торца вперед начали разработку первого слоя основного массива 5 от отметки 20,3 м до отметки 11,8 л:, т. е. высотой 8,5 м. В забое бурили горизонтальные шпуры с передвижных подмостей быстроударными перфораторами на пневмоподдержках. Длина шпуров составляла 4 м, ширина забоя 8 т. е. за два взрыва разрабатывался участок слоя длиной 4 м на всю ширину камеры. Количество ВВ принималось несколько пониженным по сравнению с туннелями на этом объекте (всего 0,6—0,7 кг/мл) с целью обеспечить равномерный развал породы и избежать разлета кусков, особенно в направлении забетонированного свода. Горизонтальное бурение обеспечивало гладкость подошвы выработки и точное оконтуривание стен.
Породу грузили экскаватором с ковшом емкостью 0,9 л3 в автосамосвалы грузоподъемностью 13,6 т и по туннелю 4 вывозили на поверхность.
После слоя 5 начали разрабатывать слой 6 от отметки 11,8 м до отметки 5 Л1, т. е. высотой 6,8 м. Породу из этого слоя выдавали по шандор-ной галерее 12. Для этой цели галерея соединялась коротким наклонным съездом с главным подходным туннелем 4, расположенным несколько выше. Разработка слоя 6 осуществлялась аналогично слою 5, только у входа шан-дорной галереи в подземный зал (западный торец) предварительно разрабатывалась небольшая строительная камера для размещения экскаватора.
От отметки 5 м начиналась выемка котлованов под отсасывающие трубы машинного помещения. Верхнюю часть 9 этих котлованов до отметки —2 м разрабатывали через короткие соединительные туннели 8 из пройденной верхней части отводящих туннелей 7. Нижнюю часть котлованов 11 между отметками —2 м и —13 м проходили также из верхней части отводящих туннелей через наклонные съезды 10.
Таким образом, камера высотой 40 м разрабатывалась с пяти горизонтов с использованием подходного туннеля 4, транспортного туннеля 1 и отводящего туннеля 7. Выработки 6 и 8 являются ответвлениями от подходного и отводящего туннелей, причем выработка 6 (шандорная галерея) также предназначена для эксплуатации сооружения.
Горнопроходческие работы по подземному залу были выполнены примерно за два года и закончены в 1962 г. Стоимость выемки 1 м3 скальной породы составила 6,3 руб., железобетона — 24 руб.
Подземный радарный центр (США). В конце 1961 г. вблизи г. Колорадо Спрингс приступили к работам по строительству крупного подземного радарного центра с выработками объемом около 300 тыс. м3. На рис. 144 показан план расположения и поперечный разрез рабочих помещений [109].
Выработки расположены в крупнозернистых малотрещиноватых гранитах с прожилками реалита. Крепь выработок анкерная, на отдельных участках с сеткой, покрываемой торкрет-бетоном Портальные участки подходных туннелей будут забетонированы. По проекту намечается, что общая длина анкеров составит около 55 км, а металлической сеткой будут покрыты участки площадью 23 тыс. м2.
* Борисоглебская ГЭС, расположенная на пограничной с Норвегией р. Пас, сооружается норвежской фирмой «Норэлектро».
Подходные туннели длиной 427 и 762 л с наибольшими размерами 8,8x6.8 м (ширина и высота) разрабатываются сплошным сечением. Забои обхривают с трехъярусных буровых рам, смонтированных на автосамосвалах и оборудованных восемью колонковыми перфораторами. Глубина шпуров 3,6 м. Погрузка породы производится ковшовым тракторным погрузчиком с боковой разгрузкой. Намечается использование специально сконструирован-
Рис. 144. Подземный радарный центр (США):
а — план расположения объекта; б — сечение камеры (рабочего помещения) пролетом 14 .и; 1 — портал. 2 — вентиляционный ствол, 3— вентиляционный туннель; 4 — эксплуатационный коллектор диаметром 30 см; 5 — резервуары; 6 — камеры (рабочие помещения);
7 — подходный туннель
ной машины на пневматическом ходу, колеса которой поворачиваются на 270° и позволяют машине перемещаться вбок. Емкость ковша, установленного на телескопической стреле, составляет 1,3 at3. Для транспортирования породы применяются тракторы с одноосными седельными тягачами и думперы.
