/
Author: Васючков Ю.Ф.
Tags: горное дело горные предприятия (рудники, шахты, карьеры) добыча нерудных ископаемых разработка месторождений отдельных видов полезных ископаемых горные породы полезные ископаемые месторождения
ISBN: 5-247-00475-2
Year: 1990
Text
Ю. Ф. ВАСЮЧКОВ
ГОРНОЕ
ДЕЛО
Допущено Министерством угольной промышленности СССР
в качестве учебника для учащихся горных техникумов
МОСКВА "НЕДРА" 1990
ББК 33.31
В 20
УДК 622 (075.32)
Рецензенты:
д-р техн, наук О. В. Колоколов, горный инженер Н. Л. Монич
Организации-спонсоры: Московский горный институт, ПО <Дзержинскуголь>,
Горловский индустриальный техникум им. К. А. Румянцева, шахта 3-бис
ПО «Торезантрацит», «Гидроуголь»
Васючков Ю. Ф.
В 20 Горное дело: Учеб, для техникумов.— М.: Недра, 1990.—
512 с.: ил.
ISBN 5-247-00475-2
Даны основные понятия, термины и определения в горном деле.
Описаны вскрытие, подготовка и системы разработки шахтных полей.
Рассмотрены способы и средства механизации основных и вспомога-
тельных процессов на шахтах, технология и организация ведения гор-
ных работ. Приведены сведения о проветривании горных выработок,
борьбе с газом, пылью и другими природными опасностями, ликвида-
ции аварий в шахтах. Изложены основы обогащения и переработки
угля. Уделено внимание разработке месторождений открытым спосо-
бом.
Для учащихся горных техникумов угольной промышленности.
„ 2502040000—380
В 043(01)—90 2>" 90
ББК 33.31
ISBN 5-247 00475-
© Ю. Ф. Васючков, 1990
ПРЕДИСЛОВИЕ
Горное дело относится к одному из основных видов челове-
ческой деятельности, которые обеспечивают само существова-
ние и уровень развития цивилизации.
Горное дело — область промышленного производства, охва-
тывающая разведку месторождений полезных ископаемых, их
разработку и первичную переработку добываемого минераль-
ного сырья, а также строительство горных предприятий и под-
земных сооружений различного назначения. История развития
горного дела насчитывает несколько тысячелетий. Современное
горное производство предъявляет к техническим руководите-
лям— горному технику и инженеру — высокие требования.
В Советском Союзе различным горным специальностям
только по дневной форме ежегодно обучается около 80 тыс. чел.,
в том числе в среднетехнических учебных заведениях 60 тыс. чел.
Техника и технология добычи полезных ископаемых довольно
быстро меняются, однако основы горного производства оста-
ются неизменными.
Целью настоящего учебника является изложение в доступ-
ной для читателя форме понятий и определений горного про-
изводства, ознакомление его с основными и вспомогательными
процессами горных работ, средствами их механизации и прави-
лами безопасного ведения горных работ при эксплуатации пла-
стовых месторождений полезных ископаемых. Учебник пред-
назначен для обучения по специальностям «Подземная разра-
ботка угольных месторождений», «Маркшейдерское дело»,
«Строительство горных предприятий» и «Горная электромеха-
ника». Учебные программы дисциплины «Горное дело» для этих
специальностей различны. В учебнике приведены все входящие
в них разделы. Поэтому в’целом материал учебника превышает
объем, характерный для какой-либо одной из указанных специ-
альностей. Преподавателю представляется возможность выбора
необходимого материала в соответствии с требованиями той
или иной учебной программы.
При подготовке учебника использован системный подход,
основанный на постепенном переходе в изложении материала
от простого к более сложному, с включением в текст контроль-
ных вопросов для проверки усвоенного материала и задач.
Раздел 17 написан Ю. А. Гладковым, 18 — Н. В. Орловым,
19, 20 — И. К. Наумовым, 21, 22 — О. С. Мякотои.
!♦
ВВЕДЕНИЕ
Ископаемый уголь известен человеку с давних времен. Све-
дения о нем можно найти у Аристотеля («Метеорология») и
Теофраста («История камня»). Первые упоминания о добыче
ископаемого угля в Европе относятся к XII веку. Первая до-
статочно полная систематизация знаний о горно-металлургиче-
ском производстве относится к 1556 г.— в Базеле на латинском
языке вышла в свет книга выдающегося ученого и практиче-
ского деятеля своего времени Г. Агриколы «О горном деле и
металлургии в XII книгах».
В России горное дело получило значительное развитие в на-
чале XVIII века. В 1719 г. для организации поиска полезных
ископаемых, определения их качества, отвода земли под руд-
ники и заводы, регулирования отношений между промышлен-
никами и крестьянами, управления казенными металлургиче-
скими заводами России Петр I учреждает Берг-коллегию. В том
же году несколько позже была принята Берг-привилегия о пра-
вилах пользования землей и недрами для поиска и переработки
руд и угля.
В 1721 г. рудознатец Г. Капустин находит угольные пласты,
пригодные к разработке, в районе нынешнего города Лисичан-
ска на Украине. Этот год считают датой открытия Донецкого
бассейна. В 1722 г. М. Волков открывает угольные пласты
в Кузнецком бассейне, а ученики Г. Капустина И. Палицын и
М. Титов — в Подмосковном. Первые угольные шахты в До-
нецком бассейне были заложены в районе Лисичанска в 1795 г.,
в Кузнецком бассейне — в 1851 г. В Карагандинском бассейне
первая промышленная добыча угля начата в 1856 г. на Иванов-
ском разрезе.
Великая Октябрьская социалистическая революция пере-
дала всю землю и ее недра государству. В 1918 г. декретом
Совета Народных Комиссаров все горнодобывающие предприя-
тия были объявлены собственностью народа.
Была поставлена задача восстановить разрушенное граж-
данской войной производство и резко увеличить добычу полез-
ных ископаемых. Это потребовало организации широкой сети
геологоразведочных работ, подготовки большого числа специа-
листов и квалифицированных рабочих, создания собственной
базы горного машиностроения, реконструкции старых и строи-
тельства новых угольных шахт и разрезов.
Поставленная задача была выполнена. В 1989 г. добыча
угля в нашей стране составила около 800 млн т, что примерно
соответствует 20 % мировой добычи угля. Современные уголь-
4
ные шахты и разрезы — предприятия, характеризующиеся со-
вершенными схемами и способами вскрытия и подготовки, про-
грессивными системами разработки, значительной концентра-
цией горных работ и высоким уровнем механизации производ-
ственных процессов.
Развитие угольной промышленности базируется на широ-
ком использовании научных достижений. В свою очередь, наука
постоянно обогащается связью с производством. Еще в XVIII
веке великий русский ученый М. В. Ломоносов в своих трудах
«О движении воздуха в рудниках примеченном» (1745), «Слово
о рождении металлов от трясения земли» (1757), «О слоях
земных» (1763) и «Первые основания металлургии или рудных
дел» (1763) заложил основы научных знаний об образовании
минералов, способах ведения горных работ при добыче полез-
ных ископаемых и проветривания рудников. Огромный вклад
в развитие горного дела внесли русские и советские ученые:
А. И. Узатис, создавший первый в России курс горного искус-
ства (1843); Б. И. Бокий, разработавший основы аналитиче-
ского метода проектирования горных предприятий; А. М. Тер-
пигорев, заложивший научно-методические основы механизации
горных работ; Л. Д. Шевяков, создавший теорию проектирова-
ния шахт; И. А. Тиме, разработавший основы горной механики;
А. А. Скочинский, заложивший основы рудничной аэрологии и
безопасного ведения горных работ.
Выдающаяся роль в развитии геологии угольных и рудных
месторождений принадлежит Г. Д. Романовскому, изучившему
стратиграфию и тектонику угольных месторождений Европей-
ской части России, Урала и Средней Азии, А. П. Карпинскому,
составившему сводную геологическую карту Урала и Европей-
ской части СССР, Ф. Н. Чернышеву, изучившему стратиграфию
Урала и осуществившему геологическую съемку Донецкого бас-
сейна.
Усилиями советских ученых решен ряд важнейших проблем
в области эксплуатации месторождений полезных ископаемых,
создания высокопроизводительной горной техники, улучшения
условий труда горняков, а также в области подготовки высоко-
квалифицированных специалистов для горной промышленности.
К ним относятся Ф. А. Абрамов, М. И. Агошков, А. А. Борисов,
Д. М. Бронников, А. С. Бурчаков, К. Е. Виницкий, А. В. Доку-
кин, О. В. Колоколов, А. И. Ксенофонтова, Г. Д. Лидин,
Н. В. Мельников, П. И. Мустель, Я. Э. Некрасовский,
И. Н. Плаксин, Н. М. Покровский, Н. М. Проскуряков,
М. М. Протодьяконов (старший), Л. А. Пучков, В. В. Ржев-
ский, К. Ф. Сапицкий, Н. Н. Черницын, Е. И. Шемякин,
Е. Ф. Шешко, А. Н. Щербань й многие другие.
Часть I
ОБЩИЕ ВОПРОСЫ ГОРНОГО ДЕЛА
1. ГОРНЫЕ РАБОТЫ И ГЕОЛОГИЯ
УГОЛЬНЫХ МЕСТОРОЖДЕНИЙ
1.1. ГОРНОЕ ПРОИЗВОДСТВО
Полезным ископаемым называют природное минеральное
образование органического или неорганического происхожде-
ния, которое может быть использовано человеком с достаточ-
ным эффектом. Полезные ископаемые добывают из недр, при-
родных вод и на поверхности Земли.
Добыча (добывание) полезного ископаемого — извлечение
его из земной коры или гидросферы с целью использования.
В более узком понимании термин «добыча» применяют для оп-
ределения количества полезного ископаемого, добытого в оп-
ределенный промежуток времени. Например, добыча угля
в СССР в 1988 г. составила 785 млн т. По прогнозам ученых
в мире к 2000 г. ежегодно будут добывать не менее 12 млрд т
условного топлива *.
Существуют следующие способы добычи полезных иско-
паемых: подземный, открытый, со дна озер, морей и океанов и
геотехнологический.
При подземном способе отделение полезного ископае-
мого от массива производят в недрах Земли, а затем его транс-
портируют на поверхность по системе горных выработок — ис-
кусственных полостей определенной формы, создаваемых в зем-
ной коре с определенной целью. Горные выработки служат для
разведки, добычи полезных ископаемых и строительства под-
земных сооружений (метрополитена, автомобильных или же-
лезнодорожных туннелей, подземных хранилищ и др.).
Открытый способ добычи характеризуется тем, что от-
деление полезного ископаемого от горного массива и его даль-
нейшую транспортировку осуществляют на поверхности Земли.
При открытом способе горные выработки бывают подземными
и наземными.
Добычу полезных ископаемых со дна озер, морей и
океанов осуществляют в основном в пределах континенталь-
ного шельфа и ложа мирового океана. Добычу производят как
* 1 т условного топлива (1 т. у. т.) равна 1 т каменного угля, или 0,7 т
нефти, или 770 м3 природного газа.
6
через водную толщу с применением механизированных баз, ос-
нащенных черпаковыми элеваторами, земснарядами и грейфер-
ными погрузчиками, так и с помощью горных выработок, про-
водимых с земной поверхности по породам дна водоемов до
встречи с полезным ископаемым. Средняя глубина подводной
разработки в СССР составляет 30 м, в США — 53 м, в Индоне-
зии— 58 м. В США предполагают добывать полезные ископае-
мые с глубины свыше 5 км. Из полезных ископаемых на рос-
сыпях шельфа добывают золото, олово, платину, минералы,
содержащие титан, цирконий, железо и др.
Геотехнологический способ предполагает бурение
скважин с поверхности или из горных выработок, изменение
физического или химического состояния полезного ископаемого
в недрах и извлечение его по скважинам на поверхность. Для
перевода твердых .полезных ископаемых в транспортабельное
состояние применяют механическое разрушение, плавление,
растворение, химическую и бактериально-химическую обра-
ботку.
Наибольшее распространение получили следующие геотехно-
логические способы: подземная выплавка серы, подземное хи-
мическое и бактериально-химическое выщелачивание медных,
урановых и других руд, подземная газификация угольных пла-
стов. В целом под геотехнологией принято понимать совокуп-
ность химических, физико-химических и биохимических процес-
сов, способов и средств добычи полезных ископаемых с изме-
нением их агрегатного или химического состояния в недрах
Земли. Объемы применения геотехнологических способов до-
бычи полезных ископаемых пока невелики.
Горное производство — вид человеческой деятельности, на-
правленный на добычу полезного ископаемого. Основой гор-
ного производства являются горные работы.
Горное предприятие — самостоятельная производственная
единица, которая осуществляет разведку, добычу и обогащение
полезных ископаемых. Горное предприятие, служащее в основ-
ном для добычи и первичного обогащения полезных ископае-
мых, называют горнодобывающим.
Горные предприятия имеют специализацию. Шахта — гор-
ное предприятие, предназначенное для добычи полезных иско-
паемых подземным способом. Рудник — горное предприятие,
служащее в основном для подземной добычи руд, горно-хими-
ческого сырья и строительных материалов. В отдельных слу-
чаях на руднике могут добывать полезное ископаемое как под-
земным, так и открытым способом. Понятием рудник иногда
пользуются для обозначения нескольких шахт, которые объеди-
нены в единую административно-хозяйственную единицу с цен-
трализованным хозяйством по добыче, переработке и отправке
потребителю полезного ископаемого. Карьер — горное пред-
7
приятие, служащее для добычи полезных ископаемых откры-
тым способом. Разрез — карьер по добыче угля.
Разведку полезных ископаемых ведут путем бурения гео-
лого-разведочных скважин и отбора из них специальных ци-
линдрических проб пород и полезного ископаемого, называемых
кернами. Для разведочных целей используют также разве-
дочные горные выработки. При разведке оценивают и уточ-
няют запасы, качество и элементы залегания полезных иско-
паемых в недрах .
После утверждения запасов приступают к строительству
горного предприятия. Месторождение вскрывают, подготавли-
вают к очистной выемке, а затем приступают к добыче полез-
ного ископаемого. Комплекс горных работ по вскрытию, подго-
товке и очистной выемке полезного ископаемого называют раз-
работкой месторождения, а сами указанные работы являются
стадиями разработки.
После завершения строительства горное предприятие пере-
дают в эксплуатацию. В период эксплуатации добывают полез-
ное ископаемое. Одновременно ведут работы по вскрытию и
подготовке новых участков.
Участки месторождения полезного ископаемого подготавли-
ваются путем проведения горных выработок. При проведении
выработки по угольному пласту ее забой называют уголь-
ным, по породе — породным, одновременно по пласту и
породе (с подрывкой породы)—смешанным. Забои про-
водимых выработок называют подготовительными. Работы по
проведению выработок на шахтах ведут подготовительные уча-
стки и участки горно-капитальных работ. Выемку угля ведут
в очистных забоях — местах его отделения от массива, пред-
ставляющих собою поверхность пласта, которая ограничивает
выработку со стороны массива и перемещается в процессе до-
бычи угля. Очистные работы на шахте осуществляют добычные
участки.
Отбитый уголь транспортируют по горным выработкам
скребковыми, ленточными или пластинчатыми конвейерами,
в вагонетках с помощью электровозов или лебедок, а также са-
мотеком по желобам, листам, рештакам и трубам. Перемеще-
ние угля в потоках воды по трубам или желобам называют гид-
ротранспортом. Работы по транспортировке угля и породы орга-
низуют участки внутришахтного транспорта.
На разрезе уголь транспортируют автомобилями, по желез-
ной дороге и ленточными конвейерами.
На поверхность полезные ископаемые и породу из шахты
поднимают в клетях, оборудованных под заезд в нее шахтной
вагонетки, или в скипах — специальных сосудах. Клети и
скипы в вертикальных горных выработках движутся по направ-
ляющим проводникам, а в наклонных — по рельсам. Комплекс
8
подъемных машин и оборудования носит название шахтного
или рудничного подъема.
Действующие горные выработки снабжают свежим возду-
хом, подаваемым с поверхности. Струя такого воздуха называ-
ется свежей. Воздух, проходя по горным выработкам и по-
падая в забой, загрязняется угольной и породной пылью,
а также газами, выделяющимися из угля, пород и в процессе
работы машин и оборудования. Струя такого воздуха называ-
ется исходящей. Для отвода исходящей струи служат спе-
циальные воздухоотводящие выработки. Процесс обеспечения
воздухом горных выработок и забоев называется вентиляцией.
Вентиляцию рабочих мест в разрезе обеспечивают обычно за
счет их естественного проветривания. Составление вентиляци-
онных планов шахты, контроль за расходом воздуха, содержа-
нием газов и пыли в шахтной атмосфере, состоянием техники
безопасности ведут участки вентиляции и техники безопасно-
сти (ВТБ).
В горных породах содержится вода. При ведении горных
работ подземные воды выделяются в горные выработки и мо-
гут скапливаться в них. Для предотвращения этого выработки
проводят с уклоном в сторону главного, общешахтного водо-
сборника, оттуда ее откачивают на поверхность насосами по
трубам.
Систему сбора и удаления поступающей в горные выработки
воды называют водоотливом. В весьма водообильных шахтах
или разрезах указанных мер бывает недостаточно. Тогда в мас-
сиве пород бурят скважины, обсаживают их металлическими
трубами и по ним собирают воду, минуя горные выработки.
Такую систему называют дренажной, а процесс удаления
воды из массива — осушением.
Для работы машин и различных установок на горном пред-
приятии используют электроэнергию и пневмоэнергию. Обеспе-
чение действующих установок электроэнергией называют элек-
троснабжением, а пневмоэнергией — снабжением сжатым воз-
духом.
Ниже определенной глубины наблюдается постепенное уве-
личение температуры горных пород. При повышенной темпера-
туре атмосферы условия труда в шахте ухудшаются. Поэтому
в глубоких шахтах и рудниках устанавливают систему конди-
ционирования воздуха, т. е. его охлаждения и частичного
очищения.
При ведении горных работ в шахтах могут происходить вне-
запные выбросы угля и газа, внезапные выбросы породы и
газа, самовозгорание угля, оставшегося в выработанном про-
странстве или находящегося в целиках, выделение метана из
угля или пород, образование угольной и породной пыли и вне-
запные обрушения горного массива — горные удары. В боль-
шинстве случаев горняки научились прогнозировать эти явле-
ния и принимать меры по их предотвращению.
В тех случаях, когда не удается предотвратить аварию на
горнодобывающем предприятии, ликвидацию ее последствий
производят подразделения специальной службы — военизи-
рованные горноспасательные части (ВГСЧ). Бой-
цов ВГСЧ снабжают приборами и оборудованием, позволяю-
щими автономно работать в задымленной шахтной атмосфере
и при высоких температурах.
Поверхность современной шахты представляет собой ком-
плекс зданий и сооружений, которые группируют обычно бло-
ками. На поверхности шахты расположены здания подъемных
машин, копры (конструкции для установки шкивов под канаты
клетей и скипов и разгрузки последних), а также помещения
электроподстанции, компрессорной, административно-бытового
комбината, механических мастерских. На поверхности распола-
гают угольный склад для временного хранения добытого угля
Породу, добываемую попутно с полезными ископаемыми,
выдают на поверхность, размещают в специальных местах, раз-
равнивают или складируют в конусообразных терриконах, пе-
рерабатывают, используют в качестве строительного материала.
Использование шахтной породы в качестве дорожного, строи-
тельного материала получает все большее распространение.
Для повышения качества добываемого угля на поверхности
производят разделение его по размерам кусков на классы и
отделение от него породы — обогащение угля. Для этого строят
для одной или группы шахт обогатительную фабрику.
Потребителю (теплоэлектростанции, коксохимическому за-
воду или котельной) шахта или разрез должна отгружать уголь
заданного качества. Для этого на каждом горном предприятии
ведут систематический контроль и учет качества добываемого
полезного ископаемого.
Контроль за состоянием недр и ведением горных работ осу-
ществляет маркшейдерская служба. В ее задачи вхо-
дят составление и пополнение документации, необходимой для
безопасного и правильного ведения горных работ, контроль
за соответствием проведения горных выработок программе и
технической документации, учет добычи полезного ископаемого
и его остатков в недрах, контроль за соответствием выполняе-
мых горных работ проектам на разработку месторождения или
его части.
Контроль за соблюдением правил безопасного ведения гор-
ных работ осуществляет горнотехническая инспекция.
Горное производство имеет отходы — породы, не содержа-
щие полезных ископаемых, шахтную воду, исходящие струи
воздуха. Эти отходы загрязняют окружающую среду — почву,
водоемы, атмосферу. Кроме того, выемка полезного ископае-
10
мого, особенно в карьерах, приводит к изъятию из пользования
значительных участков земли. Для сохранения национального
богатства — земли — в СССР предусмотрена ее передача гор-
нодобывающим предприятиям только во временное пользова-
ние. При этом Основами земельного законодательства Союза
ССР и союзных республик установлено, что горнодобывающее
предприятие обязано за свой счет по окончании пользования
приводить получаемые земельные участки в состояние, пригод-
ное для их дальнейшего использования в народном хозяйстве.
Уже во время эксплуатации шахта или карьер проводит вос-
становление участков земли, подвергшихся влиянию горных ра-
бот,— рекультивацию. Выработанное пространство на поверх-
ности засыпают породой и восстанавливают плодородный слой
земли. Высоту терриконов уменьшают, а их поверхность озеле-
няют. При возможности выработанные пространства карьеров
используют под искусственные водоемы. Одновременно прини-
мают меры против нарушения гидрогеологического режима
расположенных в зоне ведения горных работ водоемов. Рекуль-
тивация земной поверхности, сохранение чистоты воздушного
бассейна и нормального гидрогеологического режима в зоне ве-
дения горных работ является важнейшей задачей экологии*
горного производства.
1.2. ГОРНЫЕ РАБОТЫ
Под горными работами понимают комплекс производствен-
ных процессов и операций по проведению, креплению, поддер-
жанию горных выработок и выемке полезных ископаемых.
Производственный процесс — совокупность дейст-
вий, операций и приемов, направленных на достижение конеч-
ной цели (выпуск продукции, возведение сооружений, доставка
материалов и т. д.) и характеризующихся самостоятельной ор-
ганизацией и механизацией труда. Основными производствен-
ными процессами в угольной промышленности считают очист-
ную выемку, проведение горных выработок, транспортирование
добытого угля, его обогащение и отгрузку на поверхности.
Главным предметом труда является горный массив, а продук-
том труда — добытый и отгруженный потребителю уголь.
Операция — совокупность действий и приемов, характе-
ризующихся едиными содержанием, исполнителями, рабочим
местом, оборудованием и средствами механизации труда. Опе-
рации в угольной промышленности делят на основные, вспо-
могательные и подготовительно-заключительные. Основные
* Экология (греч. «экое»—место обитания, дом; «логос»—учение) —
раздел биологии, изучающей взаимоотношения организмов (человека) с ок-
ружающей средой.
11
операции направлены на изменение формы, положения и состоя-
ния полезного ископаемого. Вспомогательные операции сопут-
ствуют основным, но не вносят изменений в форму, положение
и состояние полезного ископаемого. Подготовительно-заключи-
тельные операции предусматривают подготовку и уборку рабо-
чего места в начале, конце рабочей смены или при начале и за-
вершении процесса.
Горные работы делят по назначению на следующие: выемка
полезного ископаемого; проведение новых горных выработок;
поддержание ранее проведенных выработок в состоянии, соот-
ветствующем правилам безопасности и технической эксплуатации.
По виду механизации различают горные работы ручные, ма-
шинные, гидромеханизированные, взрывные и автоматизиро-
ванные.
Ручные горные работы производят вручную или
с использованием различного рода ручных инструментов — ло-
паты, ломика, кайла, молота и т. д. Доля ручного труда на
шахтах постоянно снижается. Ручной труд применяют при вы-
полнении отдельных операций — креплении, зачистке и оборке
забоя, навеске вентиляционных труб, заряжании шпуров и т. д.
Значительна доля ручного труда на поддержании и ремонте
горных выработок.
Машинные горные работы выполняют с помощью
различного рода горных машин, имеющих электрический, пнев-
матический или гидравлический двигатели. В большинстве слу-
чаев управление горными машинами осуществляют дистанци-
онно. К горным машинам относят комбайны, погрузочные ма-
шины, конвейеры, локомотивы, лебедки, сверла, бурильные
машины, отбойные молотки, гидромониторы и т. д. Горные ма-
шины делят на отбойные, бурильные, погрузочные, транспортные
и комбайны — комбинированные машины, осуществляющие
отбойку, разрушение и погрузку угля или породы в транспорт-
ное средство.
Гидромеханизированные горные работы ведут
с использованием машин (гидромониторов), к которым по тру-
бам под высоким давлением подводят воду. На выходе из гид-
ромонитора струя воды обладает большой энергией и при ударе
о забой разрушает уголь или мягкую породу. Разрушение угля
струями воды сочетают с механическим разрушением.
При ведении взрывных работ бурят шпуры, скважины
или проводят специальные выработки (в основном на карьерах
и в рудниках), где размещают взрывчатые вещества и средства
взрывания. Соответственно и способы ведения взрывных работ
называют шпуровым, скважинным и камерных зарядов.
Автоматизированные горные работы ведут с ис-
пользованием автоматизированных добычных комбайнов и аг-
регатных комплексов. Последние представляют собой объеди-
12
ненные в единую систему горные машины, осуществляющие
в автоматическом режиме отбойку, разрушение и доставку по-
лезного ископаемого или горной массы, а также крепление вы-
работки.
Довольно широко развита в горной промышленности авто-
матизация вспомогательных процессов: в автоматизированном
режиме работают конвейерные установки, вентиляторы, насосы;
распространены средства автоматизированного контроля за
производственными процессами.
1.3. ГЕОЛОГИЯ УГОЛЬНОГО МЕСТОРОЖДЕНИЯ
Под литосферой (греч. «литое» — камень, «сфера» — шар,
оболочка) понимают земную кору и часть верхней мантии
Земли. Толщина земной коры составляет от 7 до 80 км. Наи-
большая глубина залегания нижней границы земной коры ха-
рактерна для континентальных участков, наименьшая — для
территории морей и океанов. На материках земная кора имеет
довольно выдержанную толщину 30—40 км. Земная кора сло-
жена различными минералами и горными породами.
Минерал — природное химическое соединение или элемент,
однородное по химическому составу и строению, являющееся
продуктом геологического процесса. Горная порода — устойчи-
вая совместная ассоциация минералов, обусловленная общ-
ностью их происхождения, возникающая в результате опреде-
ленных геологических процессов и образующая геологически
самостоятельные тела в земной коре. Горные породы бывают
пластичными (глина), хрупкими (уголь), сыпучими (песок),
крепкими (базальт), мягкими (торф) .
Различают коренные горные породы и наносы. Коренные
горные породы залегают на месте своего образования, но
могут изменять пространственную ориентацию в ходе геологи-
ческих процессов. Наносы представляют собой продукты раз-
рушения коренных пород в результате деятельности ветра,
солнца, воды, изменения температуры окружающей среды; они
покрывают рыхлым слоем коренные породы и обычно залегают
на поверхности. В некоторых случаях коренные породы выхо-
дят непосредственно на поверхность. Поэтому наносы могут
иметь толщину от нуля до нескольких сотен метров.
По происхождению (генезису) горные породы делят на три
группы: магматические, осадочные и метаморфические. Маг-
матическими называют такие породы, которые образова-
лись после остывания жидкой расплавленной магмы. К ним от-
носят граниты, базальты, габбро и др. Магматические породы
слагают нижнюю часть земной коры, обычно имеют кристалли-
ческое строение и образуют тела неправильной формы. При
внедрении в верхние слои земной коры магма, содержащая
13
металлы, заполняет трещины, образуя рудные жилы. Маг-
матические породы составляют 95 % общей массы земной коры.
Осадочными считают породы, образовавшиеся в резуль-
тате разрушения и накопления других пород, химического
осаждения растворенных в водоемах веществ и деятельности
микроорганизмов. Осадочные породы подразделяют на обло-
мочные, химические и органического происхождения.
Угольные месторождения сосредоточены в осадочных поро-
дах, которые и представлены в основном песчаниками, извест-
няками, аргиллитами, алевролитами, глинистыми, песчано-гли-
нистыми и углистыми сланцами. Аргиллиты — уплотненные
и сцементированные в процессе геологического изменения гли-
нистые породы. Алевролиты — горные породы, сцементиро-
ванные из мелких песчаных частиц размером до 0,1 мм. Слан-
цы— горные породы с почти параллельным расположением
пластинчатых или вытянутых минералов и легко разделяю-
щиеся по плоскостям наслоения. К осадочным породам относят
также торф, нефть, твердые битумы, горючие сланцы, асфальт;
в осадочных породах содержится природный газ.
Процесс образования осадочной горной породы состоит из
собственно образования, осаждения осадков на дне водоемов
(седиментация), последующего их погружения под другие
осадки и диагенеза (уплотнение, потеря влаги и кристаллиза-
ция). После образования осадочные породы могут подвер-
гаться последующему погружению. При этом возрастает дав-
ление на них вышележащих пород и увеличивается темпера-
тура, что способствует дальнейшему их уплотнению.
Частицы минералов, накапливавшиеся и уплотнявшиеся
в одинаковых геологических условиях, превращались в слой
горной породы. Поэтому важным признаком осадочных пород
является их слоистость — чередование слоев по мере их на-
копления. Для условий угленакопления характерна горизон-
тальная слоистость.
В угольных месторождениях процесс диагенеза заканчи-
вался образованием бурого угля. В дальнейшем происхо-
дило изменение его химического состава, физических и техноло-
гических свойств под влиянием повышенных температур и дав-
ления. В результате из бурого образовался каменный
уголь, а из каменного угля — антрацит. Процесс изменения
состава угля в недрах от бурого до антрацита называют его
метаморфизмом.
Метаморфическими считают те из магматических или
осадочных пород, которые под действием высоких температур
и давления изменили свой первоначальный состав и строение.
К ним относят кварциты, гнейсы, кристаллические (слюдяные)
сланцы, мраморы и др. В метаморфических породах находят
руды железа, меди, вольфрама, редких металлов и др.
14
Естественное скопление полезного ископаемого в земной
коре называют месторождением полезного ископаемого. Часто
бывает, что в одном месторождении сосредоточено несколько
полезных ископаемых — хромо-никелевые, медно-цинковые,
нефтегазовые и др. Угольный бассейн — площадь сплошного
или островного развития угленосных отложений, характеризую-
щаяся общностью условий образования на протяжении одного
геологического отрезка времени. Угольный бассейн обычно при-
урочен к крупной тектонической * структуре. Угленосный
район — часть угольного бассейна, отличающаяся едиными гео-
логическими условиями залегания угольных пластов. Геолого-
промышленный район — часть угольного бассейна, характери-
зующаяся не только едиными геологическими условиями, но и
общностью экономических, географических и исторических осо-
бенностей развития. Приведенные определения применимы
с соответствующей поправкой к другим полезным ископаемым.
Уголь в недрах залегает в виде пластов, руды — в виде жил,
линз, гнезд, пластов, а горючие сланцы, соли, торф — в виде
пластов и линз (рис. 1.1). Пласт — скопление в недрах полез-
ного ископаемого, ограниченное двумя близкими к параллель-
ным плоскостями и имеющее значительную площадь распро-
странения по сравнению с мощностью (толщиной накопления).
Группа пластов, залегающих совместно в порядке их гене-
тического образования, чередующихся с вмещающими пустыми
породами и объединяющихся по единому геологическому при-
знаку (чаще всего — по возрасту), представляет собой свиту
пластов. Вмещающие породы и свита угольных пластов вместе
образуют угленосную толщу. Вмещающие породы, залегаю-
щие непосредственно выше пласта, называют кровлей, ниже
пласта — почвой. Пластообразное скопление пустой однородной
породы или часть пласта называют слоем.
Если угольный пласт состоит из одного угля, он имеет про-
стое строение. В большинстве случаев пласт разделен
прослойками — тонкими слоями пустой породы — на уголь-
ные пачки, и имеет сложное строение. Число пачек
в угольных пластах колеблется от единицы до десятков и со-
тен. Плоскости, по которым отдельные пласты или слои пород
соприкасаются друг с другом, называют плоскостями напла-
стования.
В процессе образования угольных пластов органические
осадки откладывались горизонтальными или слабо наклонными
слоями. Однако при разработке месторождений находят пласты
и слои различного угла наклона к горизонтальной плоскости.
Это объясняется тем, что в ходе диагенеза и метаморфизма,
• Тектоника — область геологии, изучающая формы залегания горных
пород и движения земной коры.
15
6
a
Рис. 1.1. Форма залегания полезных ископаемых в недрах:
а —* пласт; б — линза; в — гнездо; г —жила
в недрах возникали тектонические движения, которые
привели к нарушениям (дислокациям) первоначального зале-
гания пород. Геологические нарушения разделяют на плика-
тивные (складчатые без разрыва сплошности массива) и
дизъюнктивные (с разрывом сплошности).
1.4. ЭЛЕМЕНТЫ И ФОРМЫ ЗАЛЕГАНИЯ УГОЛЬНЫХ
ПЛАСТОВ
К элементам залегания угольных пластов относят прости-
рание, угол падения и мощность. Геологическое нарушение
также характеризуется своими элементами залегания.
Положение пласта в пространстве определяется линией про-
стирания— линией пересечения пласта с любой горизонтальной
плоскостью (рис. 1.2). Направление линии простирания в про-
странстве принято называть простиранием пласта. Так как ли-
ния простирания всегда лежит в горизонтальной плоскости, то
на плане ее длина изображается без искажений.
Линию пересечения пласта с вертикальной плоскостью, пер-
пендикулярной к линии простирания, называют линией паде-
ния. Линия падения расположена в плоскости пласта, образует
прямой угол с линией простирания и всегда имеет изменение
длины при изображении на плане. Исключение составляет слу-
чай строго горизонтального залегания пласта, когда понятия
линий простирания и падения теряют свое значение.
16
Рис. 1.2. Элементы залегания угольного пласта:
а — общий вид; б — вертикальный разрез, проведенный перпендикулярно к линии про-
стирания; Р — горизонтальная плоскость; S — вертикальная плоскость; ЕО, МК — линии
вкрест простирания; а — угол падения; т — мощность пласта; <АОЕ=’90°
Направление по пласту вниз по линии падения от какой-
либо горизонтальной плоскости (например, от плоскости Р на
рис. 1.2) называют падением, направление вверх — восстанием
пласта. Если взять точку О на пересечении линий простирания
АБ и падения ВГ, то перемещение какого-либо забоя от точки
О вниз по линии ОГ называют движением по падению, а по ли-
нии ОВ вверх — движением по восстанию. В зависимости от
уровня и направления отсчета одна и та же линия может яв-
ляться линией падения или восстания. Она образует угол со
своей проекцией на горизонтальную плоскость. Этот угол на-
зывают углом падения или реже углом наклона пласта. Угол
падения пласта может изменяться от 0 до 90°.
В зависимости от способа разработки и угла падения уголь-
ные пласты делят на горизонтальные, пологие, наклонные, кру-
тонаклонные и крутые (табл. 1.1).
Различие классификаций объясняется особенностями техно-
логии и механизации разработки полезного ископаемого под-
земным и открытым способами.
В пространстве простирание и падение пласта фиксируют
с помощью угла, который откладывают в горизонтальной пло-
скости от северного направления магнитного меридиана по ча-
совой стрелке соответственно до линии простирания и проекции
линии падения. Этот угол носит название азимута. Линия
падения имеет строго определенный азимут. Значение угла до
линии простирания можно считать в противоположные стороны
от северного направления меридиана. Для исключения такой
неопределенности в горной практике установлено: азимут про-
стирания пласта отсчитывают в ту сторону, в которую видно,
что падение пласта находится от лиц&и простирания справа,
а восстание — слева. Азимуты линий
| Дз г 17 '
Еу- j
Таблица 1.1
Способ разработки Угол падения пласта, градус Тип пласта
Подземный 0—18 Пологий
19—35 Наклонный
36—55 Крутонаклонный
56—90 Крутой
Открытый С Горизонтальный
ДО 10 Пологий
10—30 Наклонный
свыше 30 Крутой
а также углы падения угольных пластов измеряют специаль-
ным прибором — горным компасом.