Основные камеры, имеющие длину до 130 л<, пролеты 14 и 10 м и высоту соответственно 18 и 17 м, предусмотрено разрабатывать в два после-298
довательных этапа. Подсводная часть будет пройдена полным профилем с применением поперечных прорезей, расширяемых из направляющего хода через каждые 37 м. Обуривание забоя из прорезей будет производиться горизонтальными скважинами глубиной 18—19 .и.
Ядро каждой камеры после окончания подсводной части будет разработано тремя слоями (один после другого), съезды к каждому слою будут пройдены из подходных выработок.
Производительность компрессорной станции для всего объекта составляет 350 м3/мин, а вентиляционных установок — 35 .м31сек.
Общая стоимость строительства оценивается примерно в 66 млн. долларов.
§ 30. ВЫБОР СПОСОБА ПРОХОДКИ КАМЕР
Анализ и обобщение многочисленных примеров сооружения камер большого сечения позволяет рекомендовать рациональные способы их проходки в зависимости от инженерно-геологических условий.
Такие ориентировочные рекомендации, приведенные в табл. 41, отнесены к породам, характеристики которых совпадают с принятыми в табл. 14.
Породы в табл. 41 ограничены классами А—Г, т. е. от крепких до средней крепости, оказывающих небольшое горное давление. Более нарушенные породы (классы Д—Ж) не являются характерными для условий проходки камер большого сечения. В единичных случаях сооружения камер в таких породах, по всему контуру камеры устраивается бетонная крепь путем последовательного заполнения бетоном штолен, проходимых одна над другой. Под прикрытием замкнутой бетонной крепи осуществляется разработка основного массива, как это показано на рис. 145. Подобная схема сооружения камер также была приведена на рис. 9. В коротких камерных выработках, располагаемых в нарушенных породах, принимают многоштольневые способы опертого свода или опорного ядра. В слабых неустойчивых породах до разработки камер производится укрепление пород цементацией или химическими методами (силикатизация; нагнетание растворов, основанных на синтетических смолах; замораживание и др.).
При сооружении камер в породах классов А—Г и встрече с зонами нарушенных пород подсводпая часть проходится с применением коитурной прорези с большим числом штолен, а стены основного массива по мере их разработки закрепляют системой мощных горизонтальных и вертикальных продольных балок, поддерживаемых железобетонными или металлическими распорками. Эти распорки упираются в подошву выработки или располагаются поперек камеры между ее стенами.
Следует подчеркнуть, что все эти случаи встречаются весьма редко, так как камеры, как правило, можно расположить так, чтобы избежать сильно нарушенных участков пород.
Выбор способов проходки камер производится по табл. 41 с учетом типа и количества строительных подходов, устанав-299
300
Таблица 41
Условный класс порол	Характеристика пород	Способы проходи подсводпоп (верхней) части камеры шириной		Способы ра«рабо1ки основного массива породы в камере при строительных подходах	
		b 15 м	Ь>15 м	туннели па ра«личных горизонтах	вертикальные пли наклонные С I волы
А	Плотные, крепкие, не оказывающие горного давления	Полный профиль — сплошным сечением (туннельный подход к подсводной части, длина камеры >50 м)\ полный профиль — прорези (подход внизу); подсводный разрез (длина камеры <50 м)	Полный профиль — сплошным сечением с опережением центрального участка (туннельный подход к подсводной части); полный профиль— прорези (подход внизу); подсводный разрез (/><18 м)', контурная прорезь на всю длину (/>>18 м)	Послойный способ (высота слоев 8— 10	ж); послой- ный способ — ступенчатый забой (подход внизу)	Отдельными блоками (высота блоков до 20 м)\ послойный способ (высота слоев 5—6 м)
Б	Крепкие, слаботрещиноватые, выветривающиеся, возможны	не- большие вывалы	Полный профиль — сплошным сечением с опережением центрального участка (туннельный подход к подсводной части); подсводный разрез; контурная прорезь (поэтапное раскрытие)	Полный профиль — сплошным сечением с центральным направляющим ходом или боковыми штольнями для пят; подсводный разрез (/><18 м)\ контурная прорезь (поэтапное раскрытие)	Послойный способ (высота слоев 6— 8 м, с креплением стен для каждого слоя); отдельными блоками (высота блоков до 15 м) — подход внизу	Послойный способ (высота слоев 3— 4 м, с креплением стен для каждого слоя); отдельными блоками (высота блоков до 15 м)
Продолжение табл. 41
Условный класс порол	Характеристика пород	Способы проходки подсводной (верхней) части камеры шириной		Способы разработки основного массива пороты в камере при строительных подходах	
		#<15 м	£>15 м	туннели на различных горизонтах	вертикальные пли наклонные стволы
В	Средней крепости, слаботрещиноватые, выветривающиеся, возможны вывалы	Подсводный разрез; контурная прорезь (поэтапное раскрытие или с оставлением целиков по длине камеры)	Подсводный разрез (#<20 м); контурная прорезь (с оставлением целиков по длине камеры)	Послойный способ (высота слоев 4— 6 м с оставлением целиков под стены); отдельными блоками (высота блоков до 10 м) -подход внизу	Послойный способ (высота слоев 3— 4 ж с оставлением целиков под стены); отдельными блоками (высота блоков до 10 м)
г	Средней крепости, трещиноватые, оказывающие небольшое вертикальное горное давление	Контурная прорезь (с бетонированием пят и оставлением целиков по длине камеры)	Контурная прорезь (с бетонированием пят и оставлением целиков по длине камеры)	Послойный способ (высота слоев 3— 4 м с траншеями для стен); отдельными блоками высотой до 5 м (подходы на нижних горизонтах)	Послойный способ (высота слоев 3— 4 м с траншеями для стен)
шваемых на основе данных § 28. Например, если камера располагается в породах класса Бик ней имеется возможность подвести несколько туннельных подходов на различных горизонтах, то согласно табл. 41 подсводную часть целесообразно пройти полным профилем, а основной массив разработать послойно.
При сравнении вариантов различных способов проходки следует иметь в виду, что единичная стоимость разработки под-сводной (верхней) части оказывается на 30—60% выше, чем основного массива.
Рис. 145 Разработка основного массива камеры под защитой готовой бетонной крепи
В свою очередь, разработка подсводной части полным профилем более эффективна, чем другими способами. Стоимость выемки 1 ,п3 породы при проходке сплошным сечением обходится на 15—25% ниже, чем при проходке подсводным разрезом и на 30—40% ниже, чем при проходке с контурной прорезью. Затраты труда при проходке полным профилем также меньше, чем при других способах, а интенсивность работ выше.
При разработке основного массива породы увеличение высоты слоев позволяет сократить срок проходки камеры. Например, при увеличении высоты слоев вдвое (от 4 до 8 я) продолжительность проходки камеры уменьшается примерно на 10— 20%, а стоимость работ — на 5—15%. Разработка отдельными блоками по стоимости примерно равна стоимости работ с высокими слоями, но затраты труда при отдельных блоках возрастают, а интенсивность работ снижается.
Окончательный выбор способа производства работ по сооружению камер устанавливается на основе сопоставления вариантов с учетом местных условий и высказанных выше положений.
Для выбранного способа производства необходимо принимать такую технологическую систему, при которой обеспечивается механизация производственных процессов с увязкой всех отдельных звеньев в единый комплекс с использованием средств автоматизации, и исключается ручной труд. Принципы и рекомендации по подбору оборудования и расчету параметров, обеспечивающих рациональную технологию подземных работ с комплексной механизацией всех трудоемких процессов, изложены во втором разделе книги.