Линию, перпендикулярную линии простирания и лежащую
в горизонтальной плоскости, называют линией вкрест прости-
рания пласта. Линии пересечения горизонтальной плоскости
с пластом, соединяющие точки с одинаковой высотой над уров-
нем моря (отметкой) или иной плоскости, называют изогип-
сами.
Если имеется план залегания угольного пласта с нанесен-
ными изогипсами, то угол его падения а (градус) на каком-
либо участке можно определить по формуле
а = arctg (ДЯ//И),
где Д/7— разность отметок двух изогипс на выбранном участке,
м; /н — кратчайшее расстояние на плане между теми же изогип-
сами на том же участке по линии падения пласта, м.
Следующим элементом залегания пласта является его мощ-
ность— расстояние по нормали к плоскости пласта между его
границами с кровлей и почвой. Такую мощность пг называют
истинной или нормальной (рис. 1.3). Если расстояние
между кровлей и почвой измеряют по отвесу, то получают вер-
тикальную мощность пласта тв. При измерении такого рас-
стояния по горизонтали определяют горизонтальную мощ-
ность тГ. В том случае, если для измерения принимают линию
произвольного направления между кровлей и почвой, то полу-
чают кажущуюся мощность пласта mv. Различными мощ-
ностями пользуются в зависимости от способа ведения горных
работ и условий залегания пластов.
При значительной протяженности пласта его мощность мо-
жет изменяться. Поэтому в горном деле употребляют термин
средняя мощность — частное от деления объема пласта на
его площадь.
Так как пласт имеет в большинстве случаев сложное строе-
ние, то отдельна выделяют мощность угольных пачек — по-
18
Рис. 1.3. Мощность угольного пласта (а), угольных пачек I—IV и прослой-
ков /—3 (б)
лезную мощность — и полную мощность, включающую
мощность всех угольных пачек и прослойков.
При разработке угольного пласта иногда вынимают только
часть его мощности, которую называют р аб о ч е й мощностью
(или вынимаемой, эксплуатационной). На рис. 1.3 она обозна-
чена через тв.
Классификация угольных пластов по нормальной мощности
при подземном и открытом способах разработки приведена
в табл. 1.2.
На Коркинском месторождении Челябинского угольного
бассейна разрабатывали открытым способом буроугольные
пласты общей мощностью до 150 м. причем полезная мощность
Таблица 1.2
Способ разработки Мощность пласта, м Тип пласта
Подземный Открытый при залегании пластов: 0,7 и менее 0,71—1,2 1,21—3.5 3,51—15 Более 15 Весьма тонкий Тонкий Средней мощности Мощный Весьма мощный
горизонтальном и по- До 3—5 Весьма малой мощности
логом От 6 до 10—20 От 20 до 30—40 Более 40 Малой мощности Средней мощности Большой мощности
наклонном и крутом До 15—25 От 25 до 50—75 От 75 до 100 Более 100 Весьма малой мощности Малой мощности Средней мощности Большой мощности
19
составляла свыше 50 % общей. В большинстве же случаев
мощность угольных пластов не превышает 15—20 м.
Пласты средней мощности и мощные являются очень выгод-
ными для разработки. Разработка пластов тонких и особенно
весьма тонких сопряжена с трудностями. Традиционными спо-
собами можно разрабатывать пласты мощностью не менее 0,4 м,
гак как существующая технология добычи угля требует раз-
мещения между кровлей и почвой оборудования и людей.
Кроме того, затраты на разработку весьма тонких пластов
могут оказаться гораздо выше, чем эффект, который мо-
жно получить от использования добытого из этих пластов
угля.
Поэтому в различных угольных бассейнах и даже в отдель-
ных угольных районах одного бассейна устанавливают так на-
зываемую кондиционную мощность пластов, т. е. мини-
мальную вынимаемую мощность пласта, меньше которой пласт
в данных условиях разрабатывать нецелесообразно. Если пласт
является некондиционным по мощности, то при нынешнем
уровне техники добычи угля его считают нерабочим. Напри-
мер, при подземном способе разработки угольных пластов кон-
диционной мощностью в настоящее время являются: в Донец-
ком бассейне 0,55—0,60 м (антрациты) и 0,55 (каменные угли),
в Кузнецком — 0,7 м (коксующиеся угли) и 1 м (энергетиче-
ские угли), в Печорском—1,6 м, Подмосковном—1,3 м. При
открытом способе разработки на разрезах Иркутского место-
рождения кондиционная мощность равна 2 м. Кондиции по
мощности зависят от уровня угледобывающей техники, каче-
ства добываемого угля, района добычи полезного ископаемого,
требований потребителя.
Если угольный пласт сохраняет на значительной площади
(как правило, не менее 4 км2) мощность, колебания которой не
превышают 20 % для тонких пластов и 25 % для пластов сред-
ней мощности, а участки с нерабочей мощностью отсутствуют,
то он считается выдержанным. Выделяют также относи-
тельно выдержанные (колебания мощности не более
35—50 %) и невыдержанные.
Если пласт характеризуется примерным постоянством эле-
ментов залегания на большой площади, то его считают зале-
гающим спокойно. Если в пределах небольшого участка про-
слеживаются частые изменения угла наклона, простирания,
мощности пласта или разрывные нарушения, то его залегание
называют неспокойным.
При неспокойном и невыдержанном залегании пластов, осо-
бенно мощных, помимо изогипс на план наносят изолинии
мощности, соединяющие точки с одинаковой мощностью
пласта. Они позволяют определить наиболее выгодное направ-
ление ведения горных работ.
20
Рис. 1.4. Синклинальная (а) и антиклинальная (б) складки угольного пласта
и вмещающих пород (стрелками на плане показано падение крыльев скла-
док) :
/ — крылья складки; // — ядро складки; /—7 — номера слоев горных пород в порядке
убывания их геологического возраста
При неспокойном залегании пласта наблюдаются различ-
ные формы геологических нарушений. К пликативным (плав-
ным) нарушениям относятся складки, флексуры, резкое умень-
шение (утонение) и увеличение (раздутие) мощности пласта.
Широко распространенной формой пликативного нарушения
является складка или прогиб пластов (рис. 1.4). В разрезе
складки по горизонтальной плоскости в центре расположено
ядро, а вокруг — боковые части или крылья складки. Если
в -ядре залегают более молодые породы, чем в крыльях, то
складку называют синклинальной или сокращенно синкли-
налью (см. рис. 1.4, а). Если ядро складки сформировано бо-
лее древними породами, чем крылья, то такую складку назы-
вают антиклинальной или антиклиналью (см. рис. 1.4, б).
В синклинальной складке падение направлено к ядру, в анти-
клинальной— от ядра к ее краевым частям.
Геосинклинали образуют складку не только в продольном
направлении, по простиранию складки, но и в поперечном,
вкрест простирания. Брахискладкой называют такую
складку, у которой длина на уровне поверхности больше ши-
рины в 2—5 раз. Купол — антиклиналь, у которой длина на
уровне поверхности превышает ширину не более чем в 2 раза.
Мульда — синклиналь, у которой длина на уровне поверхно-
сти не превышает ширину более чем в 2 раза. Синклинали и
21
Рис. 1.5. Сброс (а), взброс (б) и
надвиг (в) пород:
1—9 — номера слоев горных пород в
порядке убывания их геологического
возраста; / — угольный пласт; // —
разведочная скважина; ///— след пло-
скости смещения
антиклинали обычно связаны друг с другом как по простира-
нию, так и вкрест простирания.
Часто встречается увеличение или уменьшение мощности
пласта. Последнее может сопровождаться полным исчезнове-
нием угольного пласта — выклиниванием. Флексура —
складка пласта коленоподобной формы. Если залегает свита
пластов, то флексура может затрагивать все пласты в свите.
К дизъюнктивным (разрывным) нарушениям относят сброс,
взброс, надвиг, сдвиг, грабен, горст. Для дизъюнктивного на-
рушения характерно наличие поверхности внутри горного мас-
сива, по которой произошли разрыв и последующее перемеще-
ние блоков,— сместителя. Породы, залегающие над смести-
телем, называют его висячим крылом, под сместителем —
лежачим крылом. Угол между плоскостью сместителя и
горизонтальной плоскостью называют углом падения сме-
стителя.
Сброс образуется в том случае, если породы висячего
крыла в результате тектонических движения оказываются опу-
щенными по отношению к породам лежачего крыла (рис. 1.5).
Взброс — такое разрывное нарушение залегания пласта, когда
породы висячего крыла смещены вверх над породами лежачего
крыла (рис. 1.5, 6). Плоскость смещения при взбросе называют
взбрасывателем. Для безошибочного распознавания типа
нарушения следует пронумеровать слои пород и пласты в по-
22
Рис. 1.6. Элементы зале-
гания геологического на-
рушения пласта типа
сброса:
АБВГ — плоскость сместите-
ля, ОД и ОЕ — соответст-
венно простирание и паде-
ние сбрасывателя; AM и
ЛМi — соответственно верти-
кальная и горизонтальная
амплитуды нарушения; у —
азимут линии простирания;
6 — угол падения сбрасыва-
теля
рядке убывания их геологического возраста и через плоскость
смещения мысленно провести вертикальную скважину. При
сбросе по линии скважины наблюдается пропуск слоев или пла-
стов, при взбросе—их повторение.
Надвиг — взброс, у которого плоскость взбрасывателя на-
клонена на угол до 45° при значительном горизонтальном сме-
щении взброшенного крыла (рис. 1.5, в). Сдвиг — разрыв
с перемещением (раздвижкой) крыльев в горизонтальном на-
правлении. Грабен и горст представляют собой блокооб-
разное опускание и поднятие горных пород. Каждый из них
имеет два разрыва и три крыла.
Перемещение какой-либо точки горных пород от начального
ее положения по горизонтали (отрезок Л|Л4) называют гори-
зонтальной, по вертикали (отрезок /1Л4)—вертикаль-
ной амплитудой нарушения. На рис. 1.6 показаны
элементы разрывных нарушений: простирание, характеризуе-
мое азимутом линии простирания, и падение, характеризуемое
углом падения, азимутом линии падения и амплитудой.
Для правильного выбора способа, технологии и средств ме-
ханизации ведения горных работ важно возможно точнее знать
не только форму, простирание, падение и мощность угольных
пластов, но и тип, число и элементы залегания геологических
нарушений.
1.5. ГОРНЫЕ ВЫРАБОТКИ
В горном деле используют горные выработки самого раз-
личного назначения, размеров и форм. В табл. 1.3 приведена
классификация горных выработок.
Подземные горные выработки сооружают в толще
горных пород, поэтому периметр поперечного сечения таких вы-
работок является замкнутым. Если подземная выработка выхо-
дит на земную поверхность, то часть выработки, примыкающую
к поверхности, называют устьем. Если выработка не имеет
выхода на поверхность, то ее устьем называют сопряжение
23
Таблица 1.3
Классификационный признак
Типы выработок
Положение относительно земной
поверхности
Непосредственная связь с зем-
ной поверхностью
Вид транспортируемых грузов
Положение в массиве по отно-
шению к пласту полезного иско-
паемого
Технологическое назначение
Длина выработки
Угол наклона к горизонту
Обслуживание частей шахтного
поля (срок службы)
Функциональное назначение
Форма поперечного сечения
Подземные, открытые
Основные и дополнительные
Главные и вспомогательные
Пластовые; полевые; пройденные по вырабо-
танному пространству
Разведочные; вскрывающие; подготавливаю-
щие; нарезные и очистные
Протяженные; камеры
Вертикальные; наклонные; горизонтальные
Капитальные; блоковые; погоризонтные;
этажные; ярусные; участковые; выемочные
Откаточные; конвейерные; вентиляционные;
воздухоподающие; углеспускные; лесодоста-
вочные; магистральные; бортовые; закладоч-
ные; водоотливные; дренажные; специальные
Круглые; сводчатые; арочные; подковообраз-
ные; трапециевидные; прямоугольные; квад-
ратные; полигональные; овальные
с другой выработкой, откуда было начато ее проведение. От-
крытые горные выработки располагаются на поверх-
ности земли и имеют незамкнутый контур поперечного сечения.
К основным относят выработки, имеющие непосредствен-
ный выход на земную поверхность, а к дополнительным —
выработки, не имеющие непосредственного выхода на земную
поверхность и сообщающиеся с ней через основные выработки.
Главными обычно считают выработки, служащие для
транспортирования, в том числе и для подъема, полезного ис-
копаемого на поверхность, а также для других целей. По вспо-
могательным выработкам доставляют породу, людей,
материалы, оборудование, осуществляют вентиляцию, подводят
электроэнергию, воду, а также выполняют другие процессы, не
связанные с транспортировкой полезного ископаемого. Главные
выработки могут также служить для выполнения всех процес-
сов, осуществляемых во вспомогательных выработках, однако
основное их назначение — транспортирование полезного иско-
паемого.
Если выработка пройдена по пласту полезного ископаемого,
то она называется пластовой, если по пустым породам —
п о л е в ой. Кроме того, выработка может быть пройдена по
обрушенным породам в выработанном пространстве.
Разведочные выработки проводят на стадии раз-
ведки месторождения, как правило, по полезному ископаемому.
24
Эти выработки служат для получения данных о строении и ус-
ловиях залегания пластов и вмещающих пород, их физико-ме-
ханических свойствах, качестве полезного ископаемого, а также
для установления надежности и достоверности результатов
скважинной и геофизической разведки.
Вскрывающие выработки проводят с поверхности
в массиве горных пород для обеспечения доступа к полезному
ископаемому и создания транспортных связей с поверхностью.
Подготавливающие выработки предназначены для
подготовки частей шахтного поля к разработке. Нарезные
выработки служат для монтажа добычного оборудования
и являются местом, откуда начинают вести очистную выемку
на подготовленном к отработке участке. Вскрывающие, подго-
тавливающие и нарезные выработки называют подготови-
тельными.
Выработку, предназначенную для добычи полезного иско-
паемого, называют очистной. Обязательный признак очист-
ной выработки — очистной забой, который может быть длин-
ным и коротким. К первому относится лава — протяженная
очистная выработка линейной или уступной формы, одна стенка
которой образована угольным массивом, другая — крепью, ус-
тановленной на границе с выработанным пространством или
закладочным массивом, а кровлей и почвой служат вмещаю-
щие породы или пачки угля (рис. 1.7, а, б). Длина протяжен-
ных выработок во много раз больше их размеров по ширине и
высоте. К коротким очистным забоям относят очистную ка-
меру— выработку с забоем небольшой (до 16 м) протяжен-
ности, ограниченную по бокам массивом полезного ископаемого
или целиками угля (рис. 1.7, в).
Кроме того, бывают служебные камеры, которые пред-
назначены для размещения оборудования, складирования мате-
риалов, транспортных операций, санитарных и других целей
(насосная, склад взрывчатых веществ, электровозное депо, за-
рядная, камера противопожарного поезда, машинные камеры
и др.).
К вертикальным выработкам относят ствол, шурф, гезенк,
слепой ствол, скважину (рис. 1.8).
Ствол — выработка, имеющая непосредственный выход на
земную поверхность и предназначенная для обслуживания под-
земных работ. Если ствол сооружается для разведки месторож-
дения, то его называют разведочным, если для строительства
и эксплуатации шахты — шахтным. В зависимости от назначе-
ния стволы бывают главными, вспомогательными, вентиляцион-
ными, воздухоподающими. Главный ствол служит для подъема
полезного ископаемого на поверхность и других целей, вспомо-
гательный— для спуска и подъема людей, материалов, обору-
дования, выдачи породы, подвода электроэнергии, сжатого
25
Рис. 1.7. Протяженный линейный (а), протяженный уступный (б) и корот-
кие камерные (в) очистные забои:
/ — угольный пласт; 2 — забои; 3 — выработанное пространство
воздуха и воды, вентиляционный — для подачи в шахту свежего
или отвода из шахты загрязненного воздуха. При подаче по
вентиляционному стволу свежего воздуха его называют возду-
хоподающим. Ствол обычно оборудуют механизированным
подъемом.
Шурф — выработка небольшой площади поперечного сече-
ния и небольшой глубины, имеющая непосредственный выход
на земную поверхность и предназначенная для вентиляции и
других вспомогательных целей. Шурфы используют так же как
запасные выходы из шахты. Отличительной особенностью
шахтного шурфа является отсутствие подъема полезного иско-
паемого и породы в период эксплуатации шахты. В тех слу-
чаях, когда шурф не оборудуют механическим подъемом, то
устраивают специальное отделение для передвижения людей по
лестницам и промежуточным полкам.
Гезенк — выработка, не имеющая непосредственного вы-
хода на земную поверхность и служащая для спуска угля из
вышележащих выработок в нижележащие под действием собст-
26
венного веса, передвижения людей, вентиляции, подвода элек-
троэнергии и др.
Слепой ствол — выработка, не имеющая выхода на зем-
ную поверхность и предназначенная для подъема угля, венти-
ляции, спуска-подъема людей, оборудования, подвода электро-
энергии, воды и др. Слепые стволы служат для вскрытия
отдельных частей месторождения из подземных горных выра-
боток.
Скважина — вертикальная выработка, пройденная путем
выбуривания горных пород, обычно диаметром до 2 м. Сква-
жины бывают вентиляционными, лесоспускными, доставочными
и др. Такие скважины бурят как с поверхности, так и из горных
выработок. Следует, правда, иметь в виду, что скважины могут
иметь любой угол наклона к горизонту.
Наклонные выработки включают наклонный ствол, брем-
сберг, уклон, ходок, скат, восстающий, рудоспуск, печь
(рис. 1.9).
Наклонный ствол — выработка, имеющая непосредст-
венный выход на земную поверхность и предназначенная для
подъема полезного ископаемого на поверхность, вентиляции
шахты, водоотлива, подвода электро- и пневмоэнергии,
27
Рис. 1.9. Наклонные гор-
ные выработки на поло-
гих (а) и крутых (б)
пластах:
/ — уклон; 2 — ходок при
уклоне; 3 — очистной забой
(не относится к наклонным
выработкам); 4 — ходок
при бремсбергу; 5 — брем-
сберг; 6 — сбоечные печи
(сбойки); 7 — угольный
пласт; 8 — наклонный ствол;
9 — углеспускная печь; 10 —
воздухоподающая печц; 11 —
пластовый скат; 12 — поле-
вой скат
доставки оборудования, передвижения людей. Наклонные
стволы проводят как по полезному ископаемому, так и по пу-
стым породам.
Бремсберг — выработка, не имеющая непосредственного
выхода на земную поверхность, пройденная по восстанию или
падению пласта и служащая для транспортировки полезного
ископаемого сверху вниз, вентиляции, подвода электроэнергии,
воды, передвижения людей и доставки оборудования. Отличи-
тельной особенностью бремсберга является транспортирование
угля сверху вниз механическими средствами. Бремсберги про-
водят по пласту и реже по породе.
Уклон — выработка, не имеющая непосредственного вы-
хода на земную поверхность, пройденная по восстанию или па-
дению пласта и служащая для транспортировки полезного ис-
копаемого снизу вверх, вентиляции, подвода электроэнергии,
воды, передвижения людей и доставки оборудования. Отличи-
тельной особенностью уклона является транспортирование угля
снизу вверх. Уклон проводят по пласту и реже по породе.
Ходок — выработка, не имеющая непосредственного вы-
хода на земную поверхность, пройденная, как правило, парал-
лельно бремсбергу (уклону) на расстоянии от него 20—40 м и
служащая для передвижения людей, доставкй материалов и
оборудования, вентиляции и других целей.
Скат — выработка, не имеющая непосредственного выхода
на земную поверхность, расположенная по падению пласта и
служащая для спуска полезного ископаемого сверху вниз под
действием собственного веса. Скат сооружают в том случае,
если угол его наклона достаточен для движения угля или по-
роды вниз самотеком (30—35° и более). Скат может быть пла-
стовым и полевым.
Восстающий — выработка, пройденная по рудному телу
или вмещающим породам и предназначенная для подготовки
отдельных участков (блоков) полезного ископаемого, проветри-
вания, спуска закладочного материала, передвижения людей и
других целей. Восстающий в ряде случаев проводят верти-
кально.
Рудоспуск — выработка, не имеющая непосредственного
выхода на земную поверхность и предназначенная для спуска
руды под действием собственного веса. Рудоспуск служит
для тех же целей, что и скат. Часто он проводится верти-
кально.
Печь — выработка, не имеющая непосредственного выхода
на земную поверхность, проводимая по пласту без присечки
породы и предназначенная для монтажа очистного оборудова-
ния, проветривания, передвижения людей и грузов, подвода
электро- и пневмоэнергии. Печь, предназначенная только для
монтажа очистного оборудования, называется разрезной.
29
диагонально.
К горизонтальным выработкам относят штольню, туннель,
штрек, квершлаг, просек, орт (рис. 1.10).
Штольня — выработка, имеющая один выход на земную
поверхность и служащая для тех же целей, что и ствол.
Штольня может быть разведочной и эксплуатационной. Штоль-
нями выгодно вскрывать угольные пласты, залегающие в гори-
стой местности. В зависимости от рельефа местности штольня
может быть расположена по простиранию, вкрест простирания
или под углом к линии простирания пласта.
Тоннель — выработка, имеющая с обоих концов выход на
земную поверхность. Тоннель имеет обычно большое сечение,
является сквозной выработкой и служит, как правило, для
транспортных целей. Если тоннель имеет уклон, то его назы-
вают наклонным.
Штрек — выработка, не имеющая непосредственного вы-
хода на земную поверхность и проводимая по простиранию
пласта. Штрек может быть пластовым и полевым. По функцио-
нальному назначению штреки бывают откаточными, конвейер-
ными, вентиляционными, дренажными, магистральными, борто-
выми. Откаточный штрек служит для транспортировки угля и
30
породы с использованием рельсового транспорта, конвейер-
ный— для транспортировки угля ленточными или скребковыми
конвейерами, вентиляционный — для отвода из очистных вы-
работок исходящей
дающий — для по
и отвода воды
точенной транспортир
ИЛИ ШТОЛЬНЯ!/, бо
ного пласта.
ляции, подвода/электро- ил
дей и т. д. njki существующей техн
являются наиболее распространен
Квершлаг — выработ
выхода на земную поверх
дам вкрест простирания и
стирания месторождения,
тиляционные; они служат
обычно те же функции, что
Просек — выработка,
пласту полезного ископае/юг\ без присечки вмещающих пород.
Лишь в отдельных случ х н нких пластах при проведении
просеков подрывают н -толщине слой почвы или
кровли. Просек предназначен для\проветривания, транспорти-
рования угля, перем
энергии.
Орт — вырабо^а/ь
на земную повер
его простирания/(и
няют штреки, р
При веденгЩ о
Они бывают
и загрязненного воздуха, воздухопо-
го воздуха, дренажный — д^ сбора
и, магистральный —
ов угля
чи све
осредо-
стволам
д
а,
н
сть
и \по
пневмоэ
водосборн
вой —шля оконтурива
участка уголь-
угих целей — венти-
гии, передвижения лю-
огии добычи угля штреки
ми выработками в шахте,
имеющая непосредственного
проводимая по пустым поро-
д некоторым углом к линии про-
шлаги бывают откаточные и вен-
я вскрытия пластов и выполняют
штреки.
оводимая параллельно штреку по
ки служат также для
х н
ния людей, ^подвода электро- и пневмо-
перечного се
с шириной
наз
и час
пит
ю.
еци
бычн^
— го
ения,
л ь н
ого (/бока. К
готавли
нос
ше 10—15 ле^.
н
ю
я
н
орных
ые, таь
5отка тр
:начител
ры
льным
о
по
ь,
по
крытых
пая вы
IM
н
глуб
имеющая \ непосредственного выхода
сведенная \по мощному пласту вкрест
углом к простиранию). Орты соеди-
и кровли пласта.
эаб/т проводят траншеи,
ш наклонные.
апециевидной формы по-
>ную длину по сравнению
дается с
жените у почвы
ризонта
огранич
ов бортами, ’
а снизу — почвой.
Капит
шахту в течение
значитель
вающие и \ некот
бремсберги^ а т
тике к кап
имеют срок слу
К блоковым, погоризон/г
ным, участковым и выемочк
и подготавливающие выработки, к
ветственно блок, горизонт, этаж, я1
очистной забой. (
же от
иные
11 бот
м
луживающие
ptf предприятия или
ным относят вскры-
шработки (штреки,
ые камеры. На прак-
вы
ботки, которые
^Ътнбсят вскрывающие
[рые Обслуживают соот-
, выемочный участок и
31
1.6. ШАХТНОЕ ПОЛЕ ЗАПАСЫ УГЛЯ
Часть угольного месторождения, отведенная для разработки
одной шахте, называют шахтным полем. Границами шахт-
ного поля являются условные поверхности, ограничивающие
его по простиранию и по падению. Различают четыре границы
шахтного поля: верхнюю — граница по восстанию, нижнюю —
граница по падению и две боковые — границы по простиранию.
Границы шахтного поля и все горные выработки наносят
преимущественно в масштабе 1:5000 или 1 :2000 на план гор-
ных работ, где также указывают отметки горных выработок,
изогипсы, мощность, угол падения пласта и др.
При горизонтальном залегании пласта форма шахтного поля
на плане горных работ не искажается. При пологом и наклон-
ном залегании на планы наносят горизонтальную проекцию
шахтного поля. При крутонаклонном и крутом залегании пла-
ста шахтное поле изображают проекцией на вертикальную
плоскость. На горизонтальных и вертикальных проекциях длина
наклонных выработок оказывается уменьшенной.
Форма шахтного поля — прямоугольная или в виде непра-
вильной фигуры (рис. 1.11). Прямоугольные, вытянутые по
простиранию шахтные поля, как правило, размещают в преде-
лах выдержанных и спокойно залегающих месторождений.
Если залегание угольных пластов осложнено крупными геоло-
гическими нарушениями, границы полей часто приурочивают
к указанным нарушениям. Поэтому шахтные поля в нарушен-
ных месторождениях имеют неправильную форму. Такие же
шахтные поля встречаются при наличии вблизи действующих
шахт охранных целиков под водоемами, железными дорогами,
зданиями и сооружениями.
Шахтное поле оконтурено границами и, строго говоря,
включает только угольные пласты и породы между ними. Од-
нако при ведении горных работ их влияние распространяется
за пределы шахтного поля и при значительной мощности пла-
стов может доходить до земной поверхности. Поэтому шахте
выделяют горный отвод — часть недр от пластов до поверх-
ности, предоставленную предприятию для промышленной раз-
работки. Шахта получает также земельный отвод—часть
поверхности, которая передается во временное пользование гор-
ному предприятию для строительства промышленных зданий и
сооружений, а также прокладки транспортных и иных комму-
никаций.
Запасы полезного ископаемого в шахтном поле — коли-
чество угля в недрах, заключенное в границах шахтного поля.
Запасы делят на геологические, балансовые, забалансовые и
промышленные. Геологическими называют общие запасы
полезного ископаемого в пределах шахтного поля. Балансо-
32
Рис. 1.11. Размещение шахтных полей:
/ — граница шахтного поля; 2 — выход пласта под наносы; 3 — нарушение залегания
пласта; 4 — изогипса пласта с отметкой
в ы м и считают такие запасы, разработка которых экономиче-
ски целесообразна при существующем уровне техники и тех-
нологии. Забалансовыми называют такие запасы, раз-
работка которых в настоящее время из-за малой мощности
пластов, высокой зольности, сернистости угля, значительной гео-
логической нарушенности или обводненности экономически не-
целесообразна. В будущем с совершенствованием техники и
технологии добычи и обогащения угля забалансовые запасы
могут быть полностью или частично вовлечены в разработку.
Соотношение между указанными видами запасов в преде-
лах шахтного поля выражают формулой
Zr = Z6 -|- Z36,
где Zr, Z6, Z36 — соответственно геологические, балансовые и
забалансовые запасы, млн т.
При разработке полезного ископаемого одна часть балан-
совых запасов извлекается, другая остается в недрах. Про-
мышленные запасы — часть балансовых запасов шахтного
поля, которая извлекается на поверхность в соответствии с про-
ектом и программой. Оставшуюся после разработки в недрах
часть балансовых запасов называют потерями. Промышлен-
ные запасы Z (млн т) определяют по формуле
Z = Z6—/7,
где П — потери полезного ископаемого, млн т.
Относительные потери полезного ископаемого (угля) выра-
жают также через показатель fey (%):
ky = IO4I/Z6 = 102 (1 — Z/Z6).
2 Заказ Ke 758
33
Потери бывают общешахтными и эксплуатационными.
К общешахтным относят потери в предохранительных и
барьерных целиках. Предохранительные целики оставляют для
предотвращения сдвижения горных пород и охраны стволов,
околоствольных дворов, поверхностных объектов (зданий, со-
оружений, железных дорог и т. д.). Барьерные целики ос-
тавляют у границ шахтных полей. К общешахтным потерям
относят также потери, связанные с горно-геологическими усло-
виями (необходимость изоляции целиками плывунов, оставле-
ние полезного ископаемого в местах геологических нарушений
и на участках, отличающихся повышенной опасностью при раз-
работке).
Эксплуатационные потери — это потери в целиках
и угольных пачках, связанные с системой разработки и техно-
логией горных работ, а также потери при выемке угля и его
транспортировке. По бассейнам эксплуатационные потери (%)
составляют примерно: Донецкий — 9,7; Кузнецкий—18,9; Ка-
рагандинский— 23,9; Печорский и Подмосковный — по 13,7.
Для оценки количества угля, предназначенного к выдаче
потребителю, вводят коэффициент извлечения полез-
ного ископаемого с, который позволяет определить промышлен-
ные запасы через балансовые
Z = cZ6.
В зависимости от мощности пластов коэффициент извлече-
ния принимают равным: для тонких — 0,9—0,92; средней мощ-
ности— 0,85—0,9; мощных пологих — 0,82—0,85; мощных кру-
тых— 0,8—0,85. Между потерями и коэффициентом извлечения
существует следующее соотношение:
fey=102(l — с).
При подземном способе разработки нормированию подле-
жат потери в целиках у выработок, находящихся в пределах
выемочного участка, и между выемочными участками, в местах
геологических нарушений, в межслоевых пачках, в пачках
у кровли и почвы пласта. Нормативные эксплуатаци-
онные потери в недрах рассчитывают для каждого вы-
емочного участка при составлении проекта на его отработку.
Экономический ущерб У (руб) от оставления в недрах за-
пасов полезного ископаемого определяют по формуле
У ~ (Йзз Сд),
где /7б — потерянные балансовые запасы, т; fe33 — замыкающие
затраты на добычу 1 т полезного ископаемого, под которыми
понимают предельно допустимые затраты на добычу 1 т по-
лезного ископаемого в данном районе и в определенное время,
руб.; Сд — себестоимость 1 т добываемого угля, руб.
34
Если на шахте разрабатывают один пласт, то промышлен-
ные запасы угля (тыс. т)
Z == 10~^ОщГ71срРуС>
где /)ш — площадь шахтного поля, м2; щср — средняя для всего
шахтного поля мощность пласта, м; ру — плотность угля в мас-
сиве, т/м3 (для бурого угля ру принимают равным в среднем
1,2, для каменного—1,3—1,4, для антрацита—1,5—1,6).
Произведение р=рут (т/м2) называют производитель-
ностью угольного пласта.
При прямоугольной форме шахтного поля его промышлен-
ные запасы (тыс. т)
Z = 10"sS#mCpPyC,
где S, Н—размеры шахтного поля соответственно по простира-
нию и падению пласта, м.
Если мощность пласта в пределах шахтного поля меняется,
то выделяют участки постоянной мощности и запасы сумми-
руют по этим участкам Часто горный отвод шахты включает
несколько пластов. В таких случаях промышленные запасы
шахтного поля (тыс. т) подсчитывают для каждого пласта от-
дельно, а затем их суммируют:
Z=l(r3(Dy + DV'+ . . . + Dkpk)c,
где О', D", ..., Dk — площади пластов числом k, м2; p't р", ...,
pk — производительность каждого из рабочих пластов, т/м2;
k — число рабочих пластов.
1.7. ПРОИЗВОДСТВЕННАЯ МОЩНОСТЬ И СРОК СЛУЖБЫ ШАХТЫ
Под производственной мощностью шахты по-
нимают фактическую максимально возможную добычу угля ус-
тановленного качества в единицу времени, определяемую ис-
ходя из условий производства и состояния горного хозяйства,
рационального использования оборудования и трудовых ресур-
сов, эффективной технологии и организации производства, со-
блюдения правил безопасности, технической эксплуатации и
экологических требований. За единицу времени принимают
обычно календарный год или сутки и в соответствии с ней го-
ворят о годовой или суточной производственной мощности
шахты.
В проекте на разработку месторождения определяют про-
ектную мощность шахты, которую рассчитывают по пе-
риодам работы шахты на основе геологоразведочных данных,
потребности в угле и технико-экономических показателей его
добычи. После расчетов проектную производственную мощность
округляют до ближайшего значения параметрического ряда
2* 35
Рис. 1.12. Зависимость месячной произво-
дительности труда рабочего по добыче
Р (/) и себестоимости 1 т добываемого
угля С (2) от суточной производственной
мощности шахты Дш.с (применительно
к шахтам Карагандинского бассейна)
мощностей, рекомендованных для современных шахт — от 1,2
до 3 млн т/год с интервалом 0,3 млн т/год. Проектная мощность
шахты может достигать 3,6 млн т/год и более. Действуют шахты
с установленной производственной мощностью 7,5 млн т/год
(сРаспадская» в Кузбассе), 4,8 млн т/год («Воргашорская»
в Печорском бассейне), 4,2 млн т/год (им. Стаханова в Дон-
бассе) и 3,35 млн т/год (им. Костенко в Карагандинском бас-
сейне).
Более мощные шахты имеют лучшие технико-экономические
показатели (рис. 1.12). Однако шахты производственной мощ-
ностью более 3,6 млн т/год требуют весьма крупных капиталь-
ных вложений, отдача же производственных фондов с увели-
чением мощности шахты наращивается медленно. Поэтому
средняя проектная мощность вводимой в настоящее время
в действие шахты составляет 1,8 млн т/год.
Производственная мощность шахты складывается из добычи
угля в очистных забоях и получаемой при проведении пласто-
вых выработок. Количество угля, добываемого в очистном забое
в течение суток, называют нагрузкой на очистной
забой.
Производственную мощность вновь строящихся шахт опре-
деляют при составлении проекта. Обычно она бывает указана
в задании на проектирование в соответствие с потребностью на
полезное ископаемое. В условиях работающего горного пред-
приятия предусматривается изменение производственной мощно-
сти с углублением горных работ. При этом учитывают качество
добываемого угля, потребность в нем, возможности действую-
щих транспортных цепочек, подъемов, вентиляции, обогатитель-
ных фабрик, железнодорожного транспорта и т. д.
При оптимизации производственной мощности шахты наи-
более выгодное ее значение выбирают, исходя из требований
максимальной производительности труда и минимальных затрат
на добычу 1 т промышленных запасов.
Зная промышленные запасы шахтного поля Z (млн т) и го-
довую производственную мощность шахты Дш.г (млн т/год), оп-
ределяют срок ее службы (лет) по формуле
Тр = Z/л4щ. г*
В течение такого периода шахта работает с постоянной про-
изводственной мощностью. Шахты с большой производственной
36
мощностью нецелесообразно строить на короткий срок службы.
Поэтому расчетный срок службы шахты производственной мощ-
ностью, например, 1,8 млн т/год рекомендуется принимать рав-
ным не менее 50—60 лет.