ЛИТЕРАТУРА
1.	Архангельский М. М., Джинчарадзе Д. И. и Кури с ь ко А. С. Расчет тоннельных обделок. Под ред. М. И. Дандурова. Трансжелдориздат, 1960.
2	Ассоно в В. А. Взрывные работы. Углетехиздат, 1958
3	Вел кип М. Н. и Платонова В. П. Строительство гидротехчп чески < туннелей в мягких грунтах. Труды научно-исследовательского сектора Вып. 3. Изд Оргэнергострой, 1959.
!	Беляев Л. Н. Гидроизоляция из синтетических материалов. «Строительство и архитектура Ленинграда», 1961, № 7.
"	Б и т к о л о в Н. 3. и Мирошниченко Т. Ф. Очистка выхлопных газов дизельных двигателей химическими растворами. Известия высших учебных заведений, «Горный журнал», 1962, № 6
6	Буровзрывные работы. Пер. с нем. Углетехиздат, 1959.
7.	Вайнштейн Г. М. Транспортирование бетонной смеси по трубам при помощи сжатого воздуха. Изд. Оргэнергострой, 1957.
8	Be принцев В. С. Туннельные работы на строительстве подземной ГЭС Сторноррфорс (Швеция). «Энергетическое строительство за рубеж < м z, 1959. № 2.
9.	Виноградов Б. Н. Опыт измерения давления горных пород на тоннельные обделки масс дозами. В сб. № 31 ВНИИ транспортного строительства. Изд. ЦНИИС, 1959.
10.	Волков В. П. Тоннели на автомобильных дорогах. Автотранс-издат. 1957.
И. Вопросы расчета и методы возведения подземных сооружений. НИИ оснований АС и А СССР. Сб. № 41. Госстройиздат, 1959.
12.	Воронин В. Н. и Воронина Л. Д. Проветривание горных выработок. Справочник по горнорудному делу, т. II. Госгортехиздат, 1961.
13.	Гельман Я. Г. и Бодров Б. П. Напряженное состояние сборных тоннельных обделок метрополитена. В сб. № 31 ВНИИ транспортного строительства. Изд. ЦНИИС, 1959.
14.	Давыдов С. С. Расчет и проектирование подземных конструкций. Стройиздат, 1950.
15.	Дан дуров М. И. Тоннели. Трансжелдориздат, 1952.
16.	Дин ник А. Н. Устойчивость упругих систем. Изд. АН СССР, 1950.
17.	Зуб Н. Н. Обеспечение минимального выхода негабаритов на гранитных карьерах. «Горный журнал», 1961, № 6.
18.	Зурабов Г. Г. и Бугаева О. Е Гидротехнические туннели гидро-лектрических станций Госэнергоиздат, 1962.
19.	Иванцов О. М. Подземное хранение жидких углеводородных газов. Гостоптехиздат, 1961.
20.	К а л ь н и ц к и й Я. Б., Абрамсон X. И. и Родионов Г. В. Подземная механизированная погрузка. Госгортехиздат, 1961.
21.	Кацауров И. Н. Механика горных пород. Энциклопедический справочник. Горное дело, т. IV. Углетехиздат, 1958.
22.	Кв а пил Р. Новые взгляды и теории проявления горного давления и горных ударов. Пер. с чеш. Углетехиздат, 1959.
23.	Кузнецов Г. Н. и С л о б о д о в М. А. Определение методом разгрузки напряжений, действующих в междукамерных целиках каменной соли Артемовских рудников. Сб XXII «Исследования по вопросам горного и маркшейдерского дела». Углетехиздат, 1950.
24.	К у п е р м а н В. Л., Мазур А. М., М о с т к о в В. М. и При й-мак П. И. Подземные гидроэлектростанции. Госэнергоиздат, 1957.