Помимо периода стабильной работы Тр шахта в течение вре-
мени tn наращивает производственную мощность до проектной
и в течение времени tK снижает се до полного затухания. Пе-
риод /н принимают не более двух лет при Лш. г = 0,6—1,2 млн
т/год и не более трех лет при Лш.г=1,2—3 млн т/год. Для шахт
с производственной мощностью свыше 3 млн т/год или с глуби-
ной разработки более 800 м длительность tH определяется про-
ектом, но она не должна превышать 2—3 лет при разработке
пологих пластов и 1—2 лет при разработке крутых. Продолжи-
тельность tK устанавливается проектом.
Полный срок службы шахты
Тп = Тр + /н + 4с*
КОНТРОЛЬНЫЕ ВОПРОСЫ
1. Какие бывают способы добычи полезных ископаемых?
2. Дайте определение горного предприятия, шахты, разреза, рудника.
3. Каковы основные виды горных работ на горном предприятии?
4. Расскажите о стадиях разработки месторождений полезных иско-
паемых.
5. Что такое горные породы и каковы их виды?
6. Укажите сходство и различие магматических, осадочных и метаморфи-
ческих горных пород.
7. Расскажите о видах геологических нарушений в залегании пластов.
8. Каковы элементы залегания пластов?
9. Что такое шахтное поле и горный отвод?
10. Перечислите виды запасов полезного ископаемого и дайте их опре-
деления.
11. Какие бывают потери полезного ископаемого в недрах?
12. Дайте определение производственной мощности шахты.
ЗАДАЧИ
1. Рассчитайте коэффициент извлечения полезного ископаемого в шахт-
ном поле, если геологические, забалансовые и промышленные запасы состав-
ляют соответственно 120; 12 и 100 млн т.
2. Определите необходимый коэффициент извлечения угля при подзем-
ной разработке тонких угольных пластов.
3. Рассчитайте промышленные запасы в шахтном поле прямоугольной
формы с размерами по простиранию и падению соответственно 5,5 и 3,2 км.
Отработке подлежат три рабочих пласта каменного угля мощностью соот-
ветственно 1,8; 1,2 и 1,6 м. Плотность угля равна соответственно 1,32; 1,35
и 1,38 т/м3. Коэффициент извлечения запасов принимается максимальным для
данных условий.
4. Определите полный срок работы шахты производственной мощностью
1,5 млн т/год при промышленных запасах 50 млн т и продолжительности
срока затухания добычи три года.
2 . СВОЙСТВА И СОСТОЯНИЕ ГОРНЫХ ПОРОД
2 1. ОБЩАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА СВОЙСТВ
И СОСТОЯНИЯ МАССИВА
Свойство горной породы — присущее ей качество, которое ха-
рактеризует ее структуру или реакцию на внешнее воздействие.
Свойство может выражаться численным показателем, т. е. свой-
ство имеет меру. В поиске, разведке, добыче и обогащении по-
лезных ископаемых наиболее широко используют плотностные,
коллекторские, механические, электрические, электромагнитные
и акустические свойства.
Плотностные свойства характеризуют вещества в каком-
либо объеме. Их используют при учете добычи полезных иско-
паемых, в расчетах транспортирования угля и горных пород,
а также обогащения.
Коллекторские свойства характеризуют способность горных
пород удерживать и пропускать жидкости и газы. От коллек-
торских свойств горных пород зависит содержание в них воды,
метана и других газов. Коллекторские свойства определяют во-
доприток в шахту и выбор средств удаления воды из нее или
осушения месторождения. От этих же свойств зависит уровень
выделения метана в горные выработки. Коллекторские свойства
пород во многом определяют их механические свойства.
Знание механических свойств горных пород позволяет пра-
вильно выбрать технологию и средства механизации процессов
добычи и обогащения полезных ископаемых. От механических
свойств горных пород зависит выбор способа крепления и уп-
равления кровлей в очистном забое или проведения горной вы-
работки.
Электрические свойства горных пород используют для раз-
ведки полезных ископаемых. Для этого в разведочных скважи-
нах помещают электроды и пропускают через них электриче-
ский ток. По его величине рассчитывают удельную электриче-
скую проводимость горной породы и по ней определяют тип
горной породы. Так получают разрез горных пород по скважине.
По замерам в нескольких скважинах определяют структуру за-
легания пластов и пород на данном месторождении. Электриче-
ские свойства горных пород используют также при стимулиро-
вании осушения водоносных слоев, оттаивании мерзлых пород
на карьерах.
Электромагнитные свойства пород используют для установ-
ления границ рудных тел, полостей скопления соляного ра-
створа, границ зон, опасных по горным ударам.
Акустические свойства горных пород используют для опре-
деления зон, опасных по внезапным выбросам угля и газа,
устойчивости целиков, границ между угольным пластом и
38
вмещающими породами, трещиноватости и нарушенное™ мас-
сива.
Термические (тепловые) свойства влияют на теплообмен по-
род с шахтным воздухом, а следовательно, на климатические
условия в горных выработках. Они используются в термическом
бурении скважин на карьерах, при подземной газификации
угля.
При разработке полезных ископаемых те или иные свойства
горных пород проявляются в сочетании друг с другом. Комплекс
свойств и технология ведения горных работ обусловливают со-
стояние массива горных пород. В таких случаях говорят о про-
явлении технологических свойств массива.
Состояние массива горных пород характеризуется напряже-
ниями, массами пород, воды и газов, содержащихся в единице
объема горных поро
роды — сила, действующая на едини
и си^а направлен
кости сечения,
случае\действия
е л ь н ы
Напряжение горной по-
u площади какого-либо
ерпендикулярно к рас-
щпряжение называют
я в
температурой.
плоскости сечения
и
ичным причинам,
ила, вызываемая
м давлением, На-
ащих горных по-
уются также
ы, землетря-
з
м дост
жения
бо
5—7 М
зны н
де
ассиве возникаю
го
шел
т 20—^0 МПа и более.
тельно читывают при
ап
т дейст
120
форм!
ение метана
Наиболее вы-
шахтах Донбасса
нах р
евы
ае
сечения породы. Ес
сматриваемой пло<
нормальным. В
напряжение считают каса
Напряжения в
Основная из них — Ьес вышеле><ащ
весом вышележащие пород, назвуа-а
пряжения в массиве
род на глубинах 800
Такие значительные
выборе технологии ведёниЧ^горных
Напряжения в массиве г
в результате тектонических движ
сений, давления газа и т. д.
На современных глуб
в угольных пластах редко
сокие давления метана зарегустриро
(12 МПа).
Давление углекислого газа,
стах шахт Подмосковного бассейна
меньше, чем давление метана. Измеренные давления углекис-
лого газа в пластах не превышают 3,5 МПа.
С увеличением глубины залегания угольных пластов их тем-
пература возрастает по закону, близкому к линейному. В обыч-
ных условиях, где отсутствуют термические аномалии, темпера-
тура горных пород, начиная с пояса постоянных температур,
которые равны среднегодовым на поверхности, увеличивается
примерно на 3 °C через каждые 100 м глубины. Поэтому темпе-
ратура пород, например, на глубине 1000 м достигает 38—42 °C.
Изменения температуры пород создают в них дополнительные
напряжения.
егося в угольных пла-
и Восточного Донбасса,
39
В процессе разработки состояние угольных пластов и вме-
щающих пород меняется — перераспределяются как напряже-
ния, так и массы пород, метана и воды. Изменяются свойства
и температура массива вокруг горных выработок.
2 2. ПОКАЗАТЕЛИ КАЧЕСТВА УГЛЯ
Уголь как топливо и как объект коксохимической перера-
ботки имеет различные показатели качества. Качественные по-
казатели играют важную роль при определении производствен-
ной мощности шахты, выборе технологии выемки, термической
переработки угля, определяют очередность и приоритет разра-
ботки тех или иных по качеству угольных месторождений, уча-
стков или пластов. Многие свойства угля и угольного массива
зависят от его качественных характеристик. Качественные пока-
затели угля разделяют на показатели технического анализа, по-
казатели петрографического состава и показатели, характери-
зующие степень его метаморфизма.
К показателям технического анализа относят:
выход летучих веществ, образующихся при нагрева-
нии угля без доступа воздуха до температуры 850 °C. Этот по-
казатель рассчитывают на единицу сухой общей массы угля
(Vе, %) или сухой обеззоленной органической массы (Vdaf);
зольность — количество золы от сгорания единицы общей
сухой массы угля (Ас, %) или рабочего топлива (Ар, %);
влажность — количество влаги, получаемой в результате
нагрева угля при температуре 105 °C до постоянного веса, кото-
рое рассчитывают на единицу массы топлива, поступившего на
анализ (И7р, %).
К показателям петрографического состава угля относят со-
держание отдельных петрографических компонентов и показа-
тель отражения оптических лучей от витринита — блестящего
компонента органической структуры угля.
Показателями, характеризующими степень метаморфизма
(степень углефикации или «зрелости» угля), являются содержа-
ние углерода (Cdaf, %), теплота сгорания (Qc, МДж/кг), пере-
считанная на единицу сухой беззольной массы, и выход лету-
чих веществ, который достаточно однозначно характеризует
степень метаморфизма для всех углей за исключением антра-
цитов.
В зависимости от значения показателя отражения оптиче-
ских лучей от витринита и теплоты сгорания на влажное без-
зольное состояние угли подразделяют на бурые, каменные и
антрациты В СССР бурые угли подразделяют на группы Б1,
Б2 и БЗ в зависимости от выхода смолы на горючую массу и
крупности (Подмосковный и Днепровский бассейны) или от со-
40
Таблица 2.1
Угли Марки Группы Выход летучих веществ Толщина пласти- ческого слоя, мм
Длиннопламенный д .. >35 6
Газовый г Гб >35 6—10
ГН >35 11—25
Газовый жирный гж ГЖ6 27—35 6—10
гжн 27—35 11—16
Жирный ж Ж17 27—35 17—20
Ж21 27—35 21
Коксовый к К21 18—27 >21
К14 18—27 14—20
Отощенный спекающийся ОС ОС6 14—22 6—13
Тощий т —— 8—17 —
Антрацит А —- <8 —
держания влаги на рабочую массу и выхода летучих веществ
(остальные бассейны).
Каменные угли делят на марки и группы, исходя из показа-
теля выхода летучих веществ и толщины пластического слоя
(у, мм), образующегося в результате спекания угля. Кроме
того, учитывают характеристику нелетучего остатка при опреде-
лении выхода летучих веществ. В качестве примера в табл. 2.1
приведена классификация углей для Донецкого бассейна.
2.3. ПЛОТНОСТНЫЕ СВОЙСТВА
Плотность породы — ее масса в единице объема. В системе
единиц СИ плотность пород выражают в кг/м3, в практических
расчетах горного дела — в т/м3. Различают истинную и объем-
ную плотность пород, а также плотность пород в массиве и
в отбитом от массива состоянии. Истинная плотность —
масса единицы объема твердого скелета породы (без учета объ-
ема пор, трещин и пустот). Истинная плотность породы (кг/м3)
ри — Gt/V т,
где GT — масса какого-либо объема минерального скелета по-
роды VT (м3), кг.
Истинная плотность угля зависит от содержания в нем орга-
нического вещества и минеральных компонентов: чем больше со-
держание углерода в угле, тем больше истинная плотность
(рис. 2.1).
Объемная плотность породы — масса единицы объ-
ема породы, содержащего минеральный скелет, поры, трещины
и пустоты. Если в пласте мысленно выделить 1 м3, то его масса
41
Рис. 2.1. Зависимость
истинной плотности угля
ри от содержания в нем
углерода с
численно будет равна объемной плотности полезного ископае-
мого. Объемная плотность породы (кг/м3)
p = Gn/(VT + Vn. т),
где Gn — масса объема породы, учитывающего объем твердого
скелета и объем пор, трещин и пустот Vn. т (м3), кг.
В процессе метаморфизма угольное вещество теряет влагу,
кислород, азот, водород, обогащается углеродом (содержание
углерода в буром угле в среднем равно 70 %, в каменном —
82 % и в антраците — 95 %) и уплотняется. Объемную плот-
ность угля в массиве принимают в среднем равной: для бурого
1200 (интервал колебаний 1060—1410), для каменного 1300—
1400 (интервал 1220—1580) и для антрацита 1600 (интервал
1420—1880) кг/м3.
Среднюю плотность вмещающих пород в массиве принимают
равной 2500 кг/м3. Минералы, слагающие горные породы, делят
на тяжелые (р>4000 кг/м3), средние (р = 2500—4000 кг/м3) и
легкие (р<2500 кг/м3). Распространенность в природе указан-
ных минералов составляет соответственно 33,8; 53,2 и 13 %.
При отделении от массива горная порода, как правило, раз-
рыхляется и объем ее увеличивается. Поэтому насыпная плот-
ность, например, угля на угольном складе или в коксохимиче-
ской батарее меньше плотности того же угля в массиве.
В расчетах напряженного состояния массива часто исполь-
зуют удельный вес горной породы у (Н/м3). Напряжение в мас-
сиве о (Н/м2) на глубине Н (м)
а — уН.
Плотность породы и ее удельный вес связаны следующим
соотношением:
где g — ускорение свободного падения, м/с2; g=9,81 м/с2.
2.4. КОЛЛЕКТОРСКИЕ СВОЙСТВА
Коллекторские свойства характеризуют способность горной
породы удерживать и пропускать жидкости и газы. К коллек-
торским свойствам пород относят пористость, трещиноватость,
42
влагоемкость и проницаемость. Коллекторские свойства породы
в основном определяются ее структурой, строением порового и
трещиноватого пространства и поэтому тесно связаны с механи-
ческими, плотностными и технологическими свойствами.
Пористость породы — свойство содержать поры, под ко-
торыми понимают пространства, свободные от органического и
минерального вещества и имеющие в разных направлениях раз-
меры примерно одного порядка. В массиве поры в породе и угле
могут быть заполнены воздухом, метаном, углекислым и дру-
гими газами, водой и растворами солей.
Поры в угле бывают самых различных форм и размеров —
от долей нанометра (1 нм=10“9 м) до нескольких миллиметров.
Если поры сообщаются друг с другом и с окружающей средой,
то их называют открытыми. Изолированные друг от друга
и от внешней среды поры получили название замкнутых. От-
крытые и замкнутые поры образуют общую пористость,
значение которой определяют по формулам
п = Vnop/V; пд = 103п/р; по = 102п,
где и, Лд и п0 — пористость породы, выраженная соответственно
в долях единицы объема (м3/м3), единицах объема в расчете на
единицу массы (м3/т) и процентах; УПор — объем пор в объеме
породы V, м3; р — объемная плотность породы, кг/м3.
При известных истинной ри (кг/м3) и объемной р (кг/м3)
плотностях угля его общая пористость
По= Ю2 (ри — р)/ри.
В зависимости от общей пористости горные породы подраз-
деляют на низкопористые (л0<5 %), среднепористые (5<л<
<20 %) и крупнопористые или высокопористые (л0>20 %).
В углях различают макропоры (размеры более 300 нм), пере-
ходные поры (5—300 нм) и микропоры (менее 3—5 нм).
В табл. 2.2 приведены усредненные данные МакНИИ, характе-
ризующие общую пористость и соотношение пор различного раз-
мера в углях Донецкого бассейна. Определения проведены на
отбитом угле в лабораторных условиях.
Объем микропор нарастает по мере увеличения степени ме-
таморфизма угля.
Фильтрующая или эффективная пористость
породы — объем пор, доступных для фильтрации жидкости или
газа. При одной и той же общей пористости фильтрующая по-
ристость для разных веществ (например, метана и воды) может
значительно отличаться.
Трещиноватость угля характеризуется наличием в нем
трещин — плоских разрывов угольного вещества. Они имеют
разное происхождение и бывают самых различных форм и раз-
меров. Трещины, образовавшиеся в процессе генезиса и мета-
43
Таблица 2.2
Марки угля Выход летучих веществ, % Пористость, М3/Т Доля микропор в общей порис- тости, %
общая в том числе макро- пор и переходных
д 43—46 0,084 0,061 27,4
г 35—40 0,053 0,03 49,1
ж 28—34 0,051 0,025 51
к 22—27 0,045 0,019 57,8
ОС 18—21 0,045 0,016 64,4
т 10—17 0,055 0,022 60
А 9—6 0,065 0,23 67,7
А 2—5 0,088 0,029 67
морфизма угля и ориентированные перпендикулярно к плоско-
сти наслоения и друг к другу, называют эндогенными,
а трещины, появившиеся в массиве в результате внешних, пре-
имущественно тектонических воздействий и расположенные
обычно под острыми углами к плоскости наслоения, — экзо-
генными.
Удельная длина трещин — суммарная длина всех трещин на
единице площади какого-либо сечения в породе (м/м2). По дан-
ным ИГД им. А. А. Скочинского, с ростом нарушенности удель-
ная трещиноватость отбитых углей увеличивается с 300 до 4190
м/м2. При этом среднее зияние (раскрытость) трещины умень-
шается с 27 до 4 мкм. Объемная плотность трещиноватости —
площадь поверхности всех трещин в единице объема горной по-
роды (м2/м3). Значения удельной длины трещин и объемной
плотности трещиноватости обычно отличаются друг от друга.
В практике встречается понятие кливаж, под которым по-
нимают способность угольного пласта разделяться по развитой
сети мелких параллельных трещин на более или менее одина-
ковые части в основном плитообразной формы. При разрушении
угольного массива кливажные трещины используют как плоско-
сти ослабления.
Трещинная пористость (пустотность) породы—объем
полостей — всех трещин, содержащихся в единице объема по-
роды. При наличии геологического керна породы трещинную по-
ристость (м3/м3) определяют по формуле
Пт = Z?Cp S И (2гк^к) >
где ЬСр — среднее раскрытие трещин, м; 2/ — суммарная длина
трещин, измеренная по поверхности керна, м; гк и hK — соответ-
ственно радиус и высота керна, м.
Влагоемкость — способность горной породы поглощать
и удерживать жидкость. Ее определяют по максимальному объ-
44
Таблица 2.3
Бассейны Марки угля Содержание влаги, %
в воздушно-сухом угле в угольном пласте
от — до среднее
Подмосковный Б 6—10 8 31—38
Челябинский Б 5—8 6,5 12—27
Донецкий д 1—9 3 7—18
» г 0,65—5 1,5 3—12
» ж 0,6—2,6 1 3—8
к 0,2—1,6 0,7 3—8
ОС и Т 0,3—0,6 0,5 3—6,5
ему жидкости, которую может содержать единица объема
(м3/м3) или массы (м3/кг) породы при определенном давлении.
Жидкость, поглощаемая породой, находится в порах и тре-
щинах как в свободном (несвязанном), так и в связанном виде.
Так называемая свободная влага перемещается в пори-
сто-трещиноватой структуре под действием собственного веса
или под напором воды. Связанная влага удерживается в по-
роде сорбционными, капиллярными и другими силами. Связан-
ная вода выделяется из породы при нагреве свыше НО °C.
При увлажнении породы и оставлении ее на воздухе при
температуре 30 °C и относительной влажности воздуха 96 %
часть внешней влаги испаряется и в образце остается так назы-
ваемая гигроскопическая влага, которая характеризует
породу в воздушно-сухом состоянии.
Влажность горных пород зависит от их влагоемкости, вод-
ного режима месторождения, структуры порового пространства.
Обычно с увеличением доли микропор и ростом степени мета-
морфизма угля его влажность уменьшается. В табл. 2.3 приве-
дены усредненные данные о содержании влаги в отбитых углях
и угольных пластах (по В. С. Веселовскому).
Га зоем кость — способность угля или иной горной по-
роды поглощать и удерживать газы. Она определяется в лабц-
раторных условиях. Наибольшее значение имеет газоемкость
угля по отношению к метану или метаноемкость. Численно
метаноемкость (м3/кг) выражают объемом метана, который спо-
собна поглотить единица массы угля при определенном давле-
нии газа и определенной температуре. Максимально возможную
метаноемкость угля при какой-либо температуре называют по-
тенциальной метаноемкость ю.
Метаноемкость угля зависит от структуры порового прост-
ранства, давления и температуры системы уголь — метан, нали-
чия в порах и трещинах влаги. Метан, содержащийся в угле, на-
ходится в свободном (несвязанном) и связанном с углем и
45
водой состояниях. Поэтому метаноемкость угля (м3/т) при ка-
ких-либо давлении рг (МПа) и температуре Тг (К)
а = 9,8лдрг^ + Ос,
где Ид — общая пористость угля, м3/т; kcyK — коэффициент сжи-
маемости метана, он является функцией рг и Тг (например, при
рг=2ч-5 МПа и 77 = 293—313 К *сж= (0,894-1,02), МПа-1; ас —
объем связанного с углем и угольной влагой физико-химиче-
скими силами метана (сорбированного, растворенного, в гидрат-
ном состоянии и др.), м3/т. Объем связанного метана увеличи-
вается с ростом давления газа и уменьшается с ростом темпе-
ратуры и влажности угля.
Метаноемкость угля возрастает с увеличением степени его
метаморфизма. Ее усредненные значения для разных марок
угля при его зольности 10 %, влажности 2 %, содержании серы
0,5 %, давлении газа 5 МПа и температуре 300 К приведены
ниже.
Марка угля ........Д Г Ж К ОС Т А
Метаноемкость угля, м3/т . 9,1 9,5 10,7 11,5 12,2 14,8 23,1
Мета ноносность — объем метана, содержащийся в сво-
бодном и связанном состояниях в единице массы угля, находя-
щегося в массиве или отбитого вместе с метаном. Метанонос-
ность бывает природная, под которой понимается метано-
носность угля, находящегося в неподверженном влиянию горных
работ массиве, и остаточная. Различают остаточную мета-
ноносность после дегазации пласта и остаточную метанонос-
ность отбитого угля. Метаноносность зависит от метаноемкости,
давления и температуры газа, а также зольности и влажно-
сти угля.
Проницаемость угля или иной горной породы — способ-
ность ее пропускать жидкость или газ. Численно проницаемость
пород оценивают коэффициентом проницаемости ЛПр и коэффи-
циентом фильтрации Лф.
Коэффициент проницаемости в системе единиц СИ выража-
ется в м2. В практических расчетах подземной гидравлики ис-
пользуют единицу проницаемости 1 дарси (Д). При этом 1Д =
= КГ12 м2.
Газопроницаемость угля в значительной мере зависит от гор-
ного давления. Карагандинским отделением ВостНИИ установ-
лена следующая зависимость коэффициента газопроницаемости
сухих образцов угля по метану АПр (мД) от горного давления р
(МПа) для пластов Карагандинского бассейна:
где Ло — коэффициент метанопроницаемости образца угля в не-
нагруженном состоянии, мД; рг — давление газа в пласте, МПа.
46
Значение коэффициента газопроницаемости колеблется для
разных пластов от 0,6 до 1,3 мД и составляет в среднем по раз-
рабатываемым в бассейне пластам 0,95 мД.
Коэффициент газопроницаемости угольных пластов по ме-
тану оценивают в интервале значений от 10“4 до 12 мД. У пес-
чаников коэффициент газопроницаемости колеблется от 5-10~7
до 2,3 Д, глин — от 10~3 до 90 мД, известняков и доломитов —
от 7 • 10~7 до 2,3 Д и более.
Коэффициент фильтрации пород используют в основном как
гидрогеологическую характеристику. Коэффициент фильтрации
кф (м/сут) связан с коэффициентом проницаемости пласта АПр
(м2) соотношением
k& = 8,48- lO^np/fi,
где ц — вязкость фильтрующейся жидкости или газа, Па • с.
Коэффициент фильтрации угольного массива и вмещающих
пород для воды оценивают в диапазоне значений от сотых долей
до 150 м/сут. Для песчаников с глинистыми включениями Аф = 3,
для трещиноватых известняков Лф = 5, для крупнозернистых пес-
ков Лф = 30.
Коллекторские свойства пород и условия водопритока в гор-
ные выработки определяют коэффициент водообильно-
ст и шахты — отношение объема воды (м3), откачиваемой из
шахты и дренажных устройств, к количеству добытого угля (т)
за один и тот же период. Этот коэффициент для Донбасса ори-
ентировочно равен 2,8, Кузбасса — 1,5, Карагандинского бас-
сейна — 0,4, Подмосковного бассейна — 10,5 м3/т.
2.5. МЕХАНИЧЕСКИЕ СВОЙСТВА
Горное давление и другие силовые воздействия на горные по-
роды вызывают в последних изменения размеров — деформа-
ции. Различают упругие и пластические деформации горных
пород.
Упругие деформации происходят почти мгновенно
вслед за изменением нагрузки и имеют обратимый характер.
Если образец угля испытывает упругие деформации, то после
снятия нагрузки он полностью восстанавливает форму и раз-
меры, существовавшие до приложения этой нагрузки.
Пластические деформации имеют более или менее
длительный характер после приложения нагрузки и носят не-
обратимый характер. В результате пластических деформаций
после снятия нагрузки тело не восстанавливает свои первона-
чальные размеры. В этом случае в горной породе имеет место
остаточная деформация. Пластические деформации
породы могут быть вызваны постоянной и переменной нагруз-
ками.
Если к какому-либо объему породы приложена сила (на-
грузка), то последняя вызывает обычно два вида деформаций
породы — продольные (вдоль вектора силы) и поперечные (пер-
пендикулярно к вектору силы). Деформации, измеряемые в еди-
ницах длины, называют абсолютными, а измеряемые отно-
сительно первоначального размера образца породы — относи-
тельными. Для упругих горных пород, в том числе и для
угля, между относительной (безразмерной) продольной дефор-
мацией 8 и относительной (безразмерной) поперечной деформа-
цией £ существует следующая линейная связь:
е = llv,
где v — безразмерный коэффициент Пуассона.
Для большинства углевмещающих пород и углей значение
коэффициента Пуассона находится в пределах 0,15—0,45 (для
алевролитов 0,2—3, песчаников 0,17—0,3, известняков 0,19—
0,22, аргиллитов 0,17—0,3 и каменных углей 0,14—0,16).
При сжатии или растяжении упругих пород
а = Ее,
где о — нормальное напряжение породы Па; Е — модуль упру-
гости или модуль Юнга, Па.
Модуль упругости горных пород колеблется в очень широких
пределах — от 50 до 2*105 МПа, а у слабо нарушенных пород
он изменяется от 360 до 3800 МПа.
В случае приложения к породе касательных усилий возни-
кает деформация сдвига, которая характеризуется углом
сдвига р (рад). В упругих породах он прямо пропорционален
касательному напряжению т (Па):
t = G0,
где G — коэффициент пропорциональности, носящий название
модуля сдвига, Па.
Если равномерно сжимать породу со всех сторон (всесторон-
нее сжатие) в пределах зоны упругости, можно получить мо-
дуль объемного (всестороннего) сжатия Ксж (Па), т. е. коэффи-
циент пропорциональности между действующими в породе
напряжениями о (Па) и относительным уменьшением объема по-
роды 0='AV/V (AV — изменение объема образца V, м3, при сжа-
тии, м3).
Кож — О'/ 0.
Величину, обратную модулю объемного сжатия, называют
коэффициентом объемного сжатия рсж (м2/Н). Его
значение для угля, определенное по модулю упругости, изменя-
ется от 10~10 до 10~9 м2/Н. Меньшее значение соответствует ан-
трацитам, большее — длиннопламенным углям.
48
Упругие характеристики угля связаны следующими отноше-
ниями:
а = 0,5£/(1 + v); Лсж «0,33£(1—v).
Для карбонатных горных пород установлена следующая
связь модуля упругости Е (ГПа) с объемной плотностью р
(т/м3):
£ = 72(р—1,8)2.
Уравнение справедливо для пород с плотностью р> 1,85 т/м3.
Для пород, у которых £^70 ГПа и пористость л0<26%,
£ = 77—2,8п0.
Модуль упругости, определенный при сжатии образца,
обычно в 1,5—4 раза выше модуля при растяжении. Модуль уп-
ругости, определенный в динамических условиях, когда наг-
рузку на образец прикладывают в течение очень короткого вре-
мени (например, в виде удара), обычно больше, чем при посто-
янной нагрузке. При увлажнении и повышении температуры мо-
дель упругости уменьшается.
Важным механическим свойством пород является их проч-
ность — способность сопротивляться разрушению под действием
механических нагрузок. Предельное напряжение, при котором
образец угля или другой горной породы разрушается, называют
пределом прочности. Различают пределы прочности на
сжатие, растяжение, сдвиг, изгиб, кручение. Предел прочности
угля зависит от степени его углефикации, пористости, трещино-
ватости, строения и влажности.
Уголь, как и другие горные породы, достаточно хорошо вы-
держивает напряжение сжатия и практически не выдерживает
растягивающих нагрузок. Предел прочности угля на растяжение
обычно не превышает 10 % предела прочности на сжатие. По-
этому прочность угля оценивают по пределу прочности на
сжатие.
Предел прочности на сжатие большинства осадочных пород
не превышает 200 МПа. Предел прочности на сжатие угля ко-
леблется от долей единицы у коксовых углей до 20 МПа у ан-
трацитов. Известны случаи, когда предел прочности на сжатие
у антрацитов достигал 35 МПа. Предел прочности угля при объ-
емном сжатии в 8—10 раз больше чем при одноосном.
Прочностные характеристики углевмещающих пород и углей
приведены в табл. 2.4.
Длительная прочность — прочность породы при при-
ложении к ней нагрузки в течение длительного времени. Дли-
тельная прочность образца угля всегда меньше прочности, опре-
деленной в течение короткого времени.
49
Таблица 2.4
Предел прочности (МПа) на
Порода
сжатие
растяжение сдвиг
Уголь бурый
Уголь каменный
Антрацит
Аргиллит
Алевролит
Песчаник крупнозернистый
Сланец глинистый
5—9
2,4—13
10—35
21—77
6—68
140—176
37—52
0,2—1,5
0,1—0,5
0,5—0,9
8—12
5—12
0,8—1,2
1,1-2,5
0,1—10
1,5—10
17—23
13—28
4—42
10—16
Проф. М. М. Протодьяконов (старший) предложил класси-
фицировать горные породы по их крепости с помощью безраз-
мерного коэффициента крепости f. В системе единиц СИ f =
= 0,1ХОсж (осж — предел прочности пород на одноосное сжа-
тие, МПа). По классификации проф. М. М. Протодьяконова
горные породы делят на десять основных категорий (табл. 2.5).
Таблица 2.5
Породы Коэффициент крепости Категория крепости породы по
шкале проф. М. М. Протодья- конова Строительным нормам и прави- лам (СНиП)
Вязкие кварциты и базальты 20 I XI
Крепкий гранит, самые крепкие 15 II X
песчаники и известняки Очень крепкие песчаники и из- 10 III IX
вестняки Колчедан, крепкий известняк 8 П1а VIII
Обыкновенный песчаник, песча- 5—6 IV— IVa VIII
нистые сланцы Крепкий глинистый сланец, не- 3—4 V—Va VI—VII
крепкий песчаник и известняк Антрацит, мягкий сланец, мяг- 2 VI VI
кий известняк, мел, каменная соль, гипс, мерзлый грунт, раз- рушенный песчаник Крепкий каменный уголь, раз- 1,5 Via VI—V
рушенный сланец, отвердевшая глина Каменный уголь средней кре- I VII III
пости, прочные наносы, плот- ная глина Мягкий уголь, мягкая песчаная 0,8 Vila II
глина Торф, влажный песок 0,6 VIII I
Добытый уголь, песок, насып- 0,5 IX I
ной грунт, гравий Плывуны 0,3 X I
50
При различных процессах горного производства коэффици-
ент крепости одной и той же породы может быть разным. По-
этому существуют также другие классификации, которые учи-
тывают особенности производственных процессов. Так, при ве-
дении горно-строительных работ применяют классификацию
пород по СНиП или буримости.
Пластичность породы — ее способность сохранять деформа-
цию после устранения деформирующих сил. Пластическая де-
формация горной породы — остаточная деформация без макро-
скопических нарушений сплошности материала, образующаяся
в результате силового воздействия.
При пластической деформации напряжения в породе не ос-
таются постоянными. Скорость и величина их изменения опре-
деляются реологическими свойствами, которые характеризуются
длительной прочностью, ползучестью и релаксацией напряже-
ний. Ползучесть породы — способность к увеличению де-
формаций при постоянной нагрузке.
Под релаксацией напряжений понимают самопро-
извольное затухающее ослабление напряжений в породе при по-
стоянной ее деформации.
Свойством, противоположным пластичности, является хруп-
кость горной породы — способность разрушаться при механи-
ческих воздействиях без заметной пластической деформации.
2.6. ТЕХНОЛОГИЧЕСКИЕ СВОЙСТВА
К технологическим свойствам относят сопротивляемость раз-
рушению, слоистость, трещиноватость, устойчивость, обрушае-
мость и управляемость при обрушении. При ведении горных ра-
бот проявляется, как правило, взаимосвязь технологических
свойств. Например, сопротивляемость породы разрушению тесно
связана с крепостью и трещиноватостью массива. Обрушае-
мость пород после обнажения во многом зависит от их устойчи-
вости, слоистости и природной трещиноватости. Технологические
свойства определяют выбор технологии ведения горных работ.
Сопротивляемость разрушению — способность породы проти-
востоять механическим воздействиям. Как частный случай этого
понятия выделяют сопротивляемость резанию — спо-
собность породы (угля) противостоять механическому воздей-
ствию горного инструмента при резании.
Сопротивляемость угольного пласта разрушению зависит от
природных и горнотехнических факторов. К природным факто-
рам относят степень метаморфизма, трещиноватость угля, строе-
ние пласта, угол падения и др., к горнотехническим — способ
отбойки угля, ширину призабойного пространства, тип, плот-
ность и жесткость крепи, способ управления кровлей, скорость
и направление подвигания забоя. Наибольшей сопротивляе-
51
мостью к разрушению отличаются угли ранних стадий метамор-
физма и высокометаморфизованные антрациты. Кливажные тре-
щины значительно снижают сопротивляемость угля разруше-
нию. На сопротивляемость разрушению большое влияние ока-
зывает угол встречи главной системы трещин в пласте с линией
очистного забоя. Наименьшая сопротивляемость пласта разру-
шению наблюдается при угле встречи, равном 45°.
Отжим угля — смещение части призабойной зоны уголь-
ного пласта при ведении очистных работ в сторону выработан-
ного пространства. В зоне отжима действуют сжимающие на-
пряжения в направлении по нормали к пласту и растягиваю-
щие — в плоскости напластования. На значительном удалении
от забоя (более 5—10 м) противоположно направленные боко-
вые силы компенсируют друг друга. При обнажении пласта
силы, действующие на призабойную часть со стороны массива,
не уравновешиваются встречными силами, что и вызывает от-
жим угля. Явление отжима характерно и для породного забоя,
однако величина смещений в нем обычно меньше, чем
в угольном.
При отжиме в угольном пласте часто возникают трещины,
как правило, перпендикулярные плоскости напластования и па-
раллельные плоскости забоя. Глубина распространения трещин
в зоне отжима обычно не превышает 0,6—0,7 мощности пласта.
Величина смещений угля при отжиме составляет от единиц до
нескольких десятков сантиметров (обычно не более 15—20 см).
С увеличением вынимаемой мощности отжим возрастает. На
мощных пластах отжим может быть столь значительным, что
отжатые плиты угля могут откалываться от массива и произ-
вольно обрушаться в призабойное пространство. Отжим угля
уменьшается при уменьшении ширины призабойного простран-
ства, увеличении жесткости и плотности установки крепи.
Сопротивляемость угля разрушению количественно оцени-
вают по сопротивляемости угля резанию Л, удельному содержа-
нию в пласте твердых включений ST. в, абразивности пласта В
(абразивность — способность пласта к снятию слоя ме-
талла при движении режущего инструмента в угле) и показа-
телю ри, характеризующему способность угля к измельчению.
Эти показатели имеют следующие значения: Л =30—600 кН/м,
ST.B<12 %, В=(0,01 —1,5) • IO'3 кг/км, ри = 0,4—1,2.