25.	Л и м а н о в Ю. А. Метрополитены. Трансжелдориздат, 1960.
26	Маковский В. Л. Тоннели. Проектирование и строительство. Изд. Академии Архитектуры СССР, 1947.
27.	М а к о в с к и й В. Л., К а х а н о в Г. С. и Ляшенко Д. Н. Сооружение тоннелей и метрополитенов за рубежом. Трансжелдориздат, 1957.
28.	М а з у р А. М. Буровая рама для скоростной проходки гидротехнического туннеля большого сечения. «Гидротехническое строительство», 1951, № 11.
29.	Мостков В. М. Прогрессивные методы строительства гидротехнических туннелей в скальных породах. Труды научно-исследовательского сектора, вып. 2. Изд. Оргэнергострой, 1957.
30.	Мостков В. М. и Савин В. И. Строительство гидротехнических туннелей с применением шприц-бетона. «Гидротехническое строительство», 1960, № 9.
31.	Мостков В. М. Определение оптимальных диаметров шпуров при строительстве гидротехнических туннелей. «Энергетическое строительство», 1957, № 3.
32.	Наумов С. Н. Тоннели и метрополитены. Изд. ВЗИИЖТ. 1961.
33.	О р л о в С. А. Временные методические указания по статическому расчету сборных железобетонных обделок тоннелей. ВНИИ транспортного строительства. Изд. ЦНИИС, 1959.
34.	Покровский Н. Al. Сооружение и реконструкция горных выработок, ч. I. Госгортехиздат, 1962.
35.	П о л о с и н Н. В. и Макаревич Н. А. Сооружение подземного напорно-станционного узла Ладжанурской ГЭС. «Гидротехническое строительство», 1961, № 4.
36.	Постройка тоннелей (под ред. П. А. Часовитина). Изд. Оргтранс-строй, 1958.
37.	Протодьяконов М. М. Давление горных пород и рудничное крепление, ч. I. ГНТИ, 1931.
38.	Р у п п е н е й т К. В. Некоторые вопросы механики горных пород. Углетехиздат, 1954.
39.	С е м е в с к и й В. Н. Штанговая крепь. Металлургиздат, 1956.
40.	С к о ч и н с к и й А. А., Комаров В. Б. Рудничная вентиляция. Углетехиздат, 1959.
41.	С л обод ов М. А. и Кривоносов В. В. Новые приборы для исследования горного давления и сдвижений горных пород. В сб. «Исследования по вопросам маркшейдерского дела», № 27. Углетехиздат, 1953.
42.	С о к о л о в с к и й В. В. Статика сыпучей среды. Физматгиз, 1960.
43.	Справочник по буровзрывным работам. Госгортехиздат, 1960.
44.	Справочник по промышленным взрывчатым материалам. .Углетехиздат, 1958.
45.	Справочник проектировщика промышленных, жилых и общественных зданий и сооружений. Расчетно-теоретический. Под ред. А. А. Уманского. Госстройиздат, 1960.
46.	Талобр Ж. Механика горных пород. Пер. с фр. Госгортехиздат 1960.
47.	Технические правила ведения взрывных работ на дневной поверхности. Госстройиздат, 1958.
48.	Технические условия и нормы проектирования гидротехнических сооружений. Гидротехнические туннели гидроэлектростанций. ТУ 11-58. Гос-эрергоиздат. 1959.
49.	Технические условия и нормы проектирования гидротехнических сооружений. Цементация в гидротехнических туннелях. Госэнергоиздат, 1959.
50.	Ц и м б а р е в и ч П. М. Механика горных пород. Углетехиздат, 1948.
51.	Ц и м б а р е в и ч П. М. Рудничное крепление. Углетехиздат, 1951.
52.	Чархалашвили Н. Д. Опыт внедрения шприц-бетона в практику подземных работ на строительстве Храмской ГЭС-2. Экспресс-информация К? 66. Изд. Оргэнергострой, 1961.
53.	Часов ит ин П. А. Тоннельные обделки из сборного железобетона. Изд. Оргтрансстрой, 1959.
54.	Ч е р е м и с и н М. С. Геодезические сети при крупном подземном строительстве. Геодезиздат, 1960.
55.	Чукан Б. К. Крепление штангами при строительстве капитальных горных выработок. «Горный журнал», № 11, 1959.
56.	Ч у п р у н о в Г. Д. Проведение и крепление горных выработок. Госгортехиздат, 1960.
57.	Ш а р и п о в В. Ш. и др. Самоходные машины для подземной разработки рудных месторождений. Госгортехиздат, 1961.
58.	ШтаерманМ. Я. Тоннели-склады. Пищепромиздат, 1946.
59.	Эр исто в В. С. Снижение стоимости строительства гидроэлектростанций. Госэнергоиздат, 1958.
60.	Ю г о н А. и К о с т А. Штанговое крепление горных пород. Пер. с фр. Госгортехиздат, 1961.
61.	Юдович Э. 3. и Гладков А. А. Гидроизоляция подземных сооружений. Стройиздат, 1949.
62.	Azevedo С., М а г t i n s F. Le Douro international travaux souterrains et leur justification. VII Congres des Grandes Barrages. Question № 25. Report 93. Rome, 1961.
63.	Bauten am Kriegshafen von Mers-el-Kebir. “Die Baitechnik*, 1958, Heft, 11.
64.	Bergman S. Noggrann utspriingning av bergrumssektioner genom s. k slatspaggning. “Byggmiistaren byggnadstechnik“, 1957, B4.
65.	Bo hl er K. as Pumpspeicherwerk Vianden. “Der Wasserwirtschaft“, 1962, Heft L
66.	C a b e 1 k a J., M e n c 1 J. Hydrotechnike stOlne. SVTL, SNTL. Bratislava-Praha, 1960.
67.	С о e u i 11 e t M. Le soutenement en galeries et la mecanique des ro-ches. ‘Revue de L’Industrie Minerale*4, 1957, No 8.
68.	С о о k e B. The Haas hydroelectric power project. “Proceedings of the ASCE“, Journal of the Power Division, 1958, February.
69.	Das G u p t a A., S u b b a Rao M. Drilling and grouting in the underground Power House Maithon. “Indian Journal of Power and River valley development*, 1959, November.
70.	Delaporte M. Les ateliers souterrains de Santa-Cruz, *Travaux‘, 1956, Juillet.
20 В. M. Мостков	305
71.	Desponds R. Der Donnerbiihl-Tunnel in Bern. “Schweizerische Bauzeitung", 1960, Heft 10.
72.	Fickert E. Der Neubau zweier Strafientunnel beim Bau der Ortsum-gehung Harburg. “Die Bautechnik", 1959, Heft 2.
73.	Fox A. Chute-des-Passes construction drama. “Engineering News Record", 1957, November 14.
74.	Hagrup J. Swedish underground hydro-electric power station. “Proceeding of the Institution of Civil Engineers", 1954, v. 3. Nr. 2.
75.	HammondS. Tunnel Engineering. London. Heywood. & Co LTD, 1959.
76.	Handbuch filr Sprengarbeiten, Stockholm, 1957.
77.	Hetzel K. Tunnel- und Stollenbau-Wandlungen und Erfolge. “Der Bauingenieur", 1957. Heft 9.
78.	Hiltscher R. Spannungen an Tunneloffnungen mit rechteckigem. Nutzquerschnitt und Kreisbogenformiger Oberwolbung. “Der Bauingenieur", 1957. Heft 8.
79.	Jaeger C. Present trends in the design of pressure tunnels and shafts for underground hydro-electric power stations. “Proceedings of the Institution of Civil Engineers" 1955, v. 4, Nr. 2.