В зоне отжима сопротивляемость угля резанию Лот (кН/м)
меньше, чем в глубине массива Л, и равна
Лот Лот Л >
где Лот — коэффициент отжима, значение которого зависит от
типа угля и расстояния от кромки забоя в глубь массива, Лот =
= 0,23—1.
52
По разрушаемости угли разделяют на семь категорий: весьма
слабые, слабые, средней крепости, выше средней крепости, креп-
кие, весьма крепкие и особо крепкие. В Донецком бассейне име-
ются все классы: от весьма слабых (угли коксовых марок и
весьма слабые антрациты) до особо крепких (угли марок Г, Д).
В Кузнецком и Карагандинском бассейнах преобладают угли от
средней крепости до крепких, в Печорском и Подмосковном —
средней крепости и выше средней крепости, в Кизеловском —
весьма и особо крепкие, в Челябинском — средней крепости, на
месторождениях Дальнего Востока — от слабых до весьма
крепких.
Слоистость пород тесно связана с их структурой и опреде-
ляется условиями образования месторождения. Вследствие сло-
истости прочностные и другие характеристики массива пород су-
щественно могут отличаться в зависимости от направления при-
ложения сил.
По слоистости вмещающие породы разделяют на весьма тон-
кослоистые (мощность слоя менее 0,2 м), тонкослоистые (0,2—
1 м), среднеслоистые (1—3 м), крупнослоистые (3—10 м) и
весьма крупнослоистые (более 10 м).
В зависимости от трещиноватости в техническом отношении
горные породы делят на: нетрещинованые; слаботрещиноватые,
(имеющие одну систему трещин при расстоянии между ними
более 1 м; среднетрещиноватые, которые характеризуются двумя
системами взаимно пересекающихся трещин с расстоянием
между трещинами более 0,5—1 м; сильнотрещиноватые, имею-
щие несколько систем пересекающихся трещин при расстоянии
между трещинами 0,2—0,5 м; весьма сильнотрещиноватые,
имеющих несколько систем трещин при расстоянии между тре-
щинами менее 0,2 м.
Под системой трещин понимают множество трещин
одного происхождения, имеющих определенную ориентировку
в массиве и близкие характеристики (протяженность, плотность,
раскрытие).
Устойчивость пород — способность находиться в незакреп-
ленном состоянии после обнажения и не обрушаться. По устой-
чивости породы кровли угольных пластов делят на пять классов
(табл. 2.6).
Устойчивость пород в значительной мере зависит от их сло-
истости. Чем меньше связь между слоями и чем тоньше слои,
тем легче они обрушаются на небольших площадях. Если мощ-
ность слоя значительна и порода слоя крепкая, кровля в выра-
ботанном пространстве «зависает» и ее обрушение происходит
сразу на больших площадях.
Под обруишемостъю пород кровли понимают их способность
к разрыву сплошности после выемки полезного ископаемого,
разламыванию на части и беспорядочному падению в вырабо-
53
Таблица 2.6
Класс кровли
Неустойчивая
Слабоустойчивая
Среднеустойчивая
Устойчивая
Весьма устойчивая
Характеристика устойчивости
Обрушается вслед за подвиганием забоя. Не дает
устойчивых обнажений без применения крепи
В призабойной полосе шириной до I м устойчива
в течение 2—3 ч
В призабойной полосе шириной до 2 м не обрушает-
ся до 1 сут
В призабойной полосе шириной до 2 м не обрушает-
ся до 2 сут
В призабойной полосе шириной 5—6 м обладает
длительной устойчивостью
тайное пространство. По обрушаемости вмещающие породы де-
лят на четыре класса (табл. 2.7).
Управляемость пород кровли—способность обрушаться в вы-
работанном пространстве через заданное расстояние. Обычно
управляемость характеризует поведение пород основной кровли.
По управляемости они делятся на легкоуправляемые и трудно-
управляемые. К легкоуправляемым относят кровли, не
дающие вторичных осадок (породы основной кровли опираются
на обрушенные породы непосредственной кровли или закладоч-
ный массив и прогибаются без разрушения). Трудноуправ-
ляемыми считают кровли, представленные породами одного
типа (как правило, песчаники, известняки) с пределом прочно-
сти на сжатие более 70 МПа и обрушающиеся через 30—40 м
Таблица 2.7
Класс
пород
I
II
III
IV
Характеристика пород кровли
В непосредственной кровле залегают легкообрушающиеся породы,
мощность которых не менее 6—8 кратной мощности разрабатываемого
пласта
В непосредственной кровле залегают легкообрушающиеся породы
мощностью меньше 6—8-кратной мощности разрабатываемого плас-
та. В основной кровле залегают труднообрушающиеся породы, ко-
торые обрушаются спустя некоторое время после обнажения кровли
на значительной площади
В непосредственной кровле залегает относительно мощная толща
труднообрушаемых пород. В отдельных случаях непосредственная
кровля отсутствует и над пластом залегает основная кровля, допус-
кающая обнажение на значительной площади
В непосредственной кровле залегают породы, обладающие способ- *
ностью к плавному опусканию без значительных разрывов и трещин.
При этом мощность разрабатываемого пласта не превышает 0,8—I м
54
подвигания очистного забоя. В этих случаях обычно мощность
непосредственной кровли не превышает 4-кратной мощности
угольного пласта.
КОНТРОЛЬНЫЕ ВОПРОСЫ
1. Какова характеристика групп свойств горных пород и как они исполь-
зуются в горном деле?
2. Дайте оценку качества ископаемых углей.
3. Какова плотность различных типов горных пород?
4. Расскажите об особенностях коллекторских свойств ископаемых углей.
5. Какие бывают типы трещин в горных породах?
6. Дайте характеристику упругим свойствам пород.
7. Каковы категории крепости пород?
8. Расскажите об основных технологических свойствах горных пород.
ЗАДАЧИ
1. Определите объем трещин и пустот в породе массой 1 т, если ее объ-
емная плотность равна 2350 кг/м3, а пористость — 6 %.
2. Найдите истинную плотность угля с обемной плотностью 1,3 т/м3 и
общей пористостью 4 %.
3. Определите коэффициент объемного сжатия породы, у которой модуль
упругости равен 50 000 МПа, а коэффициент Пуассона — 0,4.
Часть 11
ПРОВЕДЕНИЕ ГОРНЫХ ВЫРАБОТОК
3. ОБЩИЕ ВОПРОСЫ ПРОВЕДЕНИЯ
ВЫРАБОТОК
3.1. СПОСОБЫ И СХЕМЫ ПРОВЕДЕНИЯ ВЫРАБОТОК
Проведение горной выработки — комплекс процессов от-
бойки, погрузки, транспортирования горной массы, возведения
крепи, вентиляции, наращивания транспортных устройств и ком-
муникаций, обеспечивающих подвигание подготовительного
забоя.
Разведочные, вскрывающие, подготавливающие, нарезные
выработки и служебные камеры сооружают путем их проведе-
ния в массиве горных пород. При проведении горной выработки
перемещающуюся плоскость массива в результате отбойки гор-
ной массы называют подготовительным забоем. Помимо забоя
в проводимой выработке различают бока, кровлю и почву.
Способом проведения горной выработки называют совокуп-
ность технических решений по отбойке, погрузке горной массы
и креплению забоя, реализация которых позволяет осущест-
влять проведение выработки в определенных горно-геологиче-
ских условиях. Способ проведения выбирают в зависимости от
свойств и состояния горных пород, назначения, площади попе-
речного сечения и срока службы выработки. Различают обыч-
ные и специальные способы проведения горных выработок.
К обычным относят способы проведения выработок в ус-
тойчивых породах, позволяющих допускать их обнажение ’ на
некоторый период, к специальным — способы проведения
в сложных горно-геологических условиях, требующих примене-
ния предварительного укрепления массива пород смолами, там-
понажа, замораживания, водопонижения, опережающего креп-
ления и т. д.
Технологическая схема проведения горной выработки — оп-
ределенный, увязанный в пространстве и времени порядок вы-
полнения производственных процессов, средства их механиза-
ции и соответствующее этому порядку размещение оборудова-
ния. Технологическую схему изображают на чертеже в виде
схемы выработки с размещенными в ней машинами и механиз-
мами для отбойки горных пород, погрузки и транспортирования
из забоя горной массы, возведения крепи с указанием направ-
ления движения горной массы, воздуха, воды, доставки обору-
56
дования. Технологические схемы делят на два крупных класса.
Первый предусматривает проведение выработок по однородным,
а второй — по неоднородным породам. Однородной считают
породу, крепость которой примерно одинакова по всему забою,
неоднородной — породу, состоящую в забое из угольного
пласта и вмещающих пород или из слоев пород существенно
различной крепости.
Проведение выработки по однородной породе осуществляют,
как правило, сплошным забоем, когда выемку пород про-
изводят одновременно по всему забою. При неоднородных поро-
дах выработку проводят как сплошным забоем, так и с раз-
дельной выемкой угля и породы. При этом перво-
начально вынимают угольный пласт на некоторую величину
подвигания, а затем вмещающие породы.
Проведение выработки осуществляют узким забоем
(только в пределах поперечного сечения проводимой выра-
ботки) или широким забоем, когда помимо выемки в се-
чении проводимой выработки вынимают прилегающую в ней
часть угольного пласта, необходимую для размещения отбитой
породы. Проведение выработки широким забоем применяют, как
правило, с раздельной выемкой угля и породы.
Характеристика типичных технологических схем проведения
горных выработок приведена в табл. 3.1.
Таблица 3.1
№ схемы Выработки Число Схема выемки в забое t
вырабо- ток рельсовых путей
I Одиночная, однопутная 1 I Сплошная
II Одиночная, двухпутная 1 2 То же
III Параллельные с выдачей горной массы на одну вы- работку 2 1
IV Одиночная, однопутная, с большим опережением вы- работкой малого сечения или скважиной . 2 1 Раздельная по частям
V Одиночная, однопутная, с небольшим опережением (до 20 м) скважиной 1 1 Сплошная
VI Одиночная, однопутная, с раздельной выемкой угля и породы 1 1 Раздельная
VII Одиночная, однопутная, с раздельной выемкой угля и породы 2 1 То же
При» VII — шир i е ч а н я е. В схемах I — VI bi оким. яработки п] доводятся узк> !М забоем, в схеме
57
На выбор технологической схемы влияют горно-геологиче-
ские и производственно-технические факторы. К горно-геологи-
ческим факторам относят мощность и угол падения пласта,
крепость и устойчивость вмещающих пород, глубину залегания,
газоносность и выбросоопасность пласта, водообильность выра-
ботки, наличие геологических нарушений, к производственно-
техническим — срок службы и площадь поперечного сечения
выработки, ее протяженность, назначение, скорость проведения,
способы транспортировки горной массы, оборудования и мате-
риалов.
3.2. ФОРМЫ И РАЗМЕРЫ ПОПЕРЕЧНОГО СЕЧЕНИЯ
ВЫРАБОТОК
Сечением выработки называют изображение на чертеже в оп-
ределенном масштабе контура выработки, крепи, оборудова-
ния, путей, труб, полученное в пересечении выработки плос-
костью. Если в качестве секущей принимают вертикальную
плоскость, расположенную по продольной оси выработки, то
сечение называют продольным, если перпендикулярно про-
дольной оси — поперечным.
Различают поперечное сечение выработки в проходке —
после выемки породы до установки крепи по контуру вмещаю-
щих пород, вчерне — по наружному контуру крепи и почве
выработки, в свету — после крепления и настилки рельсового
пути по внутреннему контуру крепи и верху балластного слоя,
а при его отсутствии — по почве.
Форма поперечного сечения выработки зависит от свойств
горных пород, величины и характера проявления горного дав-
ления, конструкции крепи, назначения, срока службы и спо-
соба проведения выработки.
Проведение выработок без крепления осуществляют обычно
в скальных породах, крепких песчаниках и известняках. При
этом широко применяют сводчатую форму поперечного сече-
ния выработки. В весьма устойчивых породах применяют пря-
моугольную форму. В угольных шахтах обычно крепят все вы-
работки. Формы поперечного сечения выработок приведены на
рис. 3.1 (/? — радиус цилиндра, г, г2, гз— радиусы закругле-
ний по контуру выработки, пунктир — контур обратного свода).
Прямоугольную, трапециевидную и полигональную формы
используют преимущественно в горизонтальных выработках
с деревянной, металлической и сборной железобетонной кре-
пями. Сводчатую форму поперечного сечения принимают
в выработках с арочной металлической или сборной железобе-
тонной крепями. Сводчатую и подковообразную форму попереч-
ного сечения применяют при проведении выработок в неустой-
чивых породах. В случае значительного всестороннего давле-
58
Рис. 3.1. Формы поперечного сечения выработок:
а — прямоугольная, б — трапециевидная прямая; в — трапециевидная обратная; г — по-
лигональная; д — бочкообразная; е — сводчатая с трехцентровым пониженным сводом
н вертикальными стенками; ж — сводчатая с вертикальными стенками; з — сводчатая
с полуциркульным пониженным сводом и наклонными на выработку стенками; и —
сводчатая с циркульным сводом и наклонными на массив стенками; к — подковообразная
циркульная; л — подковообразная трехцентровая; м — подковообразная пятицентровая;
н — круглая
ния пород и наличия в почве легко размокающих пучащих по-
род применяют сводчатые или подковообразные крепи с обрат-
ным сводом — замкнутые по почве, выпуклые в сторону мас-
сива крепи. В весьма неустойчивых и плывунных породах по-
перечному сечению выработок придают круглую или эллипти-
ческую форму.
Вертикальные выработки имеют круглую и реже прямо-
угольную форму поперечного сечения. Для вертикальных ство-
лов характерна, как правило, круглая форма поперечного се-
чения.
Площадь и форму поперечного сечения выработки в свету
определяют исходя из габаритов эксплуатируемого в ней обо-
рудования или транспортных средств, проходов для людей,
а также необходимых зазоров между контурами оборудования и
крепи и контурами самого оборудования.
Для передвижения людей в выработке оставляют проход
шириной не менее 0,7 м на высоте 1,8 м от тротуара, а при его
отсутствии от верха балластного слоя или почвы. Это требова-
ние относится к горизонтальным и наклонным выработкам, обо-
рудованных рельсовым, конвейерным и монорельсовым тран-
спортом. Исключение составляют места посадки людей в пасса-
жирские вагонетки, где ширина прохода должна быть не менее
59
Таблица 3.2
Выработки Минимальная площадь попереч- ного сечения в свету, ма Минимальная высота от почвы (головки рельсов) до крепи или размещенного оборудования, м
Главные откаточные и вентиляционные вы- 6 1.9
работки, людские ходки, предназначенные для механизированной перевозки людей Участковые вентиляционные, промежуточ- 6 1,8
ные, конвейерные и аккумулирующие штреки, участковые бремсберги и уклоны Участковые выработки, находящиеся в зо- 3,7 1,8
не влияния очистных работ, людские ход- ки, не предназначенные для механизиро- ванной перевозки людей Вентиляционные просеки, печи, косович- 1,5 Ограничена мощ-
ники и другие выработки ностью пласта
1 м, а также выработки, оборудованные монорельсовым тран-
спортом. С противоположной стороны от прохода оставляют
зазоры между транспортным оборудованием и крепью не менее
0,2 м в выработках с рельсовым транспортом и не менее 0,4 м
в выработках с конвейерным транспортом. Таковы же зазоры
между габаритами транспортных средств.
В наклонных выработках, оборудованных канатно-кресель-
ными дорогами и конвейером, зазор между осью каната и кон-
вейером должен быть не менее 1 м, а при использовании одной
канатно-кресельной дороги зазор между крепью или выступаю-
щей частью оборудования и осью каната — не менее 0,6 м.
В двухпутных выработках околоствольных дворов или ме-
стах маневровых и погрузочно-разгрузочных работ, у стацио-
нарных погрузочных пунктов производительностью 100 т/сут
и более, а также в однопутных околоствольных выработках
клетевого ствола проходы для людей должны быть по 0,7 м
с обеих сторон.
Минимальные значения площади поперечного сечения и вы-
соты выработок различного назначения приведены в табл. 3.2.
Для введенных в эксплуатацию до 1986 г. выработок допус-
каются следующие минимальные площади поперечного сечения
в свету: для главных откаточных и вентиляционных выработок,
закрепленных деревянной, сборной железобетонной и металли-
ческой крепью, — 4,5 м2, для тех же выработок, закрепленных
каменной, монолитной, железобетонной и гладкостенной сбор-
ной железобетонной крепью, — 4 м2 при высоте не менее 1,9 м
от почвы (головки рельсов) до крепи или размещенного в вы-
работке оборудования; для участковых вентиляционных, про-
60
межуточных и конвейерных штреков, людских ходков, участко-
вых бремсбергов, уклонов — 3,7 м2 при высоте не менее 1,8 м.
В горной промышленности применяют типовые сечения вы-
работок. Выбор типового сечения основан на определении ши-
рины выработки В (мм) на уровне верхней кромки подвижного
транспортного состава:
B = /n + ^pa + (fep—1)р + п,
где иг — зазор между крепью и подвижным составом, мм; £р —
число рельсовых путей, принимают один или два; а — ширина
подвижного состава, мм; р — зазор между контурами составов,
мм; п — ширина свободного прохода для людей, мм.
Вертикальные стволы с круглой формой поперечного сече-
ния имеют в свету диаметры от 5 до 8,5 м с интервалами 0,5 м.
Диаметр стволов зависит от их назначения, производственной
мощности шахты, габаритов подъемных сосудов и другого обо-
рудования, размещенных в стволе. Величины зазоров в стволе
регламентируются Правилами безопасности.
Выбранную площадь поперечного сечения выработки необ-
ходимо проверять на максимально допустимую скорость дви-
жения воздуха уд (м/с):
Q/(60SCB) Чд»
где Q — расход воздуха по выработке, м3/мин; SCB — площадь
поперечного сечения выработки в свету, м2.
Максимально допустимая скорость воздуха в горных выра-
ботках регламентируется Правилами безопасности. Она не
должна превышать в стволах, предназначенных для спуска и
подъема только грузов, 12 м/с, в стволах для спуска и подъема
людей и грузов, квершлагах, главных откаточных и вентиля-
ционных штреках, капитальных и панельных бремсбергах и ук-
лонах 8 м/с, в прочих горных выработках, проведенных по углю
и породе, 6 м/с, в призабойных пространствах очистных и ту-
пиковых выработок 4 м/с. При превышении этих значений не-
обходимо увеличивать площадь поперечного сечения вырабо-
ток или уменьшать подачу воздуха по ним.
3.3. ПРОЦЕССЫ И ОРГАНИЗАЦИЯ ПРОИЗВОДСТВА
ПРИ ПРОВЕДЕНИИ ВЫРАБОТОК
Проведение выработки включает выполнение основных и
вспомогательных производственных процессов. К основным
процессам относят отбойку угля, породы или горной массы, по-
грузку ее в транспортные средства или размещение в вырабо-
танном пространстве и крепление выработки. Вспомогатель-
61
ними процессами в выработках считают возведение временной
крепи, доставку крепежных материалов, рельсов или рештаков
конвейера, взрывчатых и других материалов, укладку рельсо-
вых путей, навеску вентиляционных труб, электрического ка-
беля или труб сжатого воздуха, устройство разминовок, тро-
туаров, сходен или лестниц, перил, проведение мероприятий по
предотвращению внезапных выбросов угля, породы и газа, де-
газации пласта, обеспыливанию шахтной атмосферы.
Производственные процессы при проведении выработок
в современной шахте в значительной степени механизированы.
Средства механизации проведения выработок подразделяют на
две большие группы:
машины, предназначенные для механизации отдельных про-
цессов и операций (отбойные молотки, перфораторы, сверла,
бурильные установки, погрузочные машины, средства призабой-
ного транспорта, а также оборудование для возведения крепи
и доставки материалов);
машины, механизирующие несколько процессов и операций
(проходческие комбайны, щиты, установки для бурения шахт-
ных стволов, комплексы оборудования для проведения выра-
боток комбайновым или буровзрывным способом).
По виду применяемой энергии горнопроходческие машины
бывают электрические, пневматические и гидравлические. Наи-
большее применение получил электрический привод.
На проведение горной выработки составляют проект, кото-
рый содержит технологическую схему проведения, форму и
размеры поперечного сечения выработки, схему размещения
проходческого оборудования, паспорта буровзрывных работ и
крепления выработки, схемы вентиляции, энергоснабжения, ос-
вещения и сигнализации, паспорт расчета норм выработки и
расценок, график организации работ, ведомости применяемого
оборудования и расхода материалов, смету стоимости проведе-
ния 1 м или 1 м3 выработки, а также технико-экономические
показатели. Проект выполняют в виде чертежей, схем и пояс-
нительной записки.
Если выработку проводят в пределах выемочного участка,
то составляют единый паспорт выемочного участка, проведе-
ния и крепления выработок. Паспорт разрабатывают на основе
прогнозных данных о горно-геологических условиях проведе-
ния выработки. Паспорт состоит из графической части и пояс-
нительной записки. Графическая часть включает данные горно-
геологического прогноза условий проведения выработки в от-
ношении элементов залегания, физико-механических и техноло-
гических свойств вмещающих пород и пласта, геологических
нарушений. Особо выделяют зоны повышенного горного давле-
ния, обводнения, наличия весьма неустойчивой кровли или
почвы.
62
Графическая часть паспорта содержит продольный и попе-
речный разрезы выработки в масштабах 1 : 100 или 1 : 50 с на-
несением: сечения и размеров выработки, ниш, сопряжений
с другими выработками, ее положения по отношению к пласту,
конструкции, размеров и деталей крепи, типа и размеров про-
ходческого и транспортного оборудования, вентиляторов мест-
ного проветривания с вентиляционными трубами, размеров во-
доотводных канав, тротуара, таблицы расхода крепежных ма-
териалов и графика организации работ. Графическая часть
паспорта содержит также схемы электроснабжения, транспорта
угля, породы, материалов и оборудования.
Разделами паспорта являются мероприятия по охране труда
и безопасности работ, включающие схемы вентиляции, разме-
щение противопылевого оборудования, мероприятия по конди-
ционированию шахтного воздуха и дегазации, схемы и пара-
метры мероприятий для предотвращения внезапных выбросов
угля, породы и газа, мероприятия по профилактике эндогенных
пожаров, борьбе с суфлярными выделениями метана, проры-
вами воды, глин, плывунов, схему пожарно-оросительной сети,
правила поведения людей в аварийных ситуациях.
Основные процессы в забое горной выработки могут выпол-
няться последовательно или совмещаться во времени. В первом
случае технологию проведения называют цикличной, во вто-
ром— поточной, т. е. обеспечивающей непрерывность про-
изводственных процессов в забое, за исключением регламен-
тированных ремонтных и подготовительно-заключительных
работ.
Основу цикличной технологии составляет проходческий
цикл — совокупность повторяющихся основных и вспомога-
тельных процессов, выполнение которых необходимо для под-
вигания забоя на определенную величину. Эта величина носит
название—подвигание за цикл. Время, в течение кото-
рого выполняют все процессы и операции, входящие в цикл,
называют продолжительностью цикла. Проведение
подготовительной выработки обеспечивают повторением цик-
лов. При ритмичной работе ежесуточно выполняют один или
несколько циклов. Все процессы в забое наносят на график
организации работ, в котором указано место процесса
или операции в общем цикле, его продолжительность и время
выполнения. Передовые проходческие бригады за счет совме-
щения процессов и сокращения потерь времени добиваются вы-
полнения от двух до восьми циклов в сутки.
В основе передовой организации труда при проведении гор-
ных выработок лежит бригадная форма, при которой заданный
объем работы выполняется бригадой. Оплата труда каждого
рабочего бригады производится в зависимости от личного тру-
дового вклада в результаты работы всей бригады. При такой
63
форме в бригаде широко используют совмещение профессий.
Скорость проведения выработки vMec (м/мес)
^мес = 1цПц№ р, д,
где /ц — подвигание забоя за ’ цикл, м; пц — число циклов
в сутки; Wp. д — число рабочих дней в месяце.
Нормативные скорости проведения составляют 160 м/мес
при комбайновом и 60 м/мес при буровзрывном способе.
КОНТРОЛЬНЫЕ ВОПРОСЫ
1. Какие бывают способы проведения горных выработок?
2. Что такое технологическая схема проведения выработок и каковы ее
разновидности?
3. Расскажите о формах поперечного сечения выработок.
4. Укажите минимально допустимые площади поперечного сечения вы-
работок.
5. Каковы основные и вспомогательные процессы в подготовительном
забое?
6. Каково содержание паспорта проведения и крепления горной выра-
ботки?
4. КРЕПЬ ГОРНЫХ ВЫРАБОТОК
4.1. ГОРНОЕ ДАВЛЕНИЕ И НАГРУЗКА НА КРЕПЬ ВЫРАБОТКИ
ПРИ ЕЕ ПРОВЕДЕНИИ
Горное давление определяет напряжения, действующие
в массиве. В нетронутом массиве вертикальные az и горизон-
тальные (или боковые) ох, ау напряжения связаны между собой
уравнением
(Ух == (Ту == ^^Tz»
где А — коэффициент бокового распора; a = v/(1—v) (v — коэф-
фициент Пуассона).
Для значений v = 0,l—0,4 напряжения в нетронутом массиве
Ох и Oz составляют 11—67 % вертикальных. Напряжения в мас-
сиве зависят от глубины залегания горных пород И (м):
а2 = Ю“вуЯ; (УХ = (ту = КИЪуЯ,
где у — средний удельный вес пород в массиве, Н/м3, который
принимают равным 24,5 кН/м3.
Например, на глубине 1000 м расчетное значение вертикаль-
ных напряжений в массиве равно 24,5 МПа, горизонтальных —
от 2,7 до 16,4 МПа. Однако в определенных условиях (плывун-
ные пески, пластичные глины, зоны перераспределенных на-
пряжений в пластичных породах и др.) напряжения в массиве
могут быть примерно равны во всех направлениях: ах = оу =
= —
64
Кроме того, установлено, что на глубоких горизонтах боко-
вые напряжения могут превышать вертикальные в 1,2—1,3 раза.
Массив горных пород является сложной геомеханической
системой в виду своей анизотропии — различия свойств по
направлениям. Поэтому реально действующие напряжения
в массиве могут существенно отличаться от расчетных, выпол-
ненных для однородной среды. Для определения фактических
напряжений в массиве и соответственно нагрузки на крепь вы-
работки используют реперные станции *, динамометры, датчики
напряжений, манометры.
В нетронутом массиве породы находятся в состоянии есте-
ственного равновесия. При их выемке равновесие массива нару-
шается и в окружающих выработку породах возникают раз-
личного рода добавочные напряжения. Для предотвращения
разрушающих деформаций вмещающих пород в выработке уста-
навливают крепь — специальную конструкцию из дерева, ме-
талла, бетона или другого материала, находящуюся в контакте
с вмещающими породами и воспринимающую давление горных
пород. Каждая крепь имеет определенную несущую способ-
ность — сопротивляемость разрушению.
Величина горного давления вокруг подготовительной выра-
ботки зависит от геологических и горнотехнических факторов.
К первым относят механические свойства пород, их угол паде-
ния, мощность, глубину залегания, нарушенность, обводнен-
ность, структурное строение, ко вторым — конструкцию и раз-
меры крепи, скорость проведения, срок эксплуатации и способ
охраны выработки.
Распределение напряжений в изотропной упругой среде, мо-
делирующей массив горных пород вокруг выработок, приведено
на рис. 4.1. Сжимающие напряжения обозначены знаком
«плюс», растягивающие — «минус». Графики получены при ус-
ловиях v<0,5 и Х<1. В массиве вокруг выработки в каждой
точке действуют тангенциальные oq и радиальные ог напряже-
ния. На контуре выработки круглой формы поперечного сече-
ния тангенциальные напряжения примерно вдвое больше на-
пряжений, действующих в нетронутом массиве, а радиальные
близки к нулю. Поэтому по фактору устойчивости вмещающих
пород круглая форма поперечного сечения выработки предпоч-
тительнее. С удалением от контура выработки вглубь массива
напряжения ае уменьшаются, а ог увеличиваются. В 3—20 м
от выработки они уравниваются с естественным (геостатиче-
ски м) давлением в массиве Считают, что зона повы-
шенных напряжений распространяется в массив от контура
* Репер — знак, закрепленный на местности или в породе и служащий
опорной точкой для определения положения других точек.
3 Заказ 7Л 758 65
Рис. 4.1. Распределение тан-
генциальных Gq и радиальных
Qr напряжений вокруг выра-
ботки круглой (а) и прямо-
угольной (б) форм попереч-
ного сечения
Рис. 4.2. Схемы к расчету гор-
ного давления вокруг выра-
ботки в слоистых (а) и сыпу-
чих (б) породах
выработки на расстояние, превышающее наибольшую ширину
выработки в проходке, не более чем в 3—5 раз.
Вокруг выработки прямоугольной формы поперечного сече-
ния растягивающие напряжения в почве и кровле составляют
0Р=Л1ВуЯ, а сжимающие по бокам выработки — асж=&2У#, где
k\ — коэффициент концентрации растягивающих напряжений,
показывающий, какую долю от геостатического давления со-
ставляет растягивающее напряжение, обычно Л1<0,1; |—ко-
эффициент длительной прочности пород, &2— коэффици-
ент концентрации напряжений при сжатии, в углах выработки
fe2>4—8, в боках — fe2=3—5.
Расчеты горного давления при проведении подготовитель-
ных выработок ведут на основе гипотезы сил, гипотезы дефор-
маций или опытных данных. При решении задач по определе-
нию горного давления используют теории упругости, пластич-
ности, ползучести и др.
Рассмотрим два характерных случая расчетов горного дав-
ления по гипотезе сил при проведении выработок в слоистых и
сыпучих (или слабосвязанных) мелкотрещиноватых породах
(рис. 4.2). Выработка может иметь прямоугольное, трапецие-
видное или сводчатое поперечное сечение. Высоту выработки
в проходке обозначим через h, максимальную ширину попереч-
ного сечения (пролет) — через 2а.
66
В слоистых породах (см. рис. 4.2, а) имеется такая ширина
обнажения слоя £уст, при которой он не разрушается. Эту ве-
личину называют устойчивым пролетом. Если LycT>2a, то вер-
тикальные напряжения на контуре выработки практически
равны нулю. При LycT<2a над выработкой образуется зона
обрушения высотой Ьс, Тогда вертикальные напряжения рв =
=у6с, где bc = a/f (f—коэффициент крепости пород).
В сыпучих породах в кровле выработки образуется свод
естественного равновесия пород или свод обрушения, а в бо-
ках— плоскости сползания боковых призм (см. рис. 4.2, б).
Между сводом естественного равновесия (пунктирная линия)
и контуром выработки находятся отделившиеся от массива по-
роды, которые оказывают давление на крепь. По М. М. Про-
тодьяконову (старшему), при неустойчивых породах с f^4 вы-
сота свода естественного равновесия пород
а пролет свода
2ai — 2 fa-j- h tg--0"^6
где a — полупролет выработки, м; h — высота выработки в про-
ходке, м; фб, Фк — углы внутреннего трения пород соответст-
венно в боках и кровле выработки, градус.
В расчете на 1 м длины выработки вертикальная состав-
ляющая горного давления (МПа)
р'в = 10 6укаЬ1,
а боковая составляющая (МПа)
р'б = ю-6 (2&х + Л) tg* 2 90~фб ,
2 2
гДе ук» уб — удельные веса пород соответственно в кровле и бо-
ках выработки, Н/м3.
Для выработок со сроком службы более одного года, прой-
денных в сыпучих породах, высота свода (м)
&х = 2а/Д
а при сроке службы менее года
6i = a/f.
Вертикальное давление (МПа) на крепь вертикальной гор-
ной выработки круглой формы поперечного сечения
рв — ЛМуЯнДн [1 + ОД (R— 3)],
3* 67
где п — коэффициент перегрузки, п= 1,25-г-1,5; пу— коэффици-
ент условий работы крепи, иу=24-2,75; пн — коэффициент не-
равномерности распределения нагрузки по периметру крепи,
пн=0,54-0,67; ри—нормативное давление на крепь, МПа; R—
радиус выработки в свету, м.
4.2. УСТОЙЧИВОСТЬ ВЫРАБОТОК
Устойчивость горной выработки — ее способность
сохранять форму и размеры поперечного сечения, заданные по
условиям эксплуатации. Выработка сохраняет устойчивость за
счет прочности вмещающих пород и крепи, которая создает ре-
активное сопротивление нагрузкам со стороны массива.
Различают два вида устойчивости выработок: устойчивость
незакрепленных и устойчивость закрепленных выработок. Ос-
новное условие устойчивости незакрепленной горной выработки
выражают в следующем виде:
Осж — (Уд 0,
где Осж — предел прочности породы на одноосное сжатие, МПа;
Од — главное максимальное напряжение, действующее на кон-
туре выработки, МПа.
При Осж<<Тд в окрестности выработки образуется область
предельного равновесия, и вмещающие породы считают неус-
тойчивыми.
Устойчивость обнаженной породы в выработке оценивают
по критерию напряженности незакрепленного участка
Пв = yHk2k3/(RсжпЮ.
где у — удельный вес пород, у=24,5 кН/м3; Н — глубина выра-
ботки от земной поверхности, м; — коэффициент концентра-
ции напряжений, для выработок трапециевидной и прямоуголь-
ной форм поперечного сечения ^2=3, для выработок сводчатой
и круглой форм ^2=2,75 при коэффициенте бокового распора
Х<1 и кг=2 при Х=1; кз— коэффициент, учитывающий влия-
ние соседних выработок на устойчивость пород, £3=1 при рас-
стоянии до ближайшей выработки /в более 15 м, fe3= 1,5 при
/,= 104-15 м, £3=2 при /, = 54-10 м и fc3=2,5 при /в<5; ₽Сж—
предел прочности пород при одноосном сжатии, кПа; т] — ко-
эффициент структурного ослабления пород, у,=0,44-0,8 при
расстоянии между трещинами в массиве, отнесенном к ширине
выработки вчерне, равном 0,2—0,5, и т)=0,14-0,4 при таком же
расстоянии, равном 0,07—0,2; £ — коэффициент, учитывающий
характер длительной прочности пород, £=0,94-1 для пород
с хрупким характером разрушения (прочные песчаники, извест-
няки и др.), £=0,64-0,8 для упругопластичных пород (аргил-
68
Таблица 4.1
Категория устойчивости пород Состояние устой- чивости пород Смещение пород на контуре выработки, м
осадочных (пес- чаники, аргил- литы, алевроли- ты, известняки, уголь, и др.) изверженных (граниты, диориты и др) соляных (силь- винит, карналлит каменная соль и др.)
I Устойчивое 0,05 0,02 0,2
II Среднеустойчивое 0,05—0,2 0,02—0,1 0,2—0,3
III Неустойчивое 0,2—0,5 0,1—0,2 0,3—0,5
IV Весьма неустойчи- вое 0,5 0,2 0,5
литы, алевролиты, уголь и др.), £=0,44-0,6 для глинистых
пород.
При /7,<1 породы устойчивые, при Пв=14-1,5— средней
устойчивости, при /7в=1,б4-3— неустойчивые, при /7В>3 —
весьма неустойчивые.
Если состояние монолитных пород устойчивое, то выработку
можно не крепить. Устойчивые трещиноватые и мелкослоистые
породы следует укреплять химическим путем или крепью в ме-
стах вывалообразования. В породах средней устойчивости, не-
устойчивых и весьма неустойчивых всегда необходима крепь.
Категорию устойчивости массива вокруг горизон-
тальной выработки устанавливают по измеренным смещениям
пород на контуре выработки (табл. 4.1).
Устойчивость закрепленных горных выработок тесно свя-
зана с деформациями системы массив — крепь. Напряжения,
возникающие на контакте крепи и массива в результате их си-
лового взаимодействия, называют нагрузкой на крепь.
Нагрузка на крепь может быть деформирующей и разру-
шающей.
Если породы деформируются упруго, а система массив —
крепь находится в устойчивом состоянии, то смещение пород-
ного контура (м) к моменту установления статического равно-
весия в системе порода — массив
ис = 3ct (<Уд—/>к) 7?э/(2Ео),
где а — параметр, характеризующий реологические свойства
породы и равный 1,5 для слабых глинистых сланцев, 1,3 для
крепких глинистых сланцев, 1,2 для песчанистых сланцев, 1,1
для песчаников; Оо — начальное значение равнокомпонентных на-
пряжений в нетронутом массиве, МПа; рк — реактивное сопро-
тивление крепи, МПа; Ra — эквивалентный радиус выработки
в проходке, м; Ео — начальный модуль деформации пород,
МПа.
69
Если известно начальное смещение контура незакрепленной
выработки до момента ввода крепи под нагрузку и0, то необхо-
димая конструктивная податливость крепи
*
Up = Uq — Uq.
Способы обеспечения устойчивости горных выработок под-
разделяют на активные, пассивные и комбинированные. К ак-
тивным способам относят способы охраны горных выработок —
совокупность мероприятий, обеспечивающих устойчивость гор-
ных выработок за счет изменения напряженного состояния мас-
сива. Различают до 17 способов охраны выработок, которые
включают расположение выработок в прочных породах, рацио-
нальную ориентировку выработок по отношению друг к другу
и к напластованию, искусственные способы снижения напряже-
ний в массиве и т. д. Пассивные способы — крепление горных
выработок путем установки крепей, обделок, образования
в массиве искусственно упрочненных зон. К комбинированным
способам относят поддержание выработок — комплекс меро-
приятий, направленный на сохранение эксплуатационных ка-
честв выработок в течение всего срока ее службы и включаю-
щий упрочнение массива, ремонт крепи, подрывку почвы, вы-
пуск породы, занимающий полезное сечение выработки, ее
перекрепление.
Несмотря на повышение за последние 15 лет несущей спо-
собности крепей горных выработок до 2 МПа, удельный объем
деформированных капитальных выработок практически не из-
менился. В условиях постоянного роста глубины горных работ
технически и экономически выгоднее сочетать эффективные
способы охраны выработок с рациональными конструкциями
крепей.
4.3. МАТЕРИАЛЫ ДЛЯ КРЕПЕЙ ГОРНЫХ
ВЫРАБОТОК
В качестве материалов для крепей горных выработок ис-
пользуют металл, бетон, железобетон, дерево, кирпич, пласто-
бетон, углепласт, стекловолокно и др. Любой из перечислен-
ных материалов имеет свою область применения, которая оп-
ределяется его свойствами и стоимостью.
Металл для шахтной крепи применяют в виде профиль-
ного проката. При изготовлении проката используют малоугле-
родистые и низколегированные стали. Металлический прокат
имеет форму двутавровых балок и балок специального профиля
СВП (рис. 4.3), а также швеллерных балок и рельсов. Профиль
СВП выпускают пяти типоразмеров массой соответственно 14,
17, 19, 22 и 27 кг/м. Он изготовляется из стали марки Ст. 5 или
низколегированных сталей.
70
Рис. 4.3. Двутавровый (а) и
специальный желобчатый (б)
профили металлической крепи
выработок
Кроме указанных профилей используют арматурную глад-
кую сталь и металлические тюбинги—сегменты, имеющие кри-
волинейную плиту (спинку) и ребра жесткости. Металлические
тюбинги изготавливают из серого чугуна или стали.
Вяжущие вещества используют для приготовления
искусственных каменных материалов. В качестве вяжущих при-
меняют цемент, гипсоцемент и синтетические смолы. Цемент
становится вяжущим только в соединении с водой. В зависимо-
сти от соотношения смешиваемых количеств воды и цемента,
оцениваемого по водоцементному отношению В/Ц, цементный
раствор обладает различными вяжущими свойствами. Марка
цемента означает предел прочности на сжатие образца в деся-
тых долях МПа, изготовленного из одной части цемента и трех
весовых частей песка, при В/Ц= 1 : 2,5.
Наиболее широко при креплении выработок используется
получаемый обжигом до спекания смеси известняка и глины
силикатный цемент — портландцемент марок 300, 400, 500 и
600. Период схватывания обычного портландцемента после сме-
шения с водой составляет от 45 мин до 12 ч. Для сокращения
времени схватывания к цементу добавляют 1,5—5 % хлори-
стого кальция, хлористого натрия и др. Синтетические смолы
в качестве вяжущих веществ применяют совместно с цементо-
бетонами. Такие композиции получили названия пластобетонов.
Наиболее широкое применение, особенно при креплении
капитальных выработок, находит бетон — искусственный ка-
менный материал, содержащий вяжущее, мелкий и крупный
заполнитель и воду. В качестве мелкого заполнителя исполь-
зуют песок без глинистых частиц, крупного — прочный гравий
или щебень. Песок и гравий называют инертными добавками.
Состав бетона определяют по содержанию весовых частей це-
мента, песка (А) и крупного заполнителя (Б) 1 : А: Б, а также
по отношению В/Ц.
71
При расходе на приготовление 1 м3 бетона менее 200 кг це-
мента бетон называют тощим, при расходе цемента 200—
250 кг — средним и при расходе цемента более 250 кг — жир-
ным. Для крепи горных выработок применяют в основном сред-
ние и жирные бетоны плотностью 2200—2300 кг/м3.
Прочностью бетона считают предел прочности на сжатие
кубического образца бетона размером 15X15X15 см при вре-
мени отверждения 28 сут, температуре 15—20 °C и относитель-
ной влажности 90—100 %. В шахтном строительстве исполь-
зуют марки бетона от 100 до 600 с интервалом через каждые
сто единиц.
Процесс укладки бетона хорошо поддается механизации на
основе использования бетоноукладчиков. При укладке бетон
принимает практически любую заданную форму. Высокая проч-
ность, монолитность, хорошее сцепление с окружающими поро-
дами делают бетон одним из основных материалов для крепле-
ния капитальных горных выработок и камер.
Жидкую смесь вяжущего с мелкими заполнителем (песком)
называют раствором. Раствор используют самостоятельно
для заделки швов или приготовления бетона.
Для интенсификации возведения бетонных крепей и сниже-
ния расхода крепежных материалов применяют торкретбетон
и набрызгбетон. Торкретбетон — смесь из цемента, взятого
из расчета 750 кг на 1 м3 водоцементного раствора, песчано-
гравийного заполнителя с крупностью‘зерен до 5 мм и воды.
Торкретбетон укладывают на укрепляемую поверхность выра-
ботки слоями толщиной 2—3 см каждый под давлением сжа-
того воздуха 0,2—0,3 МПа.
Набрызгбетон — смесь из цемента, взятого из расчета
400—450 кг на 1 м3 водоцементного раствора, гравийного за-
полнителя с крупностью частиц до 25 мм, и добавок, ускоряю-
щих отверждение (фтористый натрий и др.), в количестве
2—5 % от массы цемента и воды. Набрызгбетон уклады-
вают на поверхность выработки слоями общей толщиной
2—8 см
Железобетон — единый искусственный металлокамен-
ный материал, состоящий из бетона и металлической арматуры.
Изготавливают железобетонные конструкции путем установки
металлических элементов и последующей заливки их бетоном.
В качестве арматурных элементов используют круглую сталь
гладкого или периодического*профиля и арматурные канаты.
Расчетную нагрузку железобетон может воспринимать после
набора бетоном заданной прочности. Железобетонную крепь
изготавливают либо непосредственно в шахте (монолитная
крепь), либо на заводе железобетонных изделий (сборная
крепь). Для придания железобетонным элементам крепи повы-
шенных прочностных свойств металлическую арматуру пред-
72
»
варительно подвергают растяжению, а затем заливают бетоном.
Железобетонные крепи воспринимают не только сжимающие,
но и растягивающие напряжения.
Лесные материалы широко используют для крепле-
ния горных выработок, имеющих ограниченный срок скужбы
(до 2—3 лет). Однако известны случаи, когда в сухих выработ-
ках при небольшом горном давлении деревянные крепи, пропи-
танные антисептиками, служили свыше 10 лет. Для крепления
выработок используют сосну, ель, пихту, кедр и лиственницу.
Наибольшее распространение имеет сосна. Лесные материалы
в шахте применяются в виде бревен, стоек и пиломатериалов.
Бревна — круглый лес диаметром не менее 12 см и длиной 2—
9 м. Стойка — ошкуренный круглый лес диаметром от 7 до
34 см и длиной от 0,5 до 7 м. Пиломатериалы (распилы, брусья,
доски и горбыли) получают путем распиловки бревен на пило-
рамах. Несущая способность лесных крепежных материалов
невелика. Их удельное сопротивление на растяжение состав-
ляет в среднем 10 МПа, на сжатие—13 МПа.
Для возведения шахтных крепей используют также кир-
пич марки 150 и 175 и бетониты — бетонные камни из
обычного или силикатного бетона и из доменных шлаков.
Марка бетонитов — не ниже 150. Плотность кирпича в кладке
в шахте принимают не менее 1800 кг/м3.
Достоинства металла — прочность, огнестойкость, долговеч-
ность и возможность повторного использования, недостатки —
значительная стоимость и подверженность коррозии. Достоин-
ством каменных, бетонных и железобетонных материалов яв-
ляется их высокая прочность на сжатие. Процесс укладки
бетона и железобетона хорошо поддается механизации. Недо-
статок заключается в малом сопротивлении на растяжение. До-
стоинства деревянных материалов — легкость подгонки к форме
выработки и наличие предупредительных признаков перед раз-
рушением, недостатки — невысокая прочность, низкий процент
повторного использования, подверженность гниению.
4.4. КРЕПЬ ГОРИЗОНТАЛЬНЫХ И НАКЛОННЫХ ВЫРАБОТОК
Металлические крепи. Для крепления горизонтальных и на-
клонных выработок, служащих 3—15 лет, наибольшее распро-
странение получили металлические крепи. Ими закреплено бо-
лее 50 % общей протяженности горизонтальных выработок. При
сроке службы выработки менее 3 лет обязательным является
извлечение крепи до 70—85 %.
Металлическая крепь может быть жесткой и податливом.
Жесткая конструкция практически не меняет свои форму и раз-
меры, воспринимает давление вмещающих пород до тех пор,
пока напряжения в системе массив — крепь не превысят несу-
73
a
Рис. 4.4. Арочная (а), кольцевая (б) и трапециевидная (в) рамные жесткие
крепи
щей способности крепи. Податливая крепь меняет форму и
размеры в процессе ее нагружения. Податливость металличе-
ских крепей обеспечивают за счет смещения элементов или
звеньев крепи в местах их соединения.
В выработках со сроком службы более 3 лет и в зонах уста-
новившегося горного давления применяют металлическую
жесткую рамную крепь (рис. 4.4). Для арочной жесткой
рамной крепи (см, рис. 4.4, а) используют двутавровые
балки от № 14 до № 20а и рельсы массой от 24 до 43 кг/м.
Арочную рамную крепь устанаЬливают в выработках с устано-
вившимся давлением при непучащих породах в почве. Типо-
размер серийной жесткой арочной крепи обозначают от АЖ-5
до АЖ-11,3, где число указывает площадь поперечного сечения
в свету (м2).
При давлении на крепь не только со стороны кровли и бо-
ков выработки, но и со стороны почвы (пучащие породы, плы-
вуны, сыпучие породы, зоны геологических нарушений и т. д.)
применяют кольцевую жесткую крепь (см. рис. 4.4,6).
Кольцевую раму изготавливают обычно из двутаврового про-
филя с внутренним диаметром кольца от 2,4 до 3,94 м. Кольцо
состоит из трех-четырех звеньев. Звенья соединяют соедини-
тельными планками и болтами.
При необходимости плоского перекрытия кровли устанавли-
вают трапециевидную жесткую рамную крепь
(см. рис. 4.4, в).
Для обеспечения контакта рамной крепи с вмещающими
породами закрепное пространство заполняют отбитой породой
или твердеющим материалом (фосфогипс, природный ангидрит,
песчаноцементная смесь и др.)- Между рамами крепи для при-
дания ей устойчивости устанавливают распорки. Если между
74
Рис. 4.5. Трехзвенная (а), пятизвенная (б)
и кольцевая (в) податливые
рамные крепи
рамами оставляют промежуток, то такое крепление называют
креплением вразбежку. При установке каждой рамы
вплотную к соседней крепление называют креплением
всплошную. Для предотвращения вывалов породы из
кровли или боков выработки при креплении вразбежку за рамы
крепи закладывают параллельно продольной оси выработки
затяжку в виде деревянных досок, горбылей, железобетон-
ных пластин, металлических рештаков или стеклопластиковых
рулонов.
Металлическую податливую рамную крепь типа АП (рис.
4.5) в выработках, находящихся как в зоне влияния очистных
работ, так и в зоне установившегося горного давления. Наи-
75
большее распространение получила податливая металлическая
крепь в виде многозвенных арочных рам.
Трехзвенную арочную крепь АП-3 изготовляют из
спецпрофиля СВП. Рама крепи состоит из верхняка /, двух
стоек 2 и замков 3. Замок арочной крепи представляет собой
соединение верхняка и стойки внахлестку на длину до 0,4 м
с зажатием их в интервале 0,2 м двумя хомутами 4, планками
5 и гайками 6. Верхняк укладывают так, чтобы внешняя по-
верхность его желоба входила во внутреннюю поверхность же-
лоба стойки. Рамы устанавливают в плоскости, перпендикуляр-
ной к почве выработки, и удерживают их в этом положении
межрамными стяжками 7 и распорками 8. Для придания устой-
чивости раму укрепляют клиньями 9. Податливость крепи обес-
печивается перемещением верхняка относительно стоек в зам-
ках крепи. Сопротивление крепи регулируют путем затяжки
хомутов. Трехзвенная крепь обеспечивает податливость при
смещениях кровли до 0,3 м.
При необходимости иметь большую податливость приме-
няют пятизвенную арочную крепь.
В выработках, пройденных по тонким крутым пластам, сме-
щения пород кровли бывают направлены под углом к ее верти-
кальной оси, что приводит к активному деформированию обыч-
ной арочной крепи. В этих случаях применяют податливые
крепи ПАК-2 несимметричной формы с податливостью по нор-
мали к пласту более 0,5 м или арочную крепь направленной
податливости типа КАНП, в которой предусмотрен шарнирный
изгиб крепи в одном из замков.
Арочные податливые крепи АКП-3 или АКП-5 отличаются
от таких же конструкций АП-3 и АП-5 расположением открытой
части спецпрофиля звеньев в сторону выработки, формой скоб
и меньшей величиной нахлестки звеньев.
Для арочных крепей тип спецпрофиля выбирают в зависи-
мости от площади поперечного сечения выработки в свету
после осадки крепи SCB: СВП-14 и СВП-17 для SCB<7 м2;
СВП-19 и СВП-22 для SCB = 74-10 м2; СВП-27 и СВП-33 для
SCB> 10 м2.
Расстояние между арками принимают равным от 0,5 до
1,25 м. Максимально допустимое расстояние между рамами
/тах (м) рассчитывают по формуле
/щах = Р а//(40о2рп),
где ра — несущая способность арки, кН; f — коэффициент кре-
пости вмещающих пород; а—полупролет выработки в про-
ходке, м; рп — плотность вмещающих пород, т/м3.
Несущую способность арки принимают исходя из типа спец-
профиля.
76
Тип спецпрофиля.......................
Несущая способность арки при режиме ра-
боты крепи, кН:
до исчерпания податливости..........
после исчерпания податливости . . .
СВП-14 СВП-17 СВП-19
110—130 140—150 160—170
230—240 250—260 270—280
Продолжение
Тип спецпрофиля..........................СВП-22
Несущая способность арки при режиме ра-
боты крепи, кН:
до исчерпания податливости .... 180—190
после исчерпания податливости . . . 290—300
СВП-27
200—220
310—350
СВП-33
230—250
360—400
В горизонтальных выработках, расположенных на наклонных
пластах, значения Р& следует уменьшать в 1,22—1,25 раза.
Арочные крепи АП-3 и АКП-3 применяют в горизонтальных
и наклонных (до 30°) одно- и двухпутных выработках, пройден-
ных по пластам мощностью до 1 м, крепи АП-5 и АКП-5—
в выработках, пройденных по пластам мощностью более 1 м
с углом наклона до 25° и при смещениях, больших 300 мм. Ус-
танавливают рамные крепи вручную, крепеустановщиками
КПМ-8 или КПУ-2 и подъемниками ППВ и ПТК.
Кольцевую податливую рамную крепь типа КП
используют в горизонтальных и наклонных (до 45°) выработ-
ках в случае значительного всестороннего горного давления на
крепь и при залегании в почве пучащих пород.
Бетонные, железобетонные и каменные крепи. В капиталь-
ных горных выработках, расположенных вне зоны влияния
очистных работ в породах с коэффициентом крепости /=14-9,
применяют монолитную бетонную и железобетонную крепи.
Разработаны следующие унифицированные типовые сечения
выработок, закрепленных монолитной бетонной крепью: с вер-
тикальными стенками и сводчатым перекрытием (рис. 4.6, а),
подковообразной формы (рис. 4.6, б), подковообразной формы
с обратным сводом (рис. 4.6, в) и цилиндрической формы (рис.
4.6, г). Первое сечение используют при значительном верти-
кальном давлении в породах с /=34-9, второе —при значитель-
ном давлении сверху и боков в породах с /=14-2; третье и чет-
вертое— в пучащих породах при расчетном давлении 0,35—
0,5 МПа. При возведении крепи из монолитного бетона уста-
навливают опалубку, заливают вначале фундамент, затем стены
и в последнюю очередь свод. Работы по бетонированию ведут
на участке, длина которого зависит от технологической схемы
проведения выработки. Для разделения процессов выемки гор-
ной массы в забое и крепления выработки бетонную крепь воз-
водят с отставанием от забоя на расстояние до 20 м. Толщину
стенок крепи обычно принимают равной 0,25—0,35 м.
При креплении выработок все шире применяют безопалу-
бочные виды бетонирования — набрызгбетонирование и тор-
77
J
Рис. 4.6. Формы поперечного сечения выработок, закрепленных монолитной
бетонной крепью:
1 —* фундамент; 2 — стенки; 3 — прямой свод; 4,— обратный свод
кретбетонирование, при которых слой бетона на поверхность
выработки наносят с помощью специальных машин. Набрызг-
бетонную крепь используют как самостоятельную крепь в вы-
работках, расположенных в породах с коэффициентом крепости
/>6. При меньшем коэффициенте крепости она сочетается
с металлической сеткой, арками или анкерной крепью.
Железобетонные крепи применяют в горных выработках со
сроком службы более 3—5 лет (капитальные квершлаги,
штреки, бремсберги и уклоны, камеры, сопряжения капиталь-
ных выработок). Железобетонные крепи хорошо воспринимают
как сжимающие, так и растягивающие нагрузки при неболь-
ших (до 70 мм) смещениях пород.
К достоинствам железобетонных и бетонных монолитных
крепей относят высокую прочность и длительный срок службы,
к недостаткам — значительную стоимость работ по креплению,
невозможность повторного использования, наличие периода,
в течение которого крепь набирает расчетную несущую способ-
ность.
Сборные железобетонные крепи менее трудоемки в про-
цессе крепления, сразу после монтажа могут воспринимать рас-
четную нагрузку, отличаются огнестойкостью, долговечностью,
пониженным расходом металла. Конструкция сборных железо-
бетонных крепей бывает двух основных типов: рамной и
сплошной.
На рис. 4.7 показана конструкция рамной арочной железо-
бетонной крепи. Каждый элемент сборной крепи имеет массу
не более 120 кг. Межрамные промежутки затягивают железо-
бетонными металлическими (в виде решеток) или деревянными
антисептированными и стеклотканевыми затяжками.
Сплошные сборные крепи изготавливают из блоков, панелей
или тюбингов. Из тюбингов состоит, например, сборная желе-
зобетонная крепь ГТК конструкции КузНИИшахтостроя, кото-
рую применяют в горизонтальных и наклонных (до 25°) капи-
тальных выработках со сроком службы не менее 5 лет, прове-
денных в породах с коэффициентом крепости f=3-=-6. Ширина
78
Рис. 4.7. Железобетонная сборная шарнирная арочная крепь для одно- (а)
и двухпутных (б) выработок
железобетонного тюбинга составляет 0,75 м, масса до 530 кг.
Тюбинги устанавливают с использованием тюбингоукладчика
ТУ-2Р или крепеукладчика УТ-1Н. Площадь поперечного сече-
ния выработок 8—26 м2 в свету. Применяют также сплошные
тюбинговые железобетонные крепи КТАТ и КТАМ конструкции
ВНИИОМШС. Тюбинговые крепи хорошо зарекомендовали
себя в капитальных выработках, находящихся вне зоны влия-
ния очистных работ, на глубоких горизонтах шахт при сред-
них и высоких значениях горного давления и непучащих по-
родах.
При возведении каменных крепей поперечному сечению вы-
работок придают сводчатую и реже кольцевую формы. При
сводчатой форме расстояние по вертикали от пят до замка
свода называют подъемом свода. Свод называют пониженным,
если его подъем меньше полупролета выработки, циркульным,
если подъем свода равен полупролету, и повышенным при
подъеме, большем полупролета. Каменную крепь возводят из
штучных камней на растворе, состоящем из одной части це-
мента и трех частей песка. Закрепное пространство заполняют
породой, заливают тощим раствором (одна часть цемента на
пять-семь частей песка).
Деревянная крепь. Деревянную крепь применяют в выработ-
ках, имеющих срок службы до 2—3 лет, как в зонах влияния
очистных работ, так и вне этих зон, при давлении на крепь до
70 кПа.
Деревянную крепь устанавливают в виде неполных (рис.
4.8, а, в, д, е) или полных (рис. 4.8, б, г) крепежных рам. Пол-
ная рама отличается от неполной наличием лежня по почве.
Форма поперечного сечения выработки, закрепленной деревян-
• ной крепью, бывает правильной трапециевидной (см. рис. 4.8,
79
Рис. 4.8. Формы поперечного сечения выработок, закрепленных деревянной
крепью:
/ — верхняк,. 2 — затяжка; 3 — клин; 4 — стойка; 5 — водоотводная канавка; 6 — рельсы;
7 — лежень
а, б), неправильной трапециевидной (см. рис. 4.8, в, е) и пря-
моугольной (см. рис. 4.8, д, е). Неправильную трапециевидную
форму выработке придают в тех случаях, когда ее проводят по
простиранию наклонного или крутого пласта и возникает необ-
ходимость в установке верхняка (см. рис. 4.8, в) или стойки
(см. рис. 4.8, г) под кровлю пласта без ее подрывки.
Стойки рамы обычно устанавливают под углом 80—85°
к почве с заглублением в лунку на глубину 20—25 см. Диаметр
стоек и верхняка принимают в зависимости от нагрузки на
крепь в пределах 0,16—0,34 м. Для обеспечения податливости
крепи концы стоек, обращенные к почве, заостряют.
В выработках, пройденных под углом к горизонту до 10°,
крепежные рамы расклинивают только в замках. При углах на-
клона выработок 11—20° рамы укрепляют распорками, которые
устанавливают между замками, а стойки заглубляют в лунки.
При углах наклона 21—30° распорки устанавливают как между
верхними замками, так и понизу. При углах 31—45° рамы уста-
навливают на лежни. При больших углах через каждые 5—Юм
устанавливают венцы — рамы, врезанные концами во вме-
щающие породы.
Анкерная крепь. Анкером называют штангу, закрепленную
в шпуре или скважине и обеспечивающую повышение связан-
ности слоев пород друг с другом, а анкерной крепью — систему
анкеров и вспомогательных поддерживающих элементов. Ан-
керную крепь применяют при наличии в кровле мощных слабо-
трещиноватых пород или слоя слабых пород мощностью до
1,5—2 м, над которым залегает мощный слой крепких пород.
Анкерная крепь поддается извлечению.
Известно более 200 конструкций анкеров. По материалу ан-
керы бывают металлические, деревянные, железобетонные и
полимерные. Первые два вида чаще применяют для крепления
кровли и боков выработок, вторые два — для крепления почвы.
В массиве анкер может быть закреплен или в донной части
шпура замком (металлический, деревянный, полимерный), или
по всей длине анкера (железобетонный, полимерный). Наи-
большее распространение в угольных шахтах получили анкеры
ШК, АК-8, АД-1, АР-1, ЭС-1.
На рис. 4.9, а приведена конструкция металлического
анкера АД-1, предложенного ДонУГИ. Анкер состоит из
, гайки Л клиньев 2 и 3, стержня штанги 4, опорной плитки 5 и
натяжной гайки 6. При установке стержень с навинченными
гайкой / и клином 2 подают в шпур. Затем нижний клин 3 на-
двигают в шпуре на верхний клин ударами по надетой на стер-
жень трубе. После предварительного закрепления клинового
замка его затягивают путем вращения стержня за квадратный
хвостовик. Затем на хвостовик навешивают опорную плитку и
прижимают ее гайкой 6 к кровле.
81
лЛ по
Ч
Анкер:
б момент
установки
б работе
Рис. 4.9. Металлический замковый АД-1 (а), сталеполимерный (б) и желе-
зобетонный (в) анкеры
Штанги металлических анкеров изготавливают из круглой
стали диаметром 16—25 мм и длиной до 3 м. Металлическая
анкерная крепь хорошо зарекомендовала себя в полевых вы-
работках со сроком службы до двух лет, пройденных вне зоны
влияния очистных работ по породам с коэффициентом крепости
f=4-—9. Находит применение анкерная крепь при выемке угля
или сланца в камерах для крепления пролетов между цели-
ками. Часто анкеры используют в сочетании с другими видами
крепи.
Сталеполимерный анкер конструкции ИГД им.
А. А. Скочинского (рис. 4.9, б) предусматривает закрепление
металлической штанги в шпуре с помощью полимерного со-
става. Первоначально в шпур помещают большую полиэтиле-
82
новую ампулу /, наполненную полимерным составом (смолой)
и песком и содержащую ампулу с отвердителем. Длина ампулы
0,35—0,5 м и диаметр 22—36 мм. Затем в шпур при помощи
перфоратора или сверла посылают штангу 2, изготовленную из
стали периодического профиля диаметром 18—25 мм и снаб-
женную уплотнительной манжетой 3. При вращении и нажиме
штанги обе ампулы разрываются, растворы смешиваются и за-
твердевают в шпуре в течение 1 ч. Затем в стержне создают
гайкой 5 через плитку 4 натяжение с усилием 35—60 кН. Несу-
щая способность сталеполимерного анкера оценивается при-
мерно 140 кН.
Для укрепления почвы используют железобетонные
анкеры (рис. 4.9, в). В шпур 1 помещают стержень 2 из ар-
матурной стали периодического профиля диаметром 16—22 мм,
а затем заливают шпур цементно-песчаной смесью. Для смеси
используют быстросхватывающие цементы марок 400—600 или
портландцемент, а также песок фракцией не более 5 мм. На
одну часть цемента расходуют одну-две части песка. При не-
обходимости создания первоначального распора 30—40 кН хво-
стовик анкера делают с резьбой. После отверждения раствора
на него одевают опорную плитку 3 и затягивают гайкой 4.
Обычно затяжку железобетонных анкеров производят через 2—
3 суток после заливки раствора.
При необходимости установки железобетонного анкера
в кровле применяют нагнетательную машину ПН-1, а устье
шпура забивают пробкой или клиньями для предотвращения
вытекания раствора.
Плотность установки анкеров saH (1/м2) в кровле выработки
$ан — </нПп/Р
ан,
где — нормативное давление на крепь со стороны свода об-
рушения, МПа; Пп — коэффициент перегрузки, пп=1,2; Ран —
несущая способность анкера или его замка, МН.
При расположении анкеров по квадратной сетке расстояние
(м) между ними в ряду
1/$ан -
Длина анкера в кровле (м)
^ан — Ц- /зг Ч- Ini
где Ь\ — высота свода обрушения над выработкой м; /зг— за-
глубление анкера в устойчивый прочный слой пород, /зг—0,3ч-
-4-0,4 м; /п — длина выступающей части анкера в выработке,
/п = 0,05 м при установке плиток и /п = 0,2 м при навеске под-
хватов.
Комбинированная и смешанная крепи. Комбинированной
называют крепь, состоящую из анкеров и подпорной крепи.
83
Примером комбинированной крепи может служить крепь из
анкеров и набрызгбетона. В этом случае длина анкера (м)
^ан = Я,
где Bi — ширина выработки вчерне, м; / — коэффициент крепо-
сти укрепляемых пород; к — коэффициент запаса; при .Si ^3,5 м
№=0,44-0,5, при Si = 3,5 к=0,154-0,2.
Толщину набрызгбетонной крепи принимают равной 2—6 см.
Предел прочности на растяжение для набрызгбетона состав-
ляет 1—1,6 МПа.
Комбинированная крепь КузНИИшахтостроя состоит из ан-
керов и металлических арок (рис. 4.10). Анкеры устанавли-
вают после возведения рамной крепи и соединяют их друг
с другом полосовыми стяжками. Применяют такую крепь в го-
ризонтальных и наклонных выработках, подверженных влия-
нию очистных работ.
Смешанной называют крепь, несущие элементы которой вы-
полнены из различных крепежных материалов. Широко приме-
няют при проведении выработок с поперечным сечением трапе-
циевидной формы смешанные крепи, состоящие из круглых,
прямоугольных или трапециевидных в сечении железобетонных
стоек и металлических верхняков из спецпрофиля, двутавровых
балок или рельсов (рис. 4.11). Для верхняка используют спец-
профиль (от СВП-14 до СВП-27) или двутавровые балки
(№ 16—20).
Жесткие смешанные железобетонно-металлические крепи
применяют в горизонтальных и наклонных (до 25°) выработках
со сроком службы более 3 лет, проводимых по тонким и весьма
тонким пластам вне зоны влияния очистных работ. Не реко-
мендуется устанавливать такую крепь в выработке, располо-
женной по простиранию пласта при его угле падения более 12°,
а также при пучащих породах и значительном боковом дав-
лении.
На сопряжении выработок применяют смешанные крепи,
состоящие из железобетонных или деревянных стоек и метал-
лических двутавровых или рельсовых верхняков.
Затяжка. Затяжку укладывают над верхняками и за стой
ками рамной крепи. Затяжка может отсутствовать, если окру-
жающие породы весьма устойчивы. Для затяжки используют
распилы, горбыли, железобетонные пластины, металлические
решетки, корытообразный или гофрированный прокат, рулонные
стеклопластиковые ограждения. Несущая способность деревян-
ных затяжек составляет от 12 до 85 кПа (срок службы до двух
лет), железобетонных — 20—50 кПа, металлических решетча-
тых— 85 кПа.
В последние годы получили распространение стеклопласти-
ковые затяжки. Они изготовляются из рулонных стеклопласти-
84
Рис. 4.10. Комбинированная крепь из
а — сечение выработки; б — стяжка
анкеров и металлических арок:
Рнс. 4.11. Рамная смешанная крепь:
о - вид в выработке; б - металлический верхняк; 1 - железобетонные стойки; 2 - верх
Рис. 4.12. Временная консольная предохранительная крепь:
1 — арка постоянной крепи; 2— балка (монорельс); 3—подвесная скоба; 4—ролик;
5 — трос лебедки; 6 — раздвижное устройство; 7 — раздвижной цилиндр,; 8 — выдвиж-
ная предохранительная секция временной крепи
ковых материалов на основе синтетических материалов ВПР-10
или ТСЖ-0,7. В выработку такую затяжку доставляют в виде
рулона из полосы длиною 50 м и шириною 0,8—1 м.
Временные крепи. Временная крепь служит для предотвра-
щения обрушения пород кровли непосредственно после их об-
нажения и во время возведения постоянной крепи. После уста-
новки постоянной крепи временную убирают.
Временные крепи делят на предохранительные и поддержи-
вающие. Первые служат в основном для предотвращения трав-
мирования людей в забое, вторые — для удержания кровли от
обрушения.
Широкое распространение получили предохранительные
консольные крепи, принцип действия которых заключается
в выдвижении защитных секций и временного перекрытия
кровли из-под постоянной крепи в рабочей зоне забоя. В кон-
сольной предохранительной крепи конструкции ВНИИОМШС
(рис. 4.12) три металлические сетчатые секции надвигают на
забой с помощью лебедки. Перемещение секций осуществляют
по балке (монорельсу), а удержание в раскрытом состоянии —
телескопическими устройствами.
Поддерживающие временные крепи состоят из стоек и верх-
няков или анкеров с подхватами. В качестве опорных элемен-
тов используют металлические (ВК-8) и гидравлические (ГС-3)
раздвижные стойки. Анкеры или штыри заделывают в боковые
породы на глубину до 1 м на расстоянии 0,1—0,15 м от кровли.
При возведении рамной постоянной крепи длина участка
установки временной предохранительной крепи не должна пре-
вышать 3 м. На начало нового проходческого цикла отставание
рамной постоянной крепи от забоя не должно превышать шага
ее установки. При возведении в выработке бетонной, железобе-
тонной или каменной крепи участок, закрепленный временной
крепью, может иметь длину 20—60 м.
4.5. КРЕПЬ ВЕРТИКАЛЬНЫХ ВЫРАБОТОК
Вертикальные стволы имеют длительный срок службы,
иногда одинаковый со сроком службы шахты. В связи с этим
их крепь должна обладать высокой надежностью и быть эко-
номичной.
Крепь ствола или другой вертикальной выработки является
грузонесущей, а в ряде случаев и гидроизолирующей конструк-
цией. Трудоемкость ее возведения составляет до 40%, а стои-
мость— до 60 % соответственно от общей трудоемкости и стои-
мости проведения ствола. Для крепления стволов применяют
монолитный бетон, железобетон, тюбинги из железобетона, чу-
гунные и стальные крепи. При сроке службы менее 10 лет
в благоприятных гидрогеологических условиях используют де-
ревянные крепи.
Вертикальный ствол (рис. 4.13) имеет устье /, основную
часть 2, сопряжение ствола с околоствольным двором <3, зумпф
4 и опорные венцы 5. Устье состоит из оголовка, средней части
и опорного венца. Оно имеет увеличенную толщину крепи
(0,6—0,9 м) из-за действия повышенных нагрузок. Зумпф слу-
жит в основном для сбора выделяющейся в стволе воды и кус-
ков горной массы, выпадающих из подъемных сосудов при их
погрузке и разгрузке. Для равномерного распределения на-
грузки на крепь ее по высоте разделяют на звенья длиной от
4 до 40 м. На нижней границе каждого звена устраивают
венцы. Отклонение стенок ствола круглого поперечного сечения
от вертикальной оси по радиусу для монолитной бетонной или
железобетонной крепи не должно превышать ±50 мм, для тю-
бинговой— ±30 мм. В пройденный и закрепленный ствол глу-
биной до 800 м приток воды должен быть меньше 5 м3/ч.
С дальнейшим углублением ствола на каждые 100 м прирост
водопритока допускается не более 0,5 м3/ч.
При круглом поперечном сечении ствола, пройденного в ус-
тойчивых породах, толщину монолитной бетонной крепи из бе-
тона марки 150 принимают равной не более 200 мм или заме-
няют ее набрызгбетонной. В породах средней устойчивости и
неустойчивых применяют бетон марки 200 и выше, а толщину
крепи увеличивают, но не более чем до 500 мм. Для приготов-
ления бетонной смеси применяют портландцемент или шлако-
портландцемент марки 400—500. При притоке в ствол агрес-
сивных вод используют сульфатостойкий портландцемент. Пе-
сок для бетонной смеси берут крупностью от 0,14 до 5 мм с со-
держанием глинистых частиц не более 3%. Крупность запол-
87
Рис. 4.13. Схема крепления вертикального ствола бетонной крепью (а) при
одноконусном (б), двухкоиусном (в) и комбинированном (г) венцах
Рис. 4.14. Тюбинговая крепь из угле-
пласта:
/ — углепластовый тюбинг; 2 — гезенк; 3 —
опора
нителя не превышает, как правило, 40 мм. В бетонную смесь
вводят также ускорители отверждения, пластификаторы и гид-
роизоляционные добавки.