80.	Janelid J. Ausriistung und Verfahren in modernen schwedischen Bergbau. “Schlagel und Eisen", 1957 Nr. 4.
81.	J a n s s о n H. Rock chambers store oil in Sweden. “Engineering News Record", 1955, January 6.
82.	К a s t n e r H. Statik des Tunnel und Stollenbaues auf der Grundlage geomechanischer Erkenntnisse. Springer—Verlag. Berlin, 1962.
83.	Kos M. Zvlastni zpusob isolace silnicniho tunelu. “Inzenyrske Stavby", 1956, № 2.
84.	Lane R„ R о f f J. Kariba underground works VII Congres des Grands Barrages. Question Nr. 25, Report 16. Rome, 1961.
85.	L a n g e f о r s U. Principles of tunnel blasting. “Water Power", 1955. January.
86.	Lauffer H. Die neuere Entwicklung der Stollenbautechnik. “Oster-reichische Ingenieur—Zetschrift", 1960, Nr. 1.
87.	L a u r i 1 a L. The Pirttikoski tailrace tunnel VII Congres des Grands Barrages. Question Nr. 25. Report 41. Rome, 1961.
88.	L a w t о n F. Underground hydro-electric power stations. “The Engineering Journal", 1959, January.
89.	Marcello K. Underground power houses in Italy and other countries. “Proceedings of the ASCE“, Journal of the Power Division, 1958, February.
90.	Markli S. Probleme der Isolation grofier Raume unter Tage. “Der Bauingenieur", 1960, Heft 5.
91.	Neumann E. Der Wagenburgtunnel in Stuttgart. “Strassen und Tief-bau“, 1958, Heft 7.
92.	New dtilling pattern used on Swedish hydro tunnel. “Engineering News Record", 1956. November 8.
93.	Pagel F., Weiss O. Der Bildstock—Tunnel. “Die Bautechnik" 1956, Nr. 2-7.
94.	P a i n e R., Holmes D., Clark H. Presplit blasting at the Niagara power project. “The Explosives Engineers", 1961, May, June, v. 39.
95.	Pira G. Sliding forms for concreting. “Water Power", 1961, Nr. 1.
96.	Presplitting cuts vibration and cleanup. “Contractors and Engineers", 1962, January.
97.	R a b c e w i c z L„ M о n s e n L. Tunneling through unstable rock. “Water Power", 1955, October.
•98. Rabcewicz L. Die Ankerung im Tunnelbau ersetzt bisher gebrau-chliche Einbaumethoden. “Schweizerische Bauzeitung", 1957, Heft 9.
99.	Rankin W. Practical aspects of high speed hard rock tunneling methods. “Civil Engineering and Publik Work Review", 1958. October, November 306
100.	Rock tunneling for Stockholm’s underground. “Civil and Structural Engineering Review",-1958. January.
101.	Rotter E. Anwendung von Spritzbeton. Springer—Verlag, Wien, 1958
102.	Se diac ek J? Kotveni lice vyrobu—nahrada dosavadnich zpusobu docasneho vystroyeni. “Inzenyrske Stavby", 1957, № 11.
103.	Serafim L. Internal stresses in galleries. VII Congres des Grands Barrages. Question Nr. 25. Report 1. Rome, 1961.
104.	Sonntag G. Theoretische und spannungsoptische Untersuchung ei-ner Tunnelrohre die durch in ihrer Langsrichtung verlaufende Zerriittungszo-nen belastet ist. “Der Bauingenieur", 1956, Heft 11.
105.	Стефанов С. И. Определяне на вертикалния замен товар въер-ху подземни съоръжения с двойка кривина. „Строителство", 1954, № 12.
106.	Stini J. Tunnelbaugeologie. Springer—Verlag. Wien, 1950.
107.	Страшимиров А. Нови видове крепежи в тунелното строител-ство. Издателство „Техника", София, 1962.
108.	Talobre J. La determination experimentale de la resistance des ro-ches d’appui des barrages et des parois des souterrains. VII Congres des Grands Barrages. Question Nr. 25. Report 37. Rome, 1961.