Для укладки монолитной бетонной крепи возводят опалубку,
которая имеет форму поперечного сечения ствола. При круглой
форме поперечного сечения применяют цилиндрическую опа-
лубку. Опалубку изготовляют из каркаса и листов металла тол-
щиной 8 мм в виде створок или секций.
Бетонную смесь за опалубку подают по бетонопроводу: при
строительстве нового ствола — с поверхности, при углубке —
с подземного бетонного узла.
Часовой расход бетонной смеси (м3/ч)
Об. С — Vy. б^Оп/^б,
где Vy. б — удельный объем бетона на 1 м ствола, м3; Лоп — Ра-
бочая высота опалубки, м; — продолжительность укладки бе-
тона по графику организации работ, ч.
Монолитная железобетонная крепь ствола требует на 1 м3
бетона до 120 кг арматуры. При этом применяют жирный бе-
тон марки 250 и выше.
В последнее время для крепления вертикальных выработок
применяют также набрызгбетон толщиною до 0,3 м, что повы-
шает производительность труда при креплении в 2—2,5 раза.
В сложных горно-геологических условиях (высокие нагрузки
на крепь, значительные водопритоки, отрицательная темпера-
88
тура окружающих пород) для крепления вертикальных выра-
боток используют железобетонные или чугунные тюбинги. Же-
лезобетонные тюбинги конструкции ВНИИОМШСа и типа СТК
выдерживают давление до 0,4 МПа, чугунные — до 1,2 МПа.
Их устанавливают в стволах диаметром 4,5—8 м. Установка
тюбингов требует высоких трудозатрат и характеризуется боль-
шой долей ручного труда, в связи с чем их применение огра-
ничено.
Для крепления вертикальных восстающих выработок диа-
метром до 1 м КузНИУИ разработал тюбинговую сегментную
крепь из углепласта (рис. 4.14). Крепь представляет собой
кольца, собранные из шести секций каждое и устанавливаемые
друг на друге с последовательным сдвигом по отношению
к вертикальным стыкам нижележащих колец. Толщина кольца
75 мм, высота 0,3 м, масса одного тюбинга до 15 кг, масса 1 м
крепи до 255 кг, несущая способность — до 1,4 МПа.
Деревянную крепь применяют для крепления шурфов и ге-
зенков. Она представляет собой венцы, укладываемые один на
другой,— сплошная венцовая крепь (рис. 4.15). В разведочных
шурфах с весьма малым сроком службы или в устойчивых по-
родах венцы укладывают через интервалы — крепь на стойках.
Непосредственно в забое устанавливают подвесную венцовую
крепь, которая представляет собою подвешенные на металли-
ческих подвесках венцы. Через 3—8 м при сплошной крепи и
через 15—20 м при подвесной крепи возводят опорные венцы.
Вертикальные выработки обычно служат для нескольких
целей. Поэтому их поперечное сечение разделяют на отделения:
грузовые для движения подъемных сосудов, лестничные для
передвижения людей и вспомогательные для прокладки кабе-
лей и трубопроводов.
Армировка ствола — конструкции для направления
движения подъемных сосудов, перемещения людей и прокладки
труб и кабелей. К армировке относят расстрелы — горизонталь-
ные поперечные брусья или балки, проводники (направляю-
щие) — вертикальные продольные рельсы, брусья или спецпро-
филь, лестничные полки, лестницы, обшивку лестничных отде-
лений; скобы и кронштейны для крепления труб и кабелей. Рас-
стрелы и проводники относят к основным армирующим элемен-
там (рис. 4.16).
В качестве расстрелов применяют в основном двутавровые
балки № 20—40 или прямоугольные трубы. Глубина заделки
расстрела в крепь не менее 250 мм и не меньше его высоты.
Комплект расстрелов в одной горизонтальной плоскости ствола
называют ярусом расстрелов. Расстояние между ярусами при-
нимают для деревянных проводников 1,5—2 м, для прямоуголь-
ных металлических проводников 6—7 м, для рельсовых провод-
ников длиной по 12,5 м, 4,168 или 3,125 мм. При эксплуатации
89
Рис. 4.15. Общий вид (а),
узлы соединений венцов (б,
в, г) и расстрелов (б) сплош-
ной венцовой крепи:
1 — рядовые венцы; 2 — лестничный
ходок: 3 — глухарь; 4 — прогон,; 5 —-
расстрел; б — проводники; 7 —
опорный венец
Не менее /200
Рис. 4.16. Схема армировки
вертикального ствола круглого
поперечного сечения:
1 — главные расстрелы; 2 — про-
водники; 3 — вспомогательные рас-
стрелы
вертикальных выработок применяют жесткие проводники, при
их проведении — гибкие канатные. Проводники бывают одинар-
ными (с одной стороны) и парными (с двух сторон подъемного
сосуда).
В лестничном отделении устраивают полки через 8 м по вы-
соте и устанавливают между ними под углом 80° к горизонту
лестницы.
КОНТРОЛЬНЫЕ ВОПРОСЫ
1. Расскажите о напряженном состоянии нетронутого массива пород.
2. Какова концентрация напряжений в породном массиве вокруг выра-
ботки?
3. Каким образом оценивается устойчивость горных пород в выработке?
4. Какие материалы используются для крепи горных выработок?
5. Расскажите о металлических крепях горных выработок.
6. Расскажите о бетонных и железобетонных крепях капитальных выра-
боток.
7. Что такое комбинированные и смешанные крепи?
8. Укажите особенности крепления вертикальных выработок.
ЗАДАЧИ
1. Рассчитайте максимально допустимую ширину горизонтальной выра-
ботки при следующих условиях: высота выработки в проходке 3 м; высота
свода обрушения 4,2 м; угол внутреннего трения пород 30°; предел прочности
пород на сжатие 35 МПа.
2. Определите состояние устойчивости пород кровли в одиночной выра-
ботке сводчатой формы, пройденной в алевролитах (коэффициент Пуассона
0,33 и коэффициентом крепости f=3) на глубине 600 м от поверхности.
3. Определите максимально возможное расстояние между арками метал-
лической крепи из спецпрофиля СВП-19 в породах с коэффициентом крепо-
сти f = 4, если пролет выработки составляет 3,5 м
4. Рассчитайте минимальную глубину заложения анкера с плиткой
в кровле выработки шириной 3,5 м и высотой 2,2 м, проводимой в породах
со средним углом внутреннего трения 40° и коэффициентом крепости f=2,5.
5. БУРОВЗРЫВНЫЕ РАБОТЫ
5.1. БУРЕНИЕ ШПУРОВ И СКВАЖИН
Буровзрывной способ проведения выработок применяют
в тех породах, которые допускают бурение шпуров. В породах
с коэффициентом крепости буровзрывной способ является
практически единственным при проведении выработок. Основу
буровзрывного способа составляют процессы бурения в забое
скважин или шпуров, размещение в них зарядов взрывчатых
веществ (ВВ) со средствами взрывания (СВ) и взрывания ВВ
в массиве.
Скважина — цилиндрическое углубление, выбуренное в гор-
ной породе, глубиной более 5 м, а при меньшей глубине — диа-
91
метром более 75 мм. Скважину глубиной менее 5 м и диамет-
ром менее 75 мм называют шпуром.
Бурение — процесс последовательного разрушения породы
в забое скважины (шпура) и удаления из него продуктов раз-
рушения. В угольных шахтах применяют только вращатель-
ный и вращательно-ударный способы бурения, в рудниках по-
мимо указанных используют также ударно-поворотный и удар-
но-вращательный способы бурения.
Шпуры бурят различного рода бурильными машинами —
ручными и колонковыми сверлами, перфораторами и буриль-
ными установками.
Для бурения шпуров по мягким и средней крепости поро-
дам и углю используют электросверла СЭР-19М,
ЭР-14Д2М и ЭР-18Д2М Последнее имеет специальный меха-
низм для принудительной подачи сверла на забой.
Шпуры бурят диаметром 36—43 мм и глубиной до 3 м.
Электросверла, которые используют в газовых шахтах, изготав-
ливают во взрыво- и искробезопасном исполнении, а сверла,
применяемые в шахтах с пневмоэнергией, имеют пневмопри-
вод. Например, пневматические сверла СР-31М и СР-ЗБ1М
применяют для бурения шпуров диаметром до 46 мм.
Ручные электросверла работают от сети напряжением 127 В,
имеют мощность двигателя до 2 кВт и массу до 25 кг.
В качестве бурового инструмента при бурении сверлами ис-
пользуют витые металлические штанги, снабженные наконеч-
никами — резцами.
Производительность бурения шпуров ручными электросвер-
лами (м/ч) в породах с коэффициентом крепости f=24-5
Qs — i0a^kHko/ft
где Пб — число одновременно работающих в забое электросверл;
kH— коэффициент неравномерности работы; k0 — коэффициент,
учитывающий помехи при одновременной работе электросверл,
feH = £o=0,84-0,9.
Для бурения шпуров диаметром 32—46 мм и глубиной до
5 м по породам с коэффициентом крепости f>5 применяют пе-
реносные (ручные) перфораторы — бурильные машины
ударно-поворотного бурения, работающие на сжатом воздухе.
Ручные перфораторы ПП-36В, ПП-54В1, ПП-63В и ПП-63ВБ
расходуют 2,8—3,8 м3/мин сжатого воздуха, развивают энергию
удара до 63 Дж и имеют массу 24—35 кг.
В качестве бурового инструмента используют буры, имею-
щие шестигранную или квадратную форму поперечного сечения
и долотчатые (для любых пород), крестовые (для трещинова-
тых пород) и штыревые (для очень крепких пород) коронки
диаметром 28—85 мм. Для облегчения труда при бурении пер-
фораторами применяют пневмоподдержки (рис. 5.1).
92
Рис. 5.1. Перфоратор с пневмоподдержкой:
/ — перфоратор; 2 — выдвижной шток; 3 — пневмоподдержка
Производительность бурения перфораторами (м/ч) в поро-
дах с коэффициентом крепости /=54-16 определяют по фор-
муле
Qn = Пб^н^о^д^п/(0> 15 4“ dyf),
где kA — коэффициент, учитывающий диаметр шпура, при диа-
метре 32 мм Лд—1, при диаметре 45 мм Лд=0,74-0,72; k„ — ко-
эффициент, учитывающий тип перфоратора; k„= 14-1,1; av—
коэффициент, учитывающий изменение скорости бурения, в по-
родах с f=54-10 av=0,02, в породах с /> 10 av=0,03.
Если сверло или перфоратор устанавливают на распорной
колонке, то его называют колонковым. Колонковые пер-
фораторы ПК-60А, ПК-75А применяют для бурения шпуров и
скважин по крепким и очень крепким породам (/=84-20).
Для бурения шпуров, направленных снизу вверх под уг-
лом 45° и более к горизонту, используют телескопные пер-
фораторы. Диаметр буримых шпуров и скважин 40—85 мм,
длина до 15 м.
Бурильная установка представляет собой бурильную ма-
шину, размещенную на колесно-рельсовом, пневмоколесном или
гусеничном ходу. В бурильную установку обычно входят бу-
рильная головка, податчик, манипулятор, ходовая часть, элек-
тро-, пневмо- или гидрооборудование. Установки БУЭ-3, БКГ-2,
БУР-2 и СБУ-2М предназначены для бурения шпуров по поро-
дам с коэффициентом крепости /<16 при высоте зоны обури-
вания 3,8—4,5 м и ее ширине 5—6 м. Масса установок колеб-
лется от 5 до 10 т.
93
Эксплуатационная производительность бурильной установки
(м/смену)
П ____ ^оЛш. оиб 41. з)
ч?б. у — ------------»
* “Г "О^ш. о^б*у. з. и
где — коэффициент, учитывающий одновременность работы
бурильных головок (при одной головке Ао=1, при двух/го=0,7);
пш. о — число одновременно буримых шпуров; — машинная
скорость бурения, м/мин; Т — продолжительность рабочей
смены, мин; ?п. з— затраты времени на подготовительно-заклю-
чительные операции, взрывные работы и регламентированный
отдых, мин; /у. з.и — удельные затраты времени на замену буро-
вого инструмента и перехода от шпура к шпуру, отнесенные
к 1 м шпура, мин/м.
Применение бурильных установок позволяет увеличить ско-
рость проведения выработок на 25 % и снизить трудоемкость
работ.
Для пылеподавления при бурении шпуров используют их
промывку водой, которая поступает в забой шпура по внутрен-
нему каналу буровой штанги. Расход промывочной воды со-
ставляет для переносных и колонковых перфораторов соответ-
ственно 3 и 5 л/мин. Используют также сухие пылеуловители.
Уровень звукового давления при работе перфораторов превы-
шает санитарную норму на 30—35 дБ. Поэтому при бурении
используют индивидуальные средства звукозащиты — противо-
шумные каски, заглушки и др. Для снижения вибрационных
нагрузок применяют специальнее виброгасящие устройства.
5.2. ВЗРЫВЧАТЫЕ ВЕЩЕСТВА И СРЕДСТВА
ИНИЦИИРОВАНИЯ ВЗРЫВАНИЯ
Взрыв — процесс высвобождения большого количества энер-
гии в ограниченном объеме за очень короткий промежуток вре-
мени. В месте взрыва происходит резкое повышение давления,
плотности и температуры в виде взрывной волны. Источ-
ником энергии при взрыве служит взрывчатое вещество
(ВВ) ,— вещество, способное под влиянием внешнего воздейст-
вия быстро разлагаться с образованием большого количества
сильно нагретых газов.
По скорости и характеру распространения взрыва в взрыв-
чатом веществе различают детонацию, взрывное горение и вы-
горание. Детонацией называют взрыв, распространяющийся
по веществу в виде детонационной волны от одного слоя к дру-
гому с постоянной для данных условий сверхзвуковой ско-
ростью. В обычных условиях взрыв происходит вследствие де-
тонации ВВ, которую создают интенсивным механическим
(удар) или тепловым (искровой разряд, взрыв малой мощно-
сти) воздействием. Взрывным горением называют взрыв,
94
протекающий в результате тепло- или массопередачи энергии
от слоя к слою ВВ со скоростью нескольких сотен метров в се-
кунду. Таков, например, взрыв черного пороха. Выгорание
ВВ характеризуется скоростью перемещения фронта горения,
равной нескольким десяткам метров в секунду. Выгорание ВВ
наступает по окончании процесса детонации и при условии, что
в результате взрыва ВВ израсходовано не полностью. Взрыв-
ные работы в шахте должны быть организованы таким обра-
зом, чтобы исключить возможность выгорания ВВ.
В состав ВВ, применяемых в горной промышленности, обя-
зательно входят окислитель (кислород) и горючие вещества.
В результате взрыва образуются углекислый газ, пары воды,
соединения азота и другие газы.
Основными характеристиками ВВ являются бризантность и
работоспособ ность.
Бризантность — способность ВВ производить при взрыве
измельчение или пробивание ограждающей среды. Бризантность
устанавливают по усадке (мм) стандартного свинцового ци-
линдра после взрывания 0,5 кг ВВ, помещенного на верхний
его торец. Бризантность промышленных ВВ составляет 4—
30 мм.
Работоспобность (фугасность) — способность продук-
тов детонации ВВ производить механическую работу. В горном
деле работоспособность определяют по приращению объема
(см3) цилиндрической полости свинцовой камеры в результате
взрыва в ней 0,01кг ВВ. Работоспособность промышленных ВВ
составляет 130—500 см3. Взрывчатое вещество изготовляют
с такой плотностью, чтобы скорость взрыва была максимальна
и практически не зависела от внешних условий. Низкая плот-
ность ВВ не позволяет обеспечить детонацию вещества, высо-
кая плотность у слежавшихся ВВ снижает скорость и мощ-
ность протекания взрыва.
Выпускаемые ВВ бывают непредохранительные и предохра-
нительные. Последние отличаются тем, что содержат специаль-
ные добавки — каталитически активные пламегасители, кото-
рые понижают температуру продуктов взрыва и замедляют
окисление метана или тонкой угольной пыли.
По области применения промышленные ВВ делят на восемь
классов: I — непредохранительные для взрывания только на
земной поверхности; II — непредохранительные для взрывания
на земной поверхности и в забоях подземных выработок, в ко-
торых либо отсутствует выделение горючих газов, либо приме-
няется инертизация призабойного пространства, исключающая
воспламенение взрывоопасной среды; III — предохранительные
для взрывания только по породе в забоях подземных вырабо-
ток, в которых имеется выделение метана и отсутствует взрыв-
чатая пыль; IV — предохранительные для взрывания по углю и
95
(или) породе, горючим сланцам в забоях подземных вырабо-
ток, опасных по взрыву угольной или сланцевой пыли при от-
сутствии выделения метана; или по углю и (или) породе
в забоях подземных выработок, проводимых по угольному пла-
сту, в которых выделяется метан, кроме забоев, отнесенных
к особо опасным по метану при взрывных работах; или для
сотрясательного взрывания в забоях подземных выработок; V —
предохранительные, используемые для взрывания по углю и
(или) породе в особо опасных по метану забоях подземных
выработок, проводимых по угольному пласту, когда исключен
контакт боковой поверхности шпурового заряда с метановоз-
душной смесью, находящейся в пересекающих шпур трещинах
массива или в выработке; VI — предохранительные для взрыва-
ния по углю и (или) породе в особо опасных по метану при
взрывных работах забоях подземных выработок, проводимых
в условиях, когда возможен контакт боковой поверхности шпу-
рового заряда с метановоздушной смесью, находящейся либо
в пересекающих шпур трещинах массива, либо в выработке;
или в угольных и смешанных забоях восстающих выработок
(с углом наклона более 10°), в которых выделяется метан,
при их длине не более 20 м и отсутствии предварительно про-
буренных скважин, обеспечивающих проветривание за счет
общешахтной депрессии; VII — предохранительные и изделия
из предохранительных В В VI—VII классов для ведения спе-
циальных взрывных работ в забоях подземных выработок,
в которых возможно образование взрывоопасной концентрации
метана и угольной пыли (к специальным работам в данном слу-
чае относят распыление порошкообразных ангибиторов, переби-
вание деревянных стоек, дробление негабаритов и т. д.);
С (специальный) — непредохранительные и предохранительные
и изделия из них, предназначенные для взрывных специальных
работ на земной поверхности (разрушение мерзлых грунтов,
дробление негабаритов и др.) и в подземных условиях, кроме
забоев, в которых возможно образование взрывоопасной кон-
центрации метана и угольной пыли (взрывание сульфидных
руд, прострелочно-взрывные работы в разведочных, нефтяных
и газовых скважинах, взрывные работы в серных, нефтяных
шахтах и др.).
В шахтах и рудниках, опасных по взрыву газа или пыли,
применяют довольно ограниченное число ВВ (табл. 5.1).
В шахтах и рудниках, не опасных по взрыву газа и пыли,
используют гранулиты М, АС-4, АС-4В, АС-8В, аммонит 6ЖВ,
аммонал скальный № 3, аммонал-200, детонит М, акванал
АРЗ-8Н и др.
На открытых работах в сухих скважинах применяют грану-
лит М, гранитол-7А, граммонит 79/21 и др., в обводненных сква-
жинах— гранулотол, аммонит 6ЖВ в полиэтиленовых патро-
96
Таблица 5.1
Класс ВВ Наименование ВВ Область и условия применения
IH Аммонит АП-5ЖВ Шпуровые заряды в сухих и мокрых породных забоях, опасных по метану, но не опасных по пыли
IV Аммонит Т-19, аммо- нит ПЖВ-20 Шпуровые заряды в сухих и мокрых угольных и и смешанных забоях, опасных по взрыву метана и пыли (кроме забоев, отнесенных к особо опас- ным), а также скважинные заряды при вскры- тии угольных пластов сотрясательным взрыва- нием
V Угленит Э-6 Шпуровые заряды в сухих и мокрых забоях шахт, повышенно опасных по метану и опасных по пыли, а также при разработке пластов, опас- ных по внезапным выбросам угля и метана
VI Угленит 12ЦБ Угленит П-12ЦБ Патроны СП-1 Шпуровые заряды в сухих и мокрых выработках угольных шахт и нишах лав, не отнесенных к осо- бо опасным по метану, а также в выработках, проводимых по завалу и трещиноватому массиву, кроме восстающих выработок и верхних ниш лав Шпуровые заряды в верхних нишах лав и в вос- стающих выработках, особо опасных по метану
VII Ионит Для водораспыления, взрывного перебивания деревянных стоек при посадке кровли, ликвида- ции зависаний горной массы в углеспускных вы- работках, дробления негабаритов
нах и мешках, гранитол-1, алюмотол, в шпурах — гранулит
АС-4, детонит М, аммонал-200 и др.
В шахтах применяют ВВ в виде патронов — цилиндрически
спрессованных столбиков, упакованных в защитные оболочки.
Патроны при шпуровом методе взрывания изготавливают диа-
метром 28, 32, 36 и 45 мм; их масса 0,1; 0,2; 0,3 кг и более.
Оболочки патронов ВВ окрашивают в следующие цвета:
I класс — в белый, II — в красный, III — в синий, IV, V, VI и
VII — в желтый, С — в белый, красный, черный и зеленый (в за-
висимости от группы ВВ).
’ Средства взрывания (СВ) служат для создания начального
импульса, без которого взрыв ВВ произойти не может. В гор-
ной промышленности для возбуждения начального импульса
применяют специальные устройства — электродетонаторы или
капсюли-детонаторы, содержащие небольшое количество легко-
воспламеняемых, так называемых инициирующих ВВ. Перед
взрывом СВ помещают в патрон ВВ, который называют пат-
рон-боевик. При воспламенении инициирующего ВВ от электри-
ческого тока или огня детонатор взрывается, что создает им-
пульс для взрыва всего заряда.
4 Заказ № 758
97
Рис. 5.2. Схема электродетонатора мгновенного действия
Электрическое взрывание производят при помощи элек-
тродетонаторов, представляющих собой капсюль-детона-
тор с электровоспламенителем. По времени срабатывания они
бывают мгновенного, короткозамедленного и замедленного дей-
ствия, по области применения — непредохранительные и предо-
хранительные.
Непредохранительный электродетонатор мгновен-
ного действия (рис. 5.2) представляет собой гильзу /, ко-
торая содержит первичный и вторичный заряды. Первичный за-
ряд состоит из зажигательного состава 3, покрытого слоем
нитролака 2. Внутри первичного заряда размещен воспламени-
тельный состав 4, который воспламеняется от мостика накали-
вания 5. Электрический ток подается к мостику по двум мед-
ным проводам 6 длиной от 1,5 до 4 м. Для предохранения пер-
вичного инициирующего заряда и проводов от повреждения
в гильзе имеется пластмассовая пробка 7. Остальную часть
гильзы занимает вторичный заряд. Продолжительность сраба-
тывания электродетонатора после подачи электрического тока
на мостик накаливания 2—10 мс.
В шахтах и рудниках, опасных по взрыву или пыли, исполь-
зуют только предохранительные электродетонаторы. К таким
детонаторам мгновенного действия относится электродетонатор
ЭД-КЗ-ОП, который имеет предохранительное покрытие на
гильзе.
В электродетонаторах короткозамедленного
и замедленного действия между первичным и вто-
ричным зарядами находится замедляющий состав. Электро-
детонатор короткозамедленного действия ЭД-КЗ-ПМ имеет
семь серий замедления (от 15 до 120 мс), ЭД-КЗ-П — пять (от
25 до 125 мс). Номер серии указывают на бирке, прикрепляе-
мой к проводам.
Источник тока для электродетонаторов должен иметь мощ-
ность, чтобы обеспечить взрывную сеть током силой не менее
1 А при числе одновременно взрываемых электродетонаторов до
100 шт., не менее 1,3 А при числе электродетонаторов до 300 шт.
и не менее 2,5 А при использовании переменного тока. В шах-
тах, опасных по газу и пыли, для взрывания используют кон-
98
Таблица 5.2
Категория крепости пород по строитель- ным нормам и правилам Коэффициент крепости породы Удельный расход BB (кг/м3) при площади поперечного сечения выработки в проходке (м3)
8—10 11—15 16—20 >20
В шахтах, опасных по взрыву < >аза или пыли
III и IV 1,5 (уголь) 0,95 0,75 0,55 0.5
V 2—3 1,2 1,03 0,85 0,72
VI и VII 4—6 1,95 1,73 1,5 1,08
VIII 7—9 2,9 2,6 2,3 1,56
IX 10—14 4,1 3,73 3,45 2,52
В шахтах, не опасных по взрыву газа или пыли
III и IV 1,5 (уголь) 0,95 0,75 0,55 0,5
^7 2—3 1 0,85 0,7 0,6
VI и VII 4—6 1,55 1.4 1,25 0,9
VIII 7—9 2,45 2,2 1,95 1,3
IX 10—14 3,45 3,18 2,9 2,1
X 15—18 4,05 3,83 3,6 3
XI 19—20 5 4,25 4 3,35
денсаторные взрывные приборы КВП-1/100М и ПИВ-100М. Они
позволяют взрывать одновременно до 100 последовательно со-
единенных электродетонаторов. В них имеется встроенный ис-
пытатель взрывной цепи. Для контроля состояния и сопротив-
ления электровзрывной цепи в шахтах применяют приборы
Р-3043, ВИС-1 и ИМС-1.
К неэлектрическим средствам взрывания относят капсюли-
детонаторы КД-8Б и КД-8С, огнепроводные шнуры ОШП и
ОША со скоростью горения 1 м/с и средства их зажигания,
а также детонирующие шнуры ДША, ДШВ, ДШЭ-12 и др.
Последние передают детонацию от капсюля-детонатора или
электродетонатора заряду ВВ со скоростью 6,5—7 км/с.
Огневое и электроогневое взрывание зарядов применяют
в шахтах и рудниках, не опасных по газу или пыли, кроме вы-
работок с углом наклона более 30°, а также тех случаев,
когда своевременный отход взрывников, производящих взрыва-
ние, на безопасное расстояние или в укрытие невозможен или
затруднен. В шахтах, опасных по газу или пыли, разрешается
применение только электрического взрывания с использованием
взрывных приборов во взрыво- и искробезопасном исполнении.
Для более полного использования энергии взрыва и пред-
отвращения прямого выброса продуктов взрыва в горную выра-
ботку ВВ изолируют от окружающей атмосферы забойкой,
которая представляет собой смесь глины с песком в отношении
примерно 3:1. Забойку помещают в шпур в виде патронов —
4* 99
пыжей. По конструкции заряды ВВ бывают сплошные (колон-
ковые) и рассредоточенные (ярусные, гирляндные). Сплош-
ным считают заряд, представляющий сплошную массу ВВ или
набор патронов ВВ, вплотную примыкающих друг к другу.
Рассредоточенным называют заряд, отдельные части или
патроны которого разделены промежутками и забойкой. Рас-
средоточение заряда по шпуру или скважине способствует бо-
лее равномерному дроблению породы.
Удельный расход ВВ для взрывной отбойки 1 м3 массы по-
роды определяют по нормам При проведении горизонтальных
и наклонных выработок ВНИИОМШС рекомендует выбирать
удельный расход ВВ в зависимости от категории крепости по-
род (табл. 5.2).
5.3. ПАРАМЕТРЫ БУРОВЗРЫВНЫХ РАБОТ
К параметрам буровзрывных работ (БВР) относят показа-
тели, характеризующие расположение шпуров в забое, зарядов
в шпурах, а также очередность их взрывания и потребность во
взрывных материалах.
Шпур, предназначенный для размещения заряда, заполняют
ВВ не на полную длину. Отношение длины шпура, занятой ВВ,
к общей его длине называют коэффициентом заряжа-
ния шпура (КЗШ). В шахтах, опасных по газу или пыли,
значение КЗШ при взрывании по углю не превышает 0,5, при
взрывании по породе — 0,67.
Линия наименьшего сопротивления (ЛНС)—
кратчайшее расстояние от центра заряда, помещенного в шпуре
или скважине, до ближайшей открытой поверхности (обнажен-
ной плоскости) породы в забое. Величина ЛНС не должна быть
меньше некоторого минимального значения, иначе энергия
взрыва заряда ВВ будет использоваться с очень низким эффек-
том. Для угольного забоя ЛНС не должна быть менее 0,5 м,
для породного — 0,3 м.
Фактическое подвигание забоя за цикл в результате взрыва-
ния шпуров называют длиной заходки 13 (м). При расположе-
нии шпуров параллельно продольной оси выработки
/э =: /щ ^ст>
при расположении под углом к этой оси
/з = (/щ fcr) COS Р,
где /ш — полная длина шпура, м; /Ст — длина «стакана> (нераз-
рушенной после взрыва части шпура), м; р— угол наклона
шпура к продольной оси выработки, градус.
Проекцию длины шпура на продольную ось выработки назы-
вают глубиной шпура ЛШп (м). Глубину шпуров выбирают в за-
100
Таблица 5.3
Площадь поперечного сечения вы- работки в проходке, м1 Глубина шпуров (м) в пород- ных забоях при коэффициенте крепости породы Глубина шпуров (м) по углю в смешанных забоях в зависимости от мощности пласта (м)
2—4 5—7 8—10 0,5—0,75 0,76—1 1,01-1,3 1,31-1,6
4—6 1,8-2,1 2,1—2,3 1,4-1,9 1,4-1,6 1,6—1,9 17—2 1,8-2,1 2—2,3
6,1-8 1,9—2 1,6—1,8 1,9—2,1 2—2,2 2,1-2,3 2,3-2,4
8,1—10 2,3-2,4 2—2,2 1,8—1,9 2,1-2,2 2,2—2,3 2,3-2,4 2 4-2,5
10,1—12 2,4-2,5 2,2—2,3 1,9-2 2,2—2,3 2,3—2,4 2,4-2,5 2,5—2,6
12,1—14 2,4-2,5 2,2—2,3 2—2,1 2,3-2,4 2,4-2,5 2,5-2,6 2,6—2,7
14,1—16 2,5—2,6 2,3-2,4 2—2,1 2,4-2,5 2,5—2,6 2,6—2,7 2,7—2,8
16,1—18 2,5—2,6 2,3-2,4 2,1-2,2 2,4-2,5 2,5—2,6 2,6—2,7 2,7—2,8
висимости от условий проведения выработки, вида забоя, раз-
меров поперечного сечения выработки, крепости пород. Значе-
ния рациональной глубины шпуров, применяемые при проведе-
нии выработок, приведены в табл. 5.3.
Отношение длины заходки к полной длине шпура называют
коэффициентом использования шпура (к. и. ш.).
При проведении горизонтальных и наклонных выработок к. и. ш.
должен составлять 0,9—1, при проходке вертикальных стволов
сверху вниз — 0,85—0,95.
Если задана скорость проведения выработки ипр (м/мес), то
требуемая глубина шпуров (м)
Лщп — ц/(Лр/П, п1]),
где Гц—продолжительность проходческого цикла, ч; пр—
число рабочих дней в месяце; /п.п— продолжительность выпол-
нения производственных процессов в забое в течение суток, ч;
Т) — к. и. ш.
Для создания дополнительных обнаженных плоскостей при-
меняют вруб — полость, занимающую часть забоя и* образо-
ванную опережающим взрыванием специальных врубовых
шпуров. После образования вруба во вторую очередь взрывают
отбойные шпуры, которые производят основную работу по
отбойке пород из массива. В третью очередь или совместно
с отбойными взрывают оконтуривающие шпуры, кото-
рые предназначены для придания поперечному сечению выра-
ботки требуемой формы. Врубовые, отбойные и оконтуриваю-
щие шпуры составляют комплект шпуров.
В зависимости от наклона к продольной оси выработки вру-
бовые шпуры делят на наклонные и параллельные. По форме
врубы бывают пирамидальные, клиновые, щелевые, призмати-
ческие и др. На рис. 5.3 приведены основные схемы образова-
ния врубов, где заряженные врубовые шпуры обозначены
101
2J5
I /5°/2 tZ
'f9 чЮ
V777777777777777/,
Рис. 5.3. Схемы распо-
ложения шпуров при
пирамидальном (а), кли-
новом вертикальном (б),
верхнем (в), нижнем
(г), боковом (б), пере-
крестном (е), щелевом
(ж) и прямом призма-
тическом (и) врубах
черными точками. В табл. 5.4 указаны характеристики и об-
ласть применения врубов.
Отбойные шпуры размещают относительно врубовой полости
таким образом, чтобы нагрузка на заряды отбойных и окон-
туривающих шпуров распределялась достаточно равномерно.
102
Таблица 5.4
Вруб
Характеристика вруба
Область применения вруба
Пирамидаль-
ный
Вертикальный
клиновой
Верхний
Большой разброс породы.
Число врубовых шпуров
4—6. Рациональная длина
заходки 1,5—2 м. Глубина
врубовых шпуров 1,8—2,6 м,
угол наклона их к плоско-
сти забоя 65—75°
Число врубовых шпуров
в зависимости от крепости
породы и необходимого раз-
мера врубовой полости 2—
10. Рациональная длина за-
ходки 1,5—2,2 м. Глубина
врубовых шпуров 1,8—2,6 м,
угол наклона их к плоскос-
ти забоя 65—75°
Рациональная длина заход-
ки 1,8—2 м.
Глубина врубовых шпуров
2—2,3 м, угол наклона их
к плоскости забоя 60—70°
Крепкие породы. В основном
при проходке вертикальных
стволов
Однородные породы при верти-
кальном направлении трещин
или напластования. В забоях
подготовительных выработок
с площадью поперечного сече-
ния не менее 6 м2
Нижний
Боковой
Максимальное подвигание
забоя за взрывание 1,8—2 м.
Глубина шпуров 2—2,3 м,
угол наклона их к плоскос-
ти забоя 60—70
Максимальное число шпу-
ров с одной стороны забоя
5—7
Перекрестный
Щелевой
В зависимости от мощности
пласта 1—2 ряда врубовых
шпуров. Рациональная дли-
на заходки 1,8—2 м.' Глуби-
на врубовых шпуров до 2—
2,3 м
Один ряд врубовых шпуров
глубиной 2,5—3 м. Расстоя-
ние между шпурами 0,1—
0,2 м. Взрывание шпуров
одновременное
Слоистые трещиноватые породы
средней крепости при падении
трещин и слоев в направлении
от забоя. В забоях подготови-
тельных выработок небольшой
ширины с площадью поперечно-
го сечения более 4 м2
Трещиноватые породы средней
крепости при падении слоев или
трещин на забой. В забоях под-
готовительных выработок не-
большой ширины с площадью
поперечного сечения более 4 м2
Породы не выше средней кре-
пости с явно выраженной верти-
кальной слоистостью, а также
при наличии с одной стороны
выработки контакта двух пород
или плоскости геологического
нарушения. В забоях подгото-
вительных выработок с площа-
дью поперечного сечения более
4 м2
Угольные забои подготовитель-
ных и нарезных выработок на
пластах различной мощности.
В забоях выработок с неболь-
шой площадью поперечного се-
чения, проводимых по углю
Породы средней крепости или
при наличии прослойка более
мягкой породы. В забоях вы-
работок с любой площадью по-
перечного сечения
103
Продолжение табл. 5.4
Вруб Характеристика вруба * Область применения вруба
Призматиче- ский Наиболее эффективное чис- ло шпуров 3, 5 и 6. Расстоя- ние между врубовыми шпу- рами 0,1—0,2 м, их глубина 2,5—3 м Любые породы. В забоях выра- боток с любой площадью попе- речного сечения
Расстояние между концами врубовых и отбойных шпуров при-
нимают примерно равным расстоянию между концами отбойных
и оконтуривающих шпуров. В трудновзрываемых породах длину
шпура рассчитывают так, чтобы конец выходил за пределы кон-
тура выработки на 0,1—0,15 м
Общий расход ВВ на заходку (кг)
Qa — ф$прЛшп,
где q—удельный расход ВВ, кг/м3 (см. табл. 5.2); 5ПР — пло-
щадь поперечного сечения выработки в проходке, м2; Лшп — глу-
бина комплекта шпуров, м.
Глубину шпуров по породе в смешанных забоях принимают
на 0,1—0,2 м меньше глубины шпуров по углю. Минимальная
глубина шпуров по углю и породе равна 0,6 м.
Длина забойки в шпурах по породам с коэффициентом кре-
пости /=3-т-9 составляет 30—70 % длины шпура, с /=104-
4-20—50—85 % • В шахтах, опасных по газу или пыли, длина
забойки не должна быть менее половины длины шпура при его
длине 0,6—1 м, 0,5 м — при длине шпура более 1 м и 1 м —
в скважинах.
При проведении горизонтальных и наклонных выработок
с площадью поперечного сечения более 6 м2 диаметр шпуров
принимают равным 36—46 мм, в выработках с площадью попе-
речного сечения менее 6 м2 — 32—36 мм. В угольных шахтах
диаметр шпура должен быть на 5—6 мм больше диаметра пат-
рона ВВ при расположении патрона-боевика первым от устья
шпура.
Рациональное число шпуров в породном забое рассчиты-
вают или принимают в зависимости от площади поперечного
сечения выработки и коэффициента крепости пород (табл. 5.5).
Средняя масса заряда в шпуре (кг)
Quin, ср = Qs/AZшп>
где N — число шпуров в комплекте.
Окончательно массу заряда в шпуре принимают по целому
числу патронов в заряде, исходя из массы одного патрона ВВ.
104
Таблица 5.5
Коэффициент крепости пород Число шпуров на забой при площади поперечного сечения выработки в проходке* м9
4 8 12 16
8—11 17—21 28—33 39—42
5—7 12—16 22—27 34—38 34—36
8—10 16—20 27—32 38—42 47—50
5.4. ПРОИЗВОДСТВО ВЗРЫВНЫХ РАБОТ
Перед началом взрывных работ устанавливают границу
опасной зоны, где выставляют посты охраны или предупреди-
тельные надписи.
Непосредственно перед заряжанием шпуров, перед каждым
взрыванием зарядов и при осмотре забоя после каждого взры-
вания в шахте, опасной по газу или пыли, замеряют содержа-
ние метана в шахтном воздухе в забое и выработках, примы-
кающих к нему на протяжении 20 м. При содержании метана
в выработке 1 % и более или при невыполнении мероприятий по
борьбе с пылью заряжание и взрывание зарядов не производят.
В угольных шахтах запрещается использовать в одном
шпуре различные ВВ, а при сплошном заряде — более одного
патрона-боевика. При заряжании заряд, состоящий из двух или
нескольких патронов ВВ, вводят в шпур одновременно. Патрон-
боевик досылают отдельно или совместно с другими патронами.
При расположении патрона-боевика первым от устья шпура
электродетонатор должен находиться со стороны дна шпура,
а при расположении его у дна шпура — со стороны устья шпура.
Количество боевиков изготавливают точно по числу зарядов.
Для ведения взрывных работ электрическим способом в за-
бое монтируют электровзрывную сеть, в которую входят элек-
тродетонаторы, их провода, соединительные провода, *магист-
ральный провод и электрический взрывной прибор. Перед мон-
тажом сети все рабочие кроме лиц, допущенных к ведению
взрывных работ, удаляются из забоя. При производстве взрыв-
ных работ в обязательном порядке подают звуковые сигналы
свистком или сиреной: предупредительный (один продолжитель-
ный), боевой (два продолжительных), отбой (три коротких). На
карьерах в темное время суток кроме звуковых подают свето-
вые сигналы.
При проведении параллельных выработок, находящихся на
расстоянии менее 20 м друг от друга, в случае ведения взрыв-
ных работ в одном забое людей из другого также выводят на
безопасное расстояние. При проведении выработок встречными
забоями, начиная с расстояния между ними 20 м, людей перед
105
ведением взрывных работ выводят из обоих забоев. Начиная
с 15 м, взрывание шпуровых зарядов ведут в забоях разновре-
менно, а с 7 м — только в одном забое с бурением разведочных
шпуров длиной на 1 м больше глубины заряжаемых шпуров.
При толщине целика между забоями 3 м всех людей, находя-
щихся в выработках, на которые ведут сбойку, удаляют на
безопасное расстояние, а в шахтах, опасных по газу, кроме того
измеряют содержание метана в обоих выработках.
При проходке и углубке стволов и шурфов взрывание про-
изводят с поверхности или с действующего горизонта электри-
ческим способом или детонирующим шпуром, а в сухих и влаж-
ных забоях при отсутствии выделения метана — также и элек-
троогневым способом.
В шахтах, опасных по газу и пыли, ведение взрывных работ
в подготовительных выработках имеет особенности. В тех слу-
чаях, когда исходящая из подготовительного забоя струя по-
ступает в очистной забой (например, при сплошной системе
разработки), взрывание производят между сменами или в спе-
циальные подготовительные смены при отсутствии людей в очи-
стном забое.
В угольных шахтах при проведении подготовительных и на-
резных выработок по углю и смешанным забоем при выделе-
нии метана более 10 м3/т, с суфлярным выделением метана, на
пластах, опасных по пыли, вне зависимости от категории шахты
по газу и в шахтах, опасных по взрыву серной пыли, в каче-
стве дополнительной меры при взрывных работах применяют
водораспылительные завесы и водяную забойку шпуров. Завесу
обычно устраивают из полиэтиленовых мешков вместимостью
до 50 л.
В шахтах, опасных по газу или пыли, расстояние между
соседними шпурами в угольном забое принимают не менее
0,6 м, в породном при f<7 — не менее 0,45 м и при — не
менее 0,3 м.
В случае обнаружения после производства взрывных работ
невзорвавшегося заряда — отказа, работы останавливают, от-
каз регистрируют в специальных журналах и производят его
ликвидацию путем бурения параллельно отказавшему заряду
на удалении не менее 0,3 м нового шпура и взрывания в нем
заряда.
5.5. ХРАНЕНИЕ И ТРАНСПОРТИРОВКА ВЗРЫВЧАТЫХ МАТЕРИАЛОВ
Хранение ВВ и средств инициирования осуществляют в спе-
циально оборудованных местах с комплексом соответствующих
помещений, зданий, сооружений и площадок. Такие места назы-
вают складом взрывчатых материалов (ВМ). В состав склада
106
на земной поверхности обычно входят одно или несколько хра-
нилищ с подсобными сооружениями, расположенные на общей
огражденной территории с прилегающей запретной зоной.
В шахте склад ВМ представляет собой комплекс горных выра-
боток, включая специальные камеры и ячейки для размещения
ВМ, подводящие к складу выработки и вспомогательные ка-
меры.
Относительно земной поверхности склады ВМ делят на по-
верхностные, полууглубленные, углубленные и подземные,
у которых толща горных пород над хранилищем превышает
15 м.
По времени эксплуатации склады ВМ бывают кратковре-
менные (до 1 года), временные (до 3 лет) и постоянные
(свыше 3 лет).
По назначению склады ВМ делят на базисные и расходные.
Базисные склады снабжают ВМ предприятия и расходные
склады. Расходные склады служат для раздачи ВМ.
В подземных складах ВМ хранят в особо устроенных выра-
ботках— камерах или ячейках, которые располагают так, чтобы
взрыв в одной из них не мог вызвать детонацию ВМ в сосед-
них. В одной камере хранят одновременно не более 2 т ВВ,
в одной ячейке — не более 400 кг ВВ .или 15 тыс. электродето-
наторов. В специальных камерах раздельно хранят ВВ и СВ,
вспомогательные служат для проверки электродетонаторов, из-
готовления зажигательных трубок, раздачи ВМ хранения про-
тивопожарных средств и электрораспределительных устройств.
Предельная емкость подземного расходного склада не превы-
шает 3-суточного запаса ВВ и 10-суточного запаса СВ.
На право хранения ВМ на шахте администрация получает
специальное разрешение, которое действительно в течение трех
лет. Учет прихода, расхода и остатка ВМ на конец каждых су-
ток ведут на складе по установленному порядку.
Получить ВМ со склада и вести взрывные работы может
только лицо, имеющее право на производство взрывных работ.
Такое право предоставляется сдавшему экзамены квалифика-
ционной комиссии и получившему Единую книжку взрывника
или мастера-взрывника.
По стволу ВМ спускают только в том случае, если в над-
шахтном здании и околоствольном дворе присутствует взрыв-
ник или мастер-взрывник, раздатчик ВМ, лицо, ответственное
за хранение и транспортирование ВМ, стволовой и рукоятчик.
Скорость движения бадьи или клети, а также вагонеток с ВМ,
движущихся по наклонным и горизонтальным выработкам, не
должна превышать 5 м/с.
По горизонтальным выработкам ВМ доставляют как акку-
муляторными, так и контактными электровозами в специаль-
ных или порожняковых составах. При этом СВ и ВВ помещают
107
в различные вагонетки, разделенные порожними на расстояние
не менее 3 м. Состав с ВМ сопровождает взрывник или мастер-
взрывник.
КОНТРОЛЬНЫЕ ВОПРОСЫ
1. Укажите факторы, влияющие на производительность бурильных ма-
шин.
2. Расскажите о видах взрыва и укажите основные характеристики ВВ.
3. Каковы классы ВВ?
4. Какова конструкция зарядов ВВ?
5. От чего зависит расход ВВ в забое?
6. Расскажите об особенностях ведения взрывных работ в шахтах, опас-
ных по газу и пыли.
7. Укажите особенности взрывных работ при проведении выработок по
пластам, опасным по внезапным выбросам угля и газа.
8. Какие бывают склады ВМ?
9. Каков порядок транспортировки ВМ в шахте?
ЗАДАЧИ
1. Рассчитайте производительность бурения шпуров диаметром 45 мм
двумя перфораторами ПП-36В по породам при f—7.
2. Определите глубину комплекта шпуров в угольном забое при продол-
жительности рабочего цикла 7 ч, длительности выполнения производствен-
ных процессов в забое 21 ч, т)=0,85, если скорость проведения выработки со-
ставляет 150 м/мес, а число рабочих дней в месяце 25.
3 Найдите расход ВВ в породном забое при коэффициенте крепости
пород f=7 и площади поперечного сечения в проходке 16,5 м2 в шахте, не
опасной по взрыву газа и пыли.
4. Определите расход ВВ на 1 м подвигания забоя в выработке с пло-
щадью поперечного сечения в проходке 14 м2, проводимой по породам VI ка-
тегории крепости (по СНиП) в шахте, опасной по взрыву газа.
6. ТЕХНОЛОГИЯ ПРОВЕДЕНИЯ ГОРНЫХ
ВЫРАБОТОК
6.1. ПРОВЕДЕНИЕ ГОРИЗОНТАЛЬНЫХ И НАКЛОННЫХ ВЫРАБОТОК
В КРЕПКИХ И СРЕДНЕЙ КРЕПОСТИ ПОРОДАХ
Технология проведения горизонтальных выработок в креп-
ких и средней крепости породах включает в себя следующие
процессы: буровзрывные работы, проветривание и приведение
забоя в безопасное состояние, погрузку породы, транспортиро-
вание горной массы, возведение временной и постоянной кре-
пей, а также вспомогательные работы.
К буровзрывным работам предъявляют следующие требова-
ния: разрушение породы в границах проектного сечения и на
полную глубину шпуров, равномерное дробление породы и не-
большой ее отброс от забоя при взрыве. Проведение выработки
осуществляют в соответствии с паспортом буровзрывных работ,
в котором указываются расположение, число, диаметр и глу-
108
бина шпуров, масса заряда и длина забойки в каждом шпуре,
средства взрывания и последовательность взрывания шпуров.
Параметры буровзрывных работ определяют для каждого за-
боя индивидуально в зависимости от крепости, трещиноватости,
устойчивости и выбросоопасности массива, формы и размеров
поперечного сечения выработки и необходимой скорости ее про-
ведения.
При необходимости раздельной выемки угля и породы в сме-
шанном забое с использованием БВР вначале ведут взрывную
отбойку угля, а после его погрузки — отбойку породы. Обычно
раздельную выемку угля и породы применяют на пластах с уг-
лями марок Д, Т и А, мощностью более 0,8 м и при крепких
вмещающих породах. На пластах с углями марок К, ОС и Ж
раздельную выемку используют при мощности пласта 0,6—0,7 м
и более.
По окончании взрывных работ забой проветривают, обирают
нависшие, неустойчивые куски породы в кровле и по бокам вы-
работки и устанавливают временную крепь. В крепких устой-
чивых породах временная крепь может не устанавливаться.
Одним из основных процессов при проведении выработок
с использованием буровзрывных работ является погрузка отби-
той горной массы, доля которой в общей трудоемкости проход-
ческого цикла достигает 30—40 %. Основные средства механи-
зации погрузочных работ — погрузочные машины и скреперные
комплексы.
По способу погрузки различают погрузочные машины непре-
рывного и периодического действия. Погрузка горной массы мо-
жет осуществляться ступенчато или непосредственно в транс-
портное средство.
Погрузочные машины непрерывного действия типа ПНБ
имеют исполнительный орган в виде нагребающих лап и пред-
назначены для погрузки горной массы в вагонетки или на кон-
вейер при проведении буровзрывным способом горизонтальных
и наклонных (до 18°) горных выработок. Машины типа ПНБ
имеют гусеничный ход.
Породопогрузочная машина 1ПНБ-2 (рис. 6.1) состоит из
нагребающей части /, ходовой части 2, скребкового конвейер^
3, систем электрооборудования 4, гидропривода 5, управления 6
и орошения 7. Нагребающая часть выполнена в виде рамы, на
которой нагребающие лапы с кулисами совершают возвратно-
поступательное и вращательное движения. На раме нагребаю-
щей части предусмотрено устройство для крепления бурильного
оборудования. Машина предназначена для механизации про-
цесса погрузки горной массы кусками размером не более
500 мм. Принцип работы машины заключается в следующем.
За счет передвижения на гусеницах машина внедряется нагре-
бающей частью в отбитую горную массу. Нагребающие лапы
109
I
Рис. 6.1. Погрузочная машина непрерывного действия 2ПНБ-2
Таблица 6.1
Показатели 1ПНБ-2 2ПНБ-2 2ПНБ-2У
Техническая производительность, м®/мин 2,2 2,5 1,25
Коэффициент крепости пород *^6 ^12
Предельный угол наклона выработки, градус ±10 ±10 ±1§—18
Ширина захвата нагребающих лап, м 1,3 2,5X1,8 1,8 2
Минимальные размеры выработки в свету (ширина Хвысота), м Скорость движения машины, м/мин: 3X1,8 2,5X1,8
рабочая 9,6 9 9
маневровая 16,2 16,2
Суммарная мощность электродвигате- лей, кВт 31 70 70
Масса, т 7,5 12 12,5
захватывают и подают на скребковый конвейер куски породы,
который грузит их в транспортные средства. Краткая- техниче-
ская характеристика некоторых погрузочных машин типа ПНБ
приведена в табл. 6.1.
Машину 2ПНБ-2У применяют при проведении наклонных
выработок сверху вниз в комплекте с удерживающей предохра-
нительной лебедкой 1ЛП. При проведении горизонтальных и
наклонных выработок с углом наклона не более 18° в породах
с f16 можно использовать тяжелую погрузочную машину
с нагребающими лапами ПНБ-ЗД2.
На рис. 6.2 приведена схема расстановки оборудования при
работе погрузочной машины непрерывного действия.
Техническая производительность погрузочной машины типа
ПНБ (м3/мин)
Qt == бОПлСОк^л/ч^ч»
где Пл — число нагребающих лап; сок— частота качаний лап,
1/мин; (ок = 30ч-46; Лл — высота лапы, м; 1Ч — длина зачерпыва-
ния с учетом внедрения лапы в породу, м; Ьч — ширина зачер-
пывания, м.
Эксплуатационная производительность погрузочной машины
(м3/смену)
Qa “ 60QT/M,
где tM — продолжительность работы машины по погрузке по-
роды без простоев, ч/смену.
Погрузочная машина периодического действия ППН-1С по-
казана на рис. 6.3. Она предназначена для погрузки горной
массы в транспортные средства при проведении подготовитель-
111
Рис. 6.2. Схема размещения оборудования в забое подготовительной выра-
ботки:
/ — погрузочная машина 1ПНБ-2; 2—скребковый конвейер 1СР-70М;
конвейер IЛТП-80; 4 — рельсовый путь; 5— став вентиляционных труб
3 — ленточный
ных горизонтальных выработок в шахтах, опасных по газу и
пыли. Машина состоит из корпуса Л погрузочного ковша 2, хо-
довой тележки 3, поворотной платформы 4 с лебедкой для
подъема ковша, двух пневмодвигателей 5 и механизма управ-
ления 6. Машина передвигается по рельсам, погрузку породы
совершает также с рельсов. Поэтому рельсовый путь не должен
отставать от забоя более чем на 3—4 м. Размер транспортируе-
мых кусков породы не должен превышать 0,35 м. Конструкция
Рис. 6.3. Погрузочная машина периодического действия ППН-1С
112
Таблица 6.2
Показатели ППН-1С ППМ-4У 1ППН-5 МПК-3
Производительность, м^/мин 1 1,25 1,25 2.4
Вместимость ковша, м3 0,2 0,32 0,32 1
Крупность погружае- мого материала, мм 350 350 400 800
Фронт погрузки, м Габариты, м: 2,2 4 4 —
длина 2,25 8,2 7,5 5,2
ширина 1,15 1.8 1,7 2,25 1,8
высота Суммарная мощность, кВт: 1.5 2,35 2,2
пневмодвигателей 18 — —
электродвигателей — 21,5 21,5 55
Масса, т 3,8 10,0 9 10
t
ходовой части машины допускает ширину рельсовой колеи 600,
750 и 900 мм.
Для механизации процессов погрузки пород с /с 16, до-
ставки материалов и оборудования, подъема и установки верх-
няков крепи и затяжек применяют погрузочную машину МПК-3
с боковой разгрузкой ковша и гусеничным ходом.
Краткая техническая характеристика ковшовых погрузочных
машин приведена в табл. 6.2.
Техническая производительность ковшовой погрузочной ма-
шины типа ППН (м3/ч)
QT = 3600УкЛзп/(Тц + 6),
где Ук — вместимость ковша, м3; Лзп — коэффициент заполне-
ния ковша, для легких машин Лзп=0,7-е-0,9, для тяжелых 63п=
=0,94-1,15; Тц — продолжительность одного цикла черпания,
Тц=11-е-16 с; 0 — продолжительность паузы между циклами
черпания, с.
Рамную металлическую крепь устанавливают преимущест-
венно вручную. Используют раздвижные стойки временной
крепи, подвесные и опирающиеся на стойки рабочие полки.
После разделывания лунок в них помещают опорные части
стоек, которые соединяют с ранее установленной рамой стяж-
ками. Затем устанавливают верхняк, стяжки верхняка, распорки
и проверяют правильность установки рамы отвесом. Раму рас-
клинивают и укладывают на нее затяжки. По окончании уста-
новки рам закрепное пространство заполняют (забучивают)
пустой породой или твердеющим материалом. Для механизации
установки рамной металлической крепи используют крепеуста-
новщик КПМ-8 и крепеподъемник ПТК-1. Плотность установки
113
арочных крепей в зависимости от крепости пород и ширины
выработки составляет 0,8—2 рамы на 1 м выработки.
Трудоемкость возведения одной рамы трехзвенной арочной
крепи в выработке с площадью поперечного сечения в свету
10 м2 при использовании железобетонных затяжек составляет
5,3 чел-ч, в выработке площадью поперечного сечения 20 м2 —
10,6 чел-ч.
При проведении выработок с бетонной крепью используют
параллельную, последовательную и совмещенную схемы про-
изводства работ по возведению крепи. Параллельная
схема характеризуется возведением бетонной крепи на рас-
стоянии 30—50 м от забоя одновременно с бурением шпуров и
погрузкой породы, последовательная — тем, что вначале
выработку проводят на длину 15—30 м, а затем забой останав-
ливают и на пройденном участке возводят постоянную крепь.
Комбинированную схему применяют при проведении
протяженных выработок в слабых породах, где возведение бе-
тонной крепи производят с отставанием от забоя на 5—7 м, ча-
стично совмещая ее с бурением шпуров и погрузкой породы.
Для возведения бетонных крепей в шахтах применяют ме-
таллические опалубки ОГУ-1М и ОМП-2 или деревянные. Для
доставки и укладки бетонной смеси используют пневматический
бетоноукладчик ПБ-2. Для механизированной укладки бетонной
смеси за опалубку применяют комплексы «Монолит-2> и БУК-3.
Для приготовления бетонной смеси в горных выработках при-
меняют бетономешалку КГЛ-150. Для возведения тюбинговой
крепи в горизонтальных выработках используют тюбингоук-
ладчик ТУ-2Р.
Анкерные крепи устанавливают с помощью переносного
станка ПА-1, передвижной машины для анкерования МАП-1.
Прочность установки анкеров проверяют специальным прибором.
Проветривание тупиковых выработок осуществляют осе-
выми (СВМ-6М2, типа ВМ и ВМП) и центробежными (ВМЦ-8,
ВЦ-9 и ВМЦГ-7) вентиляторами с подачей воздуха от 1,4
(ВМП-4) до 26 м3/с (ВМ-12) и давлением от 14 даПа (ВМП-4)
до 0,2 МПа (СВМ-6М2).
Откачку воды из водоотводных канавок в мульдах и приям-
ках производят погружным насосом НПЭ-2М, а из забоев —
турбонасосом Н-1М. Водоотводную канавку устраивают в выра-
ботке обычно вблизи одного из ее боков (рис. 6.4). В породах
с коэффициентом крепости f> 10 и притоках воды до 100 м3/ч
канавку не крепят. В породах с коэффициентом крепости f<10
канавки крепят деревянными, железобетонными или асбоце-
ментными лотками. Сверху канавку прикрывают щитами или
плитами, которые одновременно служат тротуаром.
При проведении выработки для работы бурильных и погру-
зочных машин на колесно-рельсовом ходу в забое устраивают
114
Рис. 6.4. Схемы устройства водоотводной канавки в крепких (а) и неустой-
чивых (б) породах:
/ — топорные брусья; 2 — тротуар
временный рельсовый путь, состоящий из отрезков рельсов дли-
ной 1—2 м, приваренных к металлическим или уложенных на
деревянные шпалы. Для временного пути используют также
выдвижные рельсы. По мере подвигания забоя временный путь
заменяют постоянным.
На расположенные под постоянным путем породы уклады-
вают балластный слой толщиной 19—20 см из щебня или гра-
вия, железобетонные или пропитанные антисептиком деревянные
шпалы, рельсы Р-24, Р-33 и Р-38 длиной по 6—8 м со скреп-
лениями. Постоянным путям придают продольный уклон в сто-
рону околоствольного двора, равный 0,003—0,005, и поперечный
уклон в сторону канавки 0,002. Механизацию работ по укладке
рельсовых путей можно осуществить комплексом ВПУ-1.
Доставку материалов и оборудования в забой при рельсовом
транспорте осуществляют аккумуляторными или контактными
электровозами в вагонетках типа ВГ, ВД и ВДК, людей — в ва-
гонетках ВПГ. При оборудовании выработки конвейерным тран-
спортом доставку оборудования, материалов и людей произво-
дят в тележках подвесной монорельсовой дороги ДМК или
напочвенной дороги ДКН. Для доставки грузов в шахте ис-
пользуют также бортовые, складные, ящичные и для металло-
арочной крепи контейнеры, которые перевозят на платформах
типа П или ПТК.
Механизацию вспомогательных работ осуществляют: под-
веску трубопроводов — трубоукладчиком ШТУ-2, позволяющим
поднимать плеть из нескольких труб массой 1 т на высоту до
3 м; укладку электрических бронированных и гибких ‘ кабе-
лей— кабелеукладчиком ШКУ-1» снабженным барабаном для
кабеля длиной 450 м и имеющим производительность укладки
до 1,5 км в смену.
Проектное направление при проведении выработок обеспе-
чивают маркшейдерскими измерениями или с помощью лазер-
ного указателя направления ЛУН-3 конструкции ВНИМИ.
Проведение наклонных выработок снизу вверх сопряжено
115
с удержанием погрузочной машины от отхода от забоя вниз,
проведение сверху вниз — с удержанием погрузочного устрой-
ства от скатывания или сползания в забой. В первом случае
используют удерживающие барабаны, опорные устройства. Во
втором случае в машинах применяют усиленные тормозные
фрикционы, устройства с контргрузом и предохранительные ле-
бедки типа 1ЛП. Погрузочные машины применяют в выработ-
ках с углом наклона до 8°.
Для механизации погрузки породы или угля при проведении
уклонов с площадью поперечного сечения более 5,9 м2 и углом
наклона до 35° используют скреперную погрузку (рис. 6.5).
Скрепер, приводимый в движение скреперной лебедкой, достав-
ляет отбитую горную массу на скреперный полок, где ее пере-
гружают в скип. Полок находится от забоя на расстоянии не
более 25—30 м. При этом скорость проведения уклона может
достигать 150 м/мес.
Для проведения буровзрывным способом выработок с углом
наклона не более 25° в породах с 16 в шахтах, опасных по
газу или пыли, используют комплекс «Сибирь». Он состоит из
платформы, двух гидравлических погрузочных машин, перегру
жателя, двух бурильных машин и крепеустановщика. Скорость
проведения выработки таким комплексом составляет 135—
140 м/мес.
Расчетную стоимость проведения горизонтальных и наклон-
ных выработок буровзрывным способом в угольных шахтах
(тыс. руб.) определяют по формуле
Зпр = 10"3 (q + c2F—c3t\F) fn[iL^
где Ci (руб/м), c2 (руб/м3) и с3 (руб/м3)—эмпирические коэф-
фициенты, зависящие от вида крепи, крепости пород и угла на-
клона выработки; для выработок с металлической арочной
крепью значения коэффициентов указаны в табл. 6.3; F — пло
щадь поперечного сечения выработки в свету, м2; т] — коэффи-
циент, равный отношению площади забоя по углю к общей
площади поперечного сечения выработки в свету; fn — коэффи-
циент, учитывающий условия проведения выработки; ц— коэф-
фициент, учитывающий период проведения выработки, для но-
востроящихся шахт глубиной до 700 м ц = 2,55 и глубиной
свыше 700 м р = 2,82, для реконструируемых шахт ц = 2,15, для
действующих шахт ц=1,17; LB — длина проводимой выра-
ботки, м.
Коэффициент, учитывающий условия проведения выработки
/п = А?г^об^вб^тр»
где Лг—коэффициент, учитывающий глубину ведения работ,
£г=0,99+0,12ЯСр (//ср —средняя глубина выработки от поверх-
ности, км); Лоб — коэффициент обводненности забоя, при при-
токе воды в забой до 6 м3/ч ЛОб= 1, при притоке свыше 6 м3/ч
116
4'И
Рис. 6.5. Схема размещения оборудования при проведении уклона с использованием скрепер-
ного комплекса:
1 ““ скреперная установка; 2 — скип,; 3 — подъемная лебедка; 4 — бункер; S — затвор бункера; 6 — вагонетка
Таблица 6.3
Выработка Угол накло» на выработ- ки Значения коэффициентов в породах с
/=.2 — 3 f =4 — 6 f = 7-9
Ci с3 Сэ Ci С2 Сэ Cl й с3
Горизонтальная 0 25 28 2,3 36 16 2,5 45 15 4,4
Наклонная, проводимая <13 25 19 1,5 25 18 1,6 36 17 3,3
сверху вниз 14—30 45 18 1,8 38 18 3,4 56 17 5,4
Наклонная, проводимая <13 40 17 1,4 34 16 2,2 40 15 4,4
снизу вверх 14—30 45 17 1,6 36 17 2,1 46 16 4.8
feo6= 1,1 -ь 1,13; Лвб — коэффициент выбросоопасности пород,
в невыбросоопасных породах &вб=1, в выбросоопасных ЛВб =
= 1,06; Лтр — коэффициент влияния длины транспортирования,
Лтр=0,99+0,121т. ср (1т. ср — средняя длина транспортирования
от забоя выработки до ствола, км).
В последние годы для проведения выработок по породам
с коэффициентом крепости f=6-4-10 созданы проходческие ком-
плексы КРТ и «Союз-19У>. Под проходческим комплексом по-
нимают комплекс горных машин и механизмов технологически
(функционально), кинематически и конструктивно связанных
между собой, который предназначен для проведения горных вы-
работок. Основной частью проходческого комплекса является
проходческий комбайн — машина, механизирующая процессы
разрушения пород и погрузки горной массы в транспортные
средства.
К отличительной особенности проходческого комплекса от-
носится наличие средств механизированного крепления выра-
ботки. Например, в комплекс КРТ входят комбайн, транспорт-
ный мост с манипулятором и прицепное оборудование. Комбайн
состоит из исполнительного органа роторного типа, щита, ре-
дукторной группы с механизмом радиальной подачи, распорного
устройства, бермовых режущих органов и лемехов. Исполни-
тельный орган комбайна разрушает породный массив, а бермо-
вые органы придают выработке арочную форму. Перемещается
комбайн с помощью распорно-шагающего устройства. Горная
масса в транспортные средства загружается с помощью мосто-
вого перегружателя. По раме перегружателя передвигается ма-
нипулятор, с помощью которого поднимают и устанавливают
металлическую арочную пятизвенную крепь. Прицепное обору-
дование комплекса включает гидравлический модуль с пультом
управления, пылеотсасывающую установку и насосную стан-
цию для орошения.
Краткая техническая характеристика проходческих комплек-
сов КРТ и «Союз-19У» приведена в табл. 6.4.
118
Таблица 6.4
Показатели
KPT «Союз-19 У»
Форма поперечного сечения выработки
Площадь поперечного сечения выработки в проходке,
м2
Угол наклона выработки, градус
Коэффициент крепости пород
Техническая производительность, м/ч
Установленная мощность электродвигателей, кВт
Масса, т
Сводчатая
18 20,6
±10 ±10
6—10 6—10
0,8—1,1 0,8—2,6
550 900
130 280
6.2. ПРОВЕДЕНИЕ ГОРИЗОНТАЛЬНЫХ И НАКЛОННЫХ
ВЫРАБОТОК В МЯГКИХ ПОРОДАХ
В породах с коэффициентом крепости f=6 и менее выра-
ботки проводят с помощью комбайнов, проходческих комплек-
сов и при их отсутствии с помощью буровзрывных работ.
Проходческие комбайны применяют при проведении вырабо-
ток с углами наклона не более 10° и длиной, как правило, свыше
150—200 м. Исключение составляют комбайны типа ГПКС, ко-
торые могут работать по восстанию (ГПКСВ) под углом до 20°
и по падению (ГПКСН) под углом до 25°. В угольных шахтах
применяют комбайны избирательного и фронтального действия.
Первые производят отбойку породы (угля) в забое после-
довательно одной коронкой, вторые — одновременно по всем)
забою. В основном используют комбайны избирательного дей-
ствия. Такой комбайн состоит из стреловидного исполнитель-
ного органа, гусеничного механизма передвижения, опорно-по-
воротного механизма, погрузочного устройства, скребкового
конвейера, гидросистемы, электрооборудования, системы пыле-
гашения и в отдельных моделях — перегружателя.
На рис. 6.6 показан комбайн 4ПП-5, предназначенный для
проведения горизонтальных и наклонных (до 10°) выработок
по углю и породе с коэффициентом крепости fc7 в шахтах,
опасных по газу и пыли. На стреле комбайна укрепляют режу-
щую коронку с резцами РКО-3. Передвигаясь вместе со стре-
лою по забою и вращаясь, коронка отбивает горную породу.
Подачу комбайна на забой осуществляют собственным ходом.
Техническая производительность комбайна по породе до
0,6 м3/мин; форма сечения выработки арочная, прямоугольная,
трапециевидная; площадь поперечного сечения в проходке про-
водимых выработок 14—36 м2, суммарная мощность электро-
двигателей 350 кВт; масса 75 т.
Аппаратура дистанционного и программного управления
обеспечивает управление комбайном 4ПП-5 на расстоянии
119
ZZZZZZZZZZZZZZZZZZZZZZZZZZZZZZZZZZZZZZZZZZZZZZZZZZZZZZZZZZZZZZj(ZZZZZZZZZZZZZZZl
Рис. 6.6. Схема проходческого комбайна избирательного действия 4ПП-5:
1 — отбойная коронка; 2 — исполнительный орган; 3 — гидродомкрат; 4 — корпус; 5 — электрооборудование; 6 — пульт управления: 7 -
скребковый конвейер; 8 — задний опорный цилиндр; 9 — ходовая тележка; 10 — передний опорный цилиндр; 11 — погрузочное устройство
Таблица 6.5
Показатели 4ПУ гпкс 4ПП-2М 4ПП-5 Урал-38 К-56МГ ПК-ЗР
Коэффициент <4 <4 7 <7 <3 <4 ^^4
крепости породы Техническая про- изводительность, м3/мин 0,47 0,6
т/мин 1.2 4—8,2 0,5—1,8 — —— <2 2,25 <1,4
Площадь попе- 4,7—15 9—25 14—36 1.7-5,4 4—8 5,3—12
речного сечения выработки вчер- не, мя Скорость движе- 2,4 6,8 2 2 2 1,82 1,38
ния, м/мин Суммарная мощ- 63 175 250 350 52 65 64,5
ность электро- двигателей, кВт Масса, т 10,5 19-21 45 75 9,8 12,7 12,5
с переносного пульта. В программное устройство вводят про-
грамму перемещения исполнительного органа по забою приме-
нительно к конкретным условиям работы. Отбойку горной массы
комбайн осуществляет автоматически. Комбайн оснащен си-
стемами орошения и пылеотсоса. Поставляют комбайн в ком-
плекте с хвостовым консольным и прицепным ленточными пере-
гружателями для погрузки горной массы соответственно на ма-
гистральный конвейер или в шахтные вагонетки.
Краткая техническая характеристика комбайнов избиратель-
ного действия приведена в табл. 6.5.
Эксплуатационная производительность проходческого ком-
байна (м3/ч)
Q3 = k3Qjex,
где k3—коэффициент, учитывающий степень использования
комбайна во времени, при рациональных организации труда и
обслуживании машины £э=0,5—0,8, однако, на практике k3=
= 0,15-0,3; Qтех — техническая производительность комбайна
при непрерывной работе в соответствии с правилами его экс-
плуатации, м3/ч.
Для комбайнов избирательного действия
Qrex. и — 3600/nbUn. п^тех»
для комбайнов фронтального действия
Qrex. ф == 60ип5&тех,
где т — вынимаемая мощность слоя породы или угля в забое
при движении стрелы, м; Ь — глубина вынимаемого слоя, м;
Цп. п — максимальная скорость поперечного перемещения испол-
нительного органа по забою, м; Лтех — коэффициент непрерыв-
121
ной работы комбайна, учитывающий только технически необхо-
димые простои (замена инструмента и т. д.); ип— скорость по-
дачи комбайна на забой, м/мин; S — площадь поперечного се-
чения выработки в проходке, м2:
Для погрузки породы или угля в транспортные средства ис-
пользуют мостовые подвесные и прицепные ленточные перегру-
жатели УПЛ-2, которые загружают горную массу в вагонетки
или на конвейер (рис. 6.7). В последнем случае используют на-
правляющие лотки. На закруглениях выработки проводят с при-
менением перегружателей и рельсового транспорта. Длину пе-
регружателя выбирают, исходя из типа и числа вагонеток, уста-
навливаемых одновременно под погрузку. Обмен груженых и
порожних вагонеток производят на разминовках, устраиваемых
на удалении от забоя до 80 м.