109.	Testing new methods for tunneling. ‘Western Construction", 1961, December.
110.	The Swedish ladder drilling method. Atlas-Copco. Stockholm, 1961.
111.	Underground plants for industry. USA, v. 1, 1956.
112.	Underground warehouse excavated in granite. “Civil Engineering", 1957, January.
113.	Underwood L. Tunneling by mechanical miners in faulted shale at Oahe dam. VII Congres des Grands Barrages. Question № 25. Report 55. Rome, 1961.
114.	Walter R. Vorgespannte Felsanker. “Schweizerische Bauzeitung", 1959, Heft 47.
115.	Wenzel K. Aus die Projektirung fiir die Kraftwerksgruppe Hinter-hein. Die Bestimmung elastischer Eigenschaften von anstehendem Fels durch Ultraschall—Sondierung. “Schweizerische Bauzeitung", 1959, Heft 30.
116.	W i e d e m a n n K. Ausfiihrung von Stollenbauten in neuzeitlicher Technik. Berlin. 1952.
117.	Zan oskar W. Stollen fiir die Druckrohre des Kraftwerkes Schwar-zach unter der Tauernbahn. “Osterreichische Bauzeitschrift", 1957, Nr. 9.
ОГЛАВЛЕНИЕ
Стр.
Предисловие .	.............................................. 3
Раздел первый. Основы проектирования................................ 5
Глава I. Область и условия применения подземных сооружений большого сечения............................................ —
§	1.	Характерные подземные сооружения	большого	сечения	—
§	2.	Технико-экономические показатели............... 30
Г лава II. Конструкции выработок большого сечения.................. 40
§	3.	Формы и размеры выработок....................... —
§	4.	Конструкции крепи туннелей..................... 45
§	5.	Конструкции крепи камер........................ 61
§	6.	Выбор типа подземной конструкции............... 67
Г лава III. Нагрузки на подземные конструкции	больших	пролетов	72
§	7.	Расчетные предпосылки........................... —
§ 8.	Экспериментальные методы определения нагрузок и напряженного состояния массива пород .......................... 86
§ 9.	Устойчивость незакрепленных выработок................... 94
Глава IV. Расчет подземных конструкций............................. 99
§ 10.	Основы расчета конструкций на равномерно распределенную нагрузку ................................................. —
§ 11.	Расчет конструкций на отдельные вывалы породы .	.	109
§ 12.	Расчет анкерной крепи..................................114
Раздел второй. Производство работ..................................120
Глава V. Буровзрывные работы.......................................121
§ 13.	Бурение шпуров и скважин................................ —
§ 14.	Параметры взрывных работ...............................137
§ 15.	Гладкое взрывание......................................163
Глава VI. Погрузка и транспортирование породы......................171
§ 16.	Погрузочное и транспортное оборудование ....	—
§ 17.	Организация работ по погрузке и транспортированию породы .	.......................................182
Глава VII. Крепление выработок.....................................195
§ 18.	Возведение крепи анкерной, из переносных стоек, металлической арочной и из сборного железобетона ...	—
§ 19.	Крепление выработок шприц-бетоном......................200
§ 20.	Возведение монолитной бетонной и железобетонной крепи 205
Г лава VIII. Вспомогательные работы и техника безопасности .	.	224
§ 21.	Проветривание выработок.................................. —
§ 22.	Подсобные процессы......................................235
§ 23.	Техника безопасности....................................239
Глава IX. Способы производства работ в туннелях....................245
§ 24.	Проходка туннелей в крепких породах ..................... —
§ 25.	Проходка туннелей в нарушенных	и мягких породах .	255
§ 26.	Выбор способа проходки	туннелей........................267
§ 27.	Организация работ.......................................271
Г лава X. Способы производства работ в камерах.....................278
§ 28.	Общая организация работ.................................279
§ 29.	Производство работ......................................284
§ 30.	Выбор способа проходки	камер.........................299
Литература .	..............................................303