Организацию работ при проведении выработок осущест-
вляют обычно по графику цикличности, при котором полный
комплекс работ по отбойке и погрузке породы (угля), крепле-
нию и выполнению вспомогательных работ производят за одно
и то же время (цикл). Если в каждые сутки укладывается одно
и то же число циклов, то считают работу забоя ритмичной.
В качестве примера на рис. 6.8 показана планограмма выпол-
нения одного цикла в две смены при проведении ходка пло-
щадью поперечного сечения 10,4 м2 по пласту fee на шахте
«Горская» ПО «Первомайскуголь».
Скорость проведения выработок комбайнами в 2—2,5 раза
выше, чем при буровзрывных работах.
При проведении выработок по пластам мощностью 0,5—1,3 м
используют схемы с оставлением породы в шахте. Для этого
выработку проводят широким забоем. При этом породу, отби-
ваемую в подготовительном забое, размещают в выработанном
пространстве, которое образуется в результате очистной выемки
прилегающего к выработке короткого (до 20—25 м) участка
пласта (рис. 6.9), называемого раскоской.
Последняя может быть расположена по падению от забоя
подготовительной выработки — нижняя раскоска, по восста-
нию— верхняя раскоска и с обеих сторон — двусторонняя.
В дальней от подготовительной выработки части раскоски ос-
тавляют косович ник—выработку шириной 1,5—2 м, пред-
назначенную для прохода людей, транспорта угля и стока воды.
При ширине раскоски более 5 м выработку и косовичник соеди-
няют между собой косовичными ходками через каждые 30—
60 м.
Ширина раскоски (м)
(Лщ—m)/m,
где feP — коэффициент разрыхления породы, для песчанистых
сланцев feP= 1,6ч-1,8, для крепких песчаников feP= 1,5ч-1,8 для
122
/7 * 1 / 11 п п п п
ХЗТПППШШ J Л || н и ’и и и и
Рис. 6.7. Схема работы перегружателя при погрузке горной массы в ваго-
нетки (а) и на конвейер (б):
1 — комбайн; 2 — мостовой перегружатель; 3 — прицепной перегружатель; 4 — вагонетка;
5 — направляющий лоток; ( — ленточный конвейер
Процессы время, мин (рибоча* смена) Ремонтная смена Рабочая смена
в 9 10 11 12 13 /4 15 16 17 18 1920
Прием и сдача смены 15 '9 И
Работа комбайна ГПКСП 200 2 2 -1 г
Уборка просыпа вшей ср гор нои массы, затяжка боков 200 1. 2 *—
Доставка крепи и других материалов 200 4 мм мцмм м м
Крепление Выработки 145 4 м 1 м Ml ИИ
Обслуживание ГПКСП 145 £ м —J и UJ
Удлинение конвейера ЛТ~ ВО, подготовительные операции 4
Ремонт машин, нарацщоа- ние стаооо 5
Рис. 6.8. Планограмма организации ра-
бот при проведении ходка (цифрами
указано число рабочих, занятых на от-
дельных процессах)
Рис. 6.9. Схема проведения выработки
широким забоем:
1 — штрек; 2 — раскоска; 3 — косовнчннк
глинистых сланцев &р=1,4; аш — средняя ширина штрека в про-
ходке, м; Лш — высота штрека в проходке, м; т — вынимаемая
мощность пласта, м. Работу в угольном и породном забоях про-
водят параллельно с опережением породного забоя угольным не
более чем на 5 м.
При проведении вентиляционных штреков вслед за лавой по-
роду из породного забоя оставляют в бутовой полосе, выклады-
ваемой в верхней части очистного забоя непосредственно под
вентиляционной выработкой.
Широким забоем проводят также спаренные выработки,
между которыми вынимают уголь, а породу из подготовитель-
ных забоев размещают в образующейся раскоске. Для про-
ведения подобных выработок предназначен комплекс КСВ-1, со-
стоящий из очистного комбайна ГШ-68, крепи КМ-87Э, двух
проходческих комбайнов 4ПП-2, двух дробильно-закладочных
комплексов «Титан-1» и крепеустановщика КМП-8. Комплекс
рассчитан на скорость проведения каждой выработки до
200 м/мес.
В сложных горно-геологических условиях (неустойчивые или
размокающие породы, повышенное горное давление и др.) при-
меняют схемы проведения выработок комбайнами с тампона-
жем закрепного пространства. На рис. 6.10 приведена схема
проведения горизонтальных и наклонных (до 10°) выработок
с тампонажем, предложенная Днепрогипрошахтом. Твердеющая
песчано-цементная смесь подается в закрепное пространство
с помощью тампонажного насоса.
На гидрошахтах выработки по углю с коэффициентом кре-
пости /<1,5 можно проводить с помощью гидромеханизации
(рис. 6.11). Для этого используют гидромониторы РГМ-1М
с ручным управлением или ГМДЦ-3 с дистанционным управле-
нием, отбивающие уголь струей воды под давлением 5—15 МПа.
Максимальная эффективность гидроотбойки достигается при
установке гидромонитора на расстоянии 3,2—5,2 м от забоя.
Бремсберги и уклоны проводят по углю, как правило, спа-
ренными, оставляя между выработками целики шириной 20—
40 м. При полевой подготовке наклонные выработки проводят
по породам. Способ проведения (комбайновый или буровзрыв-
ной) выбирают в зависимости от крепости пород и угла на-
клона выработки.
Скаты обычно проводят снизу вверх. Для вентиляции бурят
опережающую скважину диаметром 0,4—0,8 м. Средством меха-
низации проведения скатов, гезенков и сбоек является буровая
установка «Стрела-77», которая бурит скважины диаметром до
1 м, длиной до 100 м под углом 40—90° к горизонту по породам
с коэффициентом крепости /<10. Скорость проведения выра-
ботки установкой «Стрела-77» составляет при бурении по поро-
дам с f<5 1,4—2,7 м/ч, по породам с f=5-s-10 0,8—1,7 м/ч.
124
Рис. 6.10. Схема проведения вы-
работки с тампонажем закреп-
ного пространства:
1 — проходческий комбайн; 2 — перегру-
жатель; 3 — контейнер КМ-9,2 для до-
ставки арочной крепи; 4 — контейнер
для доставки железобетонной затяж-
ки; 5 — грузовая вагонетка; 6 — там-
понажная перемычка; 7 —• трубопровод
для подачи раствора; 8 — тампонаж-
ный насос; 9 — растворомешалка; 10»
11 — соответственно вагонетки с пес-
ком и цементом; 12 — трубопровод для
подачи воды
Рис. 6.11. Схема проведения вы-
работки с помощью гидромеха-
низации:
1 ~ гидромонитор; 2 — доставочные
желоба; 3 — предохранительный щиток
Разрезные печи (монтажные камеры) проводят по пласту
угля без подрывки боковых пород с помощью отбойных молот-
ков, буровзрывных работ, комбайнов и нарезных комплексов.
При проведении нарезных выработок буровзрывным спосо-
бом глубина шпуров составляет 1,8—2,5 м, а их число на 1 мг
площади забоя — 2,5—3. Шпуры располагают в один или два
ряда и бурят электро- или пневмосверлами. Для крепления при-
меняются деревянные и металлические стойки, устанавливаемые
под распил, или анкерную крепь.
Нарезные комплексы КН и КН-78 обеспечивают комплекс-
ную механизацию работ при проведении нарезных выработок
125
шириной 4 м на пластах с углом падения до 18° и мощностью
0,7—1 м. Комбайн комплекса КН имеет сдвоенный бар, осна-
щенный двухшарнирной режуще-доставочной цепью. Бар при
работе комбайна совершает качательные движения в пределах
мощности пласта. Разрушенный уголь нижней ветвью цепи
бара транспортируется на перегружатель и далее на конвейер.
Подача комбайна на забой осуществляется гидродомкратами.
Техническая производительность комплекса до 9 м/ч.
6.3. ПРОВЕДЕНИЕ ВЕРТИКАЛЬНЫХ ВЫРАБОТОК
К началу сооружения вертикального ствола должно быть
закончено строительство автодорог и во многих случаях подъ-
ездной железнодорожной ветки, а строительная площадка дол-
жна быть обеспечена энергией и водой. Затем проходят устье
ствола обычно с использованием временного проходческого обо-
рудования и экскаватора. Породы вынимают на глубину до 3—
5 м без установки крепи, после чего снизу вверх возводят моно-
литную бетонную крепь. Водоотлив в зависимости от притока
воды осуществляют бадьями вместе с породой или забойными
насосами. Проветривание забоя ствола производят с помощью
вентилятора, установленного на поверхности.
Далее приступают к проходке основной части ствола. В за-
висимости от устойчивости и водоносности горных пород разли-
чают обычные и специальные способы сооружения стволов.
Обычные способы применяют при проходке стволов по устойчи-
вым и малообводненным породам, когда вода из забоя может
быть удалена на земную поверхность с помощью водоотливных
средств, а стенки ствола при обнажении остаются устойчивыми
до возведения крепи. В остальных случаях и в сложных горно-
геологических условиях применяют специальные способы.
При проходке стволов буровзрывным способом одним из
наиболее трудоемких процессов является бурение шпуров, ко-
торое занимает до 20—30 % общей продолжительности проход-
ческого цикла. Число буримых шпуров и их глубину опреде-
ляют в зависимости от крепости пород и принятой технологиче-
ской схемы проходки ствола. Если задана скорость проведения
ствола Ост (м/мес), то глубину комплекта шпуров в забое (м)
определяют по формуле
/ш = ОстТ1 цД'П^р. д^см^см^г)»
где Тц—продолжительность проходческого цикла, ч; т]—
к. и. ш., равный 0,8—0,95; пр.д и лсм— число соответственно ра-
бочих дней в месяце и рабочих смен в сутках; £см — длитель-
ность рабочей смены, ч; kr—коэффициент готовности техноло-
гической схемы, равной 0,7—0,8.
126
Рис. 6.12. Схемы расположения шпуров в забое вертикального ствола
При проходке стволов круглой формы поперечного сечения
по породам с горизонтальным и наклонным залеганием шпуры
располагают по концентрическим окружностям (рис. 6.12,а),
а при крутом залегании пород — по их простиранию, образуя
клиновый вруб (рис. 6.12,6). При прямоугольной форме попе-
речного сечения ствола применяют пирамидальный (рис. 6.12, в)
или клиновой вруб (рис. 6.12,г).
Шпуры бурят переносными перфораторами ПП-63С, а также
установками БУКС-IM, СМБУ-ЗМ и др. Сжатый воздух для
бурильных машин подают с поверхности от компрессорных
станций по трубопроводу диаметром 150—200 мм.
127
После полного обуривания забоя приступают к заряжанию
шпуров. При отсутствии выделения метана применяют скаль-
ный аммонит № 1, а при вскрытии газоносных пластов — аммо-
нит Т-19. В качестве средств взрывания используют электроде-
тонаторы мгновенного и короткозамедленного действия. Перед
взрыванием оборудование из забоя поднимают на безопасную
высоту.
При проходке стволов применяют, как правило, нагнетатель-
ный способ проветривания забоев. На поверхности устанавли-
вают два вентилятора: один для подачи больших количеств воз-
духа, включаемый после взрыва для удаления ядовитых газов,
другой — для меньшей подачи, работающий остальное время.
Вентиляционные трубы применяют металлические диаметром
500—1200 мм с длиной секции 3—4 м или изготовленные из
хлопка и лавсана с полихлорвиниловым покрытием диаметром
500, 600 и 800 мм с длиной секции 5, 10 и 15 м. Отставание вен-
тиляционного става от забоя не должно превышать 15 м. После
проветривания забой приводят в безопасное состояние. Провет-
ривание и приведение забоя в безопасное состояние занимает
около 1 ч.
Погрузка породы в стволе занимает до 40—50 % длительно-
сти проходческого цикла. Она ведется пневматическими грей-
ферными погрузочными машинами с механическим (КС-2У/40,
КС-IMA, 2КС-1МА) и ручным (КС-3) вождением по забою.
Вместимость ковшей грейферов составляет 0,22—1,25 м3. За ру-
бежом применяют грейферные погрузочные машины с радиаль-
но-круговым вождением грейфера в виде мостового (США) или
настенного (ФРГ, Великобритания) кранов.
Зависимость между эксплуатационной производительностью
грейферной погрузочной машины Рэ (м3/ч) и скоростью про-
ходки ствола иСт (м/мес) на шахтах СССР выражается следую-
щей эмпирической формулой:
vCT = P9 (0,08DCT—0,22),
где DCT — диаметр ствола вчерне, м.
Возведение постоянной крепи в стволе достигает 40 % об-
щей трудоемкости проходческого цикла.
В зависимости от последовательности выполнения процессов
по выемке породы и возведению крепи различают четыре основ-
ных технологические схемы проходки стволов: последователь-
ную, параллельную, совмещенную и параллельно-щитовую.
Последовательная схема (рис. 6.13, а) предусмат-
ривает разделение ствола по глубине на звенья высотой по 10—
40 м. Работы по выемке породы и возведению постоянной крепи
в одном и том же звене выполняют последовательно: сверху
вниз производят выемку породы и устраивают временную крепь
из металлических колец, затем снизу вверх возводят постоян-
128
Рис. 6.13. Последовательная (а), параллельная (б), совмещенная (в) и па-
раллельно-щитовая (г) схемы проходки стволов:
/ — сборная опалубка; 2 — предохранительный полок; 3 — полок для возведения бе-
тонной крепи; 4—щит-оболочка; 5 — трехэтажный полок для возведения бетонной крепи
и обеспечения выемки породы; 6 — направление возведения постоянной крепи
ную крепь с демонтажом или оставлением временной крепи
в зависимости от устойчивости пород. Во время работ по воз-
ведению постоянной крепи выемку породы в забое ствола не
производят. Последовательная схема характеризуется низкими
скоростями проходки (15—25 м/мес) и применяется в основном
при углубке и специальных способах проходки стволов, а также
при небольшой их глубине.
При параллельной схеме (рис. 6.13,6) работы по
выемке породы и возведению постоянной крепи ведут в двух -
смежных звеньях, а на их стыке размещают полок.
Совмещенная схема проходки стволов (рис. 6.13, в)
за счет возведения постоянной крепи с отставанием более 3—
5 м от забоя позволяет отказаться от применения временной
крепи, что допускает лишь частичное совмещение процессов во
времени. Средняя скорость проходки составляет 60—75 м/мес
максимальная—200 м/мес. Совмещенная схема является
в СССР наиболее распространенной — 95 % стволов сооружают
по такой схеме.
Параллельно-щитовая схема (рис. 6.13,г) харак-
теризуется тем, что работы по выемке породы и возведению по-
стоянной крепи осуществляют одновременно в одном звене
сверху вниз. При этом роль временной крепи выполняет щит-
оболочка длиной 5—20 м, а постоянная крепь возводится с под-
весного трехэтажного полка. Схема позволяет достигать высо-
кой скорости проходки и применяется при диаметре ствола бо-
лее 6,5 м, глубине его более 700 м и устойчивых породах.
5 Заказ № 768 1 29
Порядок работ по возведению бетонной крепи при совме-
щенной технологической схеме следующий. Перед взрыванием
шпуров металлическая передвижная опалубка находится на
расстоянии 1,5—2 м от забоя. После взрывания разрушенные
породы занимают пространство между забоем и опалубкой. При
погрузке породы опалубку отрывают от крепи и по мере по-
грузки породы опускают. Когда часть взорванной породы уб-
рана, а опалубка опущена, под ее нижнюю часть подсыпают
мелкую породу и укладывают бетон на высоту 1—1,5 м. Через
1—1,5 ч после набора бетоном необходимой прочности присту-
пают к дальнейшей погрузке породы с одновременной укладкой
бетона за опалубку.
Для крепления стволов в породах с коэффициентом крепости
f=8-4-14 или вентиляционных стволов, не оборудованных подъ-
емными установками, используют набрызгбетонную крепь или
ее сочетание с анкерной крепью и металлической сеткой. Об-
водненные стволы крепятся тюбингами.
Подъемные устройства при проходке стволов служат для
спуска и подъема людей, оборудования и инструментов, спуска
материалов и подъема породы. Подъемные машины применяют
одно- или двухбарабанные при одно- или двухконцевом подъ-
еме. В качестве подъемных используют стальные круглопряд-
ные некрутящиеся канаты диаметром 25—43,5 мм. Подъем и
спуск грузов производят в проходческих самоопрокидных бадьях
бочкообразной формы вместимостью 1,6—6,5 м3.
Для удержания на весу и перемещения по стволу предохра-
нительных полков, насосов и труб служат поддерживающие ка-
наты. Для устранения раскачивания бадьи во время ее движе-
ния по стволу используют направляющие канаты. Для направ-
ления движения бадьи по направляющим канатам служат
направляющие рамки с предохранительным зонтом.
Применение стволопроходческих комплексов КС-1М/6,2,
КС-2У, ДШП-1, КС-8, КС-9 и других позволяет улучшить тех-
нико-экономические показатели проходки стволов буровзрывным
способом. Например, комплекс КС-1М/6,2, предназначенный для
сооружения стволов глубиной более 700 м и диаметром 6,2 по
параллельно-щитовой схеме при креплении ствола бетоном, поз-
воляет довести скорость проходки до 250—400 м/мес.
Стволопроходческий буровой комбайн ПД-2 (рис. 6.14) ис-
пользуют для проходки стволов диаметром 6—7 м в свету и
глубиной до 1 км по породам с коэффициентом крепости f^6.
Исполнительный орган комбайна представляет собою два пла-
нетарных диска, вращающихся одновременно вокруг собствен-
ной оси и оси ствола. На дисках крепят резцы из твердого
сплава или шарошки, которые разрушают породу на глубину
1,5 м. Разрушенная порода засасывается пневмоэлеватором, за-
гружается в скипы и выдается на поверхность. Максимальная
130
Рис. 6.14. Общий вид (а) и расположение в забое (б) стволопроходческого
комбайна
скорость проходки стволов комбайном ПД-2 превысила
100 м/мес. Для проведения стволов способом бурения в СССР
применили также буровую установку фирмы «Вирт» (ФРГ),
что позволило проводить стволы диаметром в проходке до 4 м
со скоростью ПО—130 м/мес и более.
Расчетная стоимость проходки вертикального ствола с по-
следующим его оборудованием (тыс. руб.)
Зст= 10"’ [(ci + c^F) fn + 8F—В] рЯст,
5* 131
где с\ (руб/м) и с2 (руб/м3)—эмпирические коэффициенты,
учитывающие соответственно постоянные и зависящие от пло-
щади поперечного сечения ствола затраты, для стволов с бетон-
ной крепью, возводимой с помощью опалубки, при породах с ко-
эффициентом крепости f = 2-7-3 они равны соответственно
192 руб/м и 7,3 руб/м3, f = 44-6— 202 руб/м и 8,4 руб/м3, f =
= 7-7-9 — 214 руб/м и 9,7 руб/м3; F — площадь поперечного
сечения ствола в свету, м2; /п и ц— коэффициенты (см. выше);
В — коэффициент, зависящий от назначения ствола, для клете-
вых стволов В = 92, для скиповых — В = 52; Нст — глубина
ствола, м.
После армирования ствола приступают к проведению со-
пряжений ствола с околоствольным двором, которое называют
рассечкой. При клетевом подъеме ширина рассечки при-
мерно равна его диаметру, а высота должна обеспечивать пере-
мещение длинных предметов (рельсы, балки и т. д.) и состав-
лять, как правило, не менее 3,5—4 м.
Подготовка новых горизонтов на шахтах вызывает необхо-
димость в углубке действующих вертикальных стволов, ко-
торая может быть выполнена сверху вниз и снизу вверх. Уг-
лубку сверху вниз в мягких породах производят с устройством
в стволе под зумпфом предохранительного полка, в крепких
породах — с оставлением предохранительного целика высотой до
8 м (рис. 6.15).
При оставлении целика в нем проводят гезенк для прохода
бадьи, пропуска труб и устройства лестничного отделения.
Подъемную машину устанавливают обычно в специальной ка-
мере на углубочном горизонте. Приемную площадку для раз-
грузки бадей устраивают на высоте до 3 м от уровня около-
ствольного двора. Бадьи разгружают в шахтные вагонетки, ко-
торые выдаются на поверхность по действующему стволу.
Углубка ствола снизу вверх заключается в том, что в пре-
делах проектного контура поперечного сечения ствола с но-
вого рабочего горизонта проводят снизу вверх сначала гезенк
прямоугольной формы поперечного сечения и небольшой пло-
щади, а затем его расширяют по последовательной или совме-
щенной технологической схеме сверху вниз.
Специальные способы применяют при проходке стволов
в сложных горно-геологических условиях. К специальным спо-
собам проходки относят ограждение забоя ствола с помощью
опережающих специальных крепей, изоляцию ствола от воды,
искусственное упрочнение пород и бурение стволов шахт.
При проходке стволов по неглубоко залегающим рыхлым или
плывунным породам относительно небольшой мощности приме-
няют деревянную или металлическую забивную крепь.
В качестве забивной крепи используют сосновые или дубовые
доски с заостренными концами и металлическими оголовни-
132
Рис. 6.15. Схемы углубки ствола с устройством предохранительного полка
(а) и с оставлением предохранительного целика (б):
/ — бадьи; 2 — предохранительный полок; 3 — перекачкой насос; 4 —рабочие полки;
5 — бетонопровод; 6 — подвесной полок; 7 — погрузочная машина «Погрузчикэ; 8 — опа-
лубка; У — подъемная машина; 10 — бурильная установка БУКС-IM; // — предохрани-
тельный целик; 12, 13, 14, 15 — лебедки
ками или двутавровую, швеллерную, уголковую прокатную
сталь и специальные шпунты. Недостатки применения забивной
крепи — низкая скорость проходки, большая трудоемкость ра-
бот и ненадежность.
Опускная крепь представляет собой крепь, погру-
жающуюся в водоносную неустойчивую породу под действием
собственного веса или внешней нагрузки. При опускной крепи
устье ствола проходят обычным способом. Не доходя 1—1,2 м
133
a
Рис. 6.16. Схемы проходки стволов под давлением сжатого воздуха с под-
вижной (а) и неподвижной (б) рабочими камерами:
/ — шлюзовый аппарат; 2 — стенки опускной крепи; 5 —шахтная труба; 4 — потолок
рабочей камеры; 5 — рабочая камера
до кровли водоносных пород, работы останавливают и присту-
пают к возведению опускной крепи, а затем к ее опусканию че-
рез водоносную породу. В процессе опускания крепи внутри нее
производят выемку породы. Когда опускная крепь дойдет до
водонепроницаемой породы и врежется в нее, возводят опорный
башмак и закрепляют постоянной крепью участок сопряжения
опускной крепи с прочными породами. Опускную крепь изго-
товляют из бетона, кирпича, железобетона и металлических
тюбингов, опускной башмак — из металла, тюбингов, железобе-
тона. Скорость проходки шахтных стволов с применением опу-
скной крепи 10—30 м/мес.
Для борьбы с повышенными притоками воды в забой при-
меняют сжатый воздух. На высоте 2,5—3 м от режущего баш-
мака устраивают воздухонепроницаемый потолок, а в простран-
ство между ним и забоем (кесонную камеру) подают сжатый
134
воздух под давлением^ревышающим напор почвенных вод или
плывуна. Проходку ствола под давлением сжатого воздуха осу-
ществляют по двум схемам. По первой схеме (рис. 6.16, а) в ке-
сонной камере производят только выемку породы, которую вы-
дают на поверхность через шахтную трубу и шлюзовой аппа-
рат. Постоянную крепь возводят выше подвижной рабочей
камеры при нормальном давлении. По второй схеме (рис.
6.16,6) выемку породы и возведение постоянной крепи осуще-
ствляют в зоне сжатого воздуха при постоянно возрастающей
высоте рабочей камеры.
Для борьбы с притоками воды в ствол применяют также ис-
кусственное понижение уровня подземных вод. Вокруг буду-
щего ствола пробуривают несколько скважин, через которые
откачивают воду, в результате чего образуется депрессионная
воронка. Внутри воронки породы оказываются осушенными и
проходку можно вести обычным способом.
При пересечении стволом пористых и трещиноватых водонос-
ных пород вокруг него бурят параллельные скважины, по кото-
рым нагнетают в породы изолирующие вещества. Такой способ
изоляции выработки от воды носит название тампониро-
вания. В зависимости от нагнетаемого в скважину вещества
тампонирование называют цементацией, глинизацией и битуми-
зацией. При строительстве подземных сооружений наибольшее
распространение получила цементация пород. При ее примене-
нии с поверхности вокруг ствола бурят вертикальные скважины
по окружности диаметром на 3—4 м больше диаметра ствола
в проходке. Расстояние между скважинами 2—3 м. Цемента-
цию пород производят или сразу на всю толщу тампонируе-
мых пород, или отдельными заходками снизу вверх либо сверху
вниз.
Одним из специальных способов проходки стволов является
замораживание пород, при котором в породной толще
образуют ледопородный цилиндр и внутри него строят ствол
обычным способом. Для этого вокруг ствола через 0,8—1,3 м
бурят скважины диаметром до 250 мм и в каждую опускают по
два става металлических труб, входящих один в другой. Затем
по трубам пропускают охлажденный раствор хлористого каль-
ция с температурой замерзания —28—35°. Холодильную уста-
новку располагают на поверхности. Диаметр ледопородного
цилиндра превышает диаметр ствола в проходке на 4—8 м. За-
мораживающие скважины заглубляют в водоупорные породы на
2—10 м. После того, как вокруг ствола образован ледопородный
цилиндр, холодильные установки переводят в пассивный режим
с холодопроизводительностью, равной 30—40 % холодопроиз-
водительности на конец периода активного замораживания и
приступают к проходке ствола. Для выемки пород применяют
пневматические отбойные молотки, а при крепких заморожен-
135
ных породах — буровзрывной способ при удельном расходе ВВ
до 0,5 кг/м3. По окончании строительства ствола производят
оттаивание пород путем повышения температуры рассола на
1—2 °C в сутки. Средняя скорость проходки стволов в заморо-
женной зоне составляет 28—30 м/мес. Стоимость проходки 1 м
ствола способом замораживания в 1,5—2 раза превышает ана-
логичный показатель при обычном способе.
6.4. ОСОБЕННОСТИ ПРОВЕДЕНИЯ ВЫРАБОТОК
В СЛОЖНЫХ УСЛОВИЯХ
Под сложными условиями понимают суфлярные (концентри-
рованные и интенсивные выделения метана в выработку), вне-
запные выбросы угля (соли), породы и метана, внезапные обру-
шения и горные удары.
Для борьбы с суфлярными выделениями метана применяют
дегазацию массива и изолированный отвод газа из суфлярных
источников. Способы дегазации угольных пластов, вмещающих
пород и выработанных пространств рассмотрены ниже. Изо-
лированный отвод метана из суфлярных источников производят
путем установки колпаков (улавливающих головок), шлангов
и каптажных труб. Последние подключают к дегазационной
сети.
В последние годы в подготовительных выработках угольных
шахт происходит от 22 до 41 % общего числа внезапных выбро-
сов. В качестве мер безопасности при проведении подготови-
тельных выработок по выбросоопасным пластам применяют:
прогноз выбросоопасности; способы предотвращения выбросов;
проведение выработок в массиве, подвергшемся разгрузке от
горного давления в результате первоначальной отработки смеж-
ных, так называемых защитных пластов; специальные техноло-
гию и организацию работ; мероприятия по обеспечению безо-
пасности рабочих.
Прогноз выбросоопасности осуществляют с критиче-
ской глубины, т. е. глубины ведения горных работ, ниже ко-
торой возможно возникновение внезапного выброса. Критиче-
ская глубина колеблется от 150 м в Кузбассе до 400 м на Вор-
кутинском месторождении. Прогноз в месте вскрытия пласта
выработкой вначале осуществляют путем бурения разведочных
скважин. Затем при подходе забоя вскрывающей выработки на
расстояние не менее 3 м по нормали к пласту бурят другие
разведочные скважины, через них отбирают пробы угля и заме-
ряют давление метана в пласте.
Ниже критической глубины периодически осуществляют оп-
ределение выбросоопасности пласта или отдельных его ча-
стей— локальный прогноз. При проведении подгото-
вительных выработок на выбросоопасных пластах производят
136
текущий прогноз, т. е. прогноз в процессе проведения
выработки для определения выбросоопасных зон.
Способы предотвращения внезапных выбросов угля и газа
делят на региональные и локальные. К первым относят дегаза-
цию угольных пластов и их увлажнение через длинные (более
15—20 м) скважины диаметром 45—НО мм, ко вторым — раз-
личные виды гидрообработки призабойной зоны угольного пла-
ста через короткие шпуры, образование разгрузочных полостей,
бурение опережающих скважин и торпедирование массива
взрывными зарядами.
Гидрорыхление угольного пласта применяют при про-
ведении выработок по тонким и средней мощности пластам в тех
случаях, когда возможно бурение шпуров на заданную глубину
и нагнетание через них в пласт воды. Из забоя по угольному
пласту бурят не менее двух нагнетательных скважин. Длину
скважин диаметром 43—45 мм принимают равной 6—11 м.
В скважину вставляют герметизатор, предотвращающий выход
воды из скважины при нагнетании. Глубину герметизации сква-
жины принимают равной 4—8 м, считая от забоя. Объемную
скорость нагнетания воды принимают не менее 3 л/мин в рас-
чете на одну скважину, удельный объем воды, приходящийся
на 1 т угля в массиве,— не менее 20 л. Давление нагнетания
воды при гидрорыхлении обычно равно 8—35 МПа.
Другой локальный способ борьбы с внезапными выбросами
угля и газа в подготовительных выработках — устройство раз-
грузочных щелей. Способ используют при проведении вырабо-
ток с помощью буровзрывных работ или комбайнов избира-
тельного действия.
В МГИ разработан физико-химический способ снижения вы-
бросоопасности пласта при проведении выработок в режиме
сотрясательного взрывания на основе укрепления массива поли-
мерными соединениями. Нагнетание в пласт мочевино-формаль-
дегидной смолы совместно с отвердителями (хлористый аммо-
ний, щавелевая или соляная кислота в жидком состоянии) про-
изводят через две или три опережающие забой скважины
длиной 6—10 м. Расход жидкости при нагнетании составляет
0,2—0,3 м3/ч. В каждую скважину в зависимости от размеров
зоны физико-химического воздействия, пористости и трещинова-
тости угля нагнетают 0,4—0,6 м3 раствора при давлении 12—
18 МПа. Через 0,3—2 ч смола в пласте затвердевает и упрочняет
его. Размер упрочненной зоны по направлению движения выра-
ботки составляет 8—10 м, в боках — 2—2,5 м. При удельном
расходе раствора 15—30 л/т предел прочности угля на сжатие
возрастает в 1,4—1,8 раза, различие в прочностных характери-
стиках различных пачек угля снижается в 3 раза, уменьшается
начальная скорость метановыделения из угля при его разру-
шении.
137
Борьба с выбросами породы и газа при проведении вырабо-
ток предусматривает применение сотрясательного взрывания
с повышенным расходом взрывчатых веществ и полным выво-
дом рабочих за пределы возможного опасного действия вы-
броса, проведение выработок уменьшенной площадью попереч-
ного сечения с последующим его расширением до проектного,
гидроотбойку массива, образование разгрузочной щели, исполь-
зование контурного взрывания.
Борьбу с горными ударами, происходящими в виде
быстрого, порой практически мгновенного разрушения массива
угля или породы, проводят в направлении уменьшения дейст-
вующих в массиве напряжений. Горные удары проявляются
в забое выработки и в целиках, оставленных по контуру выра-
ботки, а также вблизи геологических нарушений. Прогноз уда-
роопасности массива проводят по выходу буровой мелочи при
бурении скважин, сейсмоакустической активности, влажности и
прочностным свойствам массива. По результатам прогноза оп-
ределяют категорию удароопасности пласта. По методике
ВНИМИ различают четыре категории удароопасности участка
пластов: I — особо опасен; II—опасен; III — непосредственной
опасности нет, но требуется периодический контроль степени
выбросоопасности; IV— неудароопасен.
6.5. РЕМОНТ, ВОССТАНОВЛЕНИЕ
И ЛИКВИДАЦИЯ ВЫРАБОТОК
Под действием горного давления крепь горных выработок
подвергается деформациям Такие деформации свойственны при-
мерно 50 % всех выработок. Ежегодно перекрепляют около 22 %
протяженности поддерживаемых горных выработок. На ремонте
горных выработок занято 15—20 % общей численности подзем-
ных рабочих. Трудоемкость ремонта выработок с интенсив-
ным вывалообразованием составляет 70—120 % трудоемкости
работ по возведению постоянной крепи при проведении выра-
боток.
В зависимости от характера деформаций крепи выработки и
уменьшения ее проектного сечения различают: текущий ре-
монт, при котором устраняют мелкие неисправности крепи
(замена отдельных поломанных рам или их элементов, заделка
трещин или вывалов площадью до 1 м2 в монолитной крепи
и т. д.); средний ремонт, при котором заменяют крепь
на отдельных (длиной до 5 м) участках выработки, устанавли-
вают промежуточные рамы, а также производят подрывку почвы
без перестилки рельсовых путей; капитальный ремонт, при ко-
тором полностью заменяют крепь с выпуском породы и увели-
чением поперечного сечения выработки до проектных размеров
на участках, длиной более 5 м, а также осуществляют подрывку
138
почвы с перестилкой рельсовых путей. Своевременное проведе-
ние текущего и среднего ремонта сокращает общие затраты на
поддержание выработок на 25—30 %.
При необходимости перекрепления выработки старую крепь
удаляют, породу выпускают, грузят в вагонетки и возводят
новую крепь. На перекрепление выработки составляют проект,
в котором предусматривают применение забивной предохрани-
тельной крепи, цементации и других мероприятий по укрепле-
нию разрушенных пород и повышению безопасности работ.
Трудоемкость перекрепления составляет в среднем 14—15 чел-
смен на 1 м выработки.
В случае пучения почвы производят также подрывку почвы
и ремонт старого пути или настилку нового.
В стволах осуществляют мелкий ремонт, частичное и сплош-
ное перекрепление, при которых ремонтируют как крепь, так и
армировку. При перекреплении ствола устанавливают времен-
ную кольцевую крепь. Выемку старой крепи ведут в звене
ствола высотой 1—1,2 м сверх) вниз, а возведение новой крепи
в том же звене — снизу вверх.
Ликвидацию (погашение) выработок производят, если на-
добность в них полностью отпала. При этом в горизонтальных
и наклонных выработках с углом наклона не более 30° допус-
кают извлечение крепи при условии погашения выработки в на-
правлении, обеспечивающем выход к стволу шахты. Извлечение
крепи в выработках с углом наклона 15—30° производят только
в направлении снизу вверх. При погашении выработок извле-
кают также некоторые конструкции сборной железобетонной
крепи, анкерной и смешанной крепи. Деревянную крепь извле-
кают редко. Стоимость извлечения и восстановления крепи
в зависимости от механизации работ и степени ее деформации
составляет 35—60 % стоимости новой крепи.
Извлечение крепи при погашении выработок осуществляют
с помощью специальных машин, электрических лебедок, дета-
лей и гидравлических стоек. Погашаемые вертикальные выра-
ботки засыпают негорючими материалами, а затем перекры-
вают железобетонными плитами или полками из металлических
балок либо рельсов. Устья ликвидированных наклонных выра-
боток, имеющих выход на поверхность, и штолен закрывают
кирпичными, каменными или бетонными перемычками.
КОНТРОЛЬНЫЕ ВОПРОСЫ
1. Каковы отличия применяемых технологических схем проведения вер-
тикальных стволов?
2. Какие производственные процессы входят в состав проходческого
цикла при проведении вертикальных выработок?
3. В чем заключается сущность технологии углубки вертикальных
стволов?
139
4. Какие бывают специальные способы проходки вертикальных стволов?
5. В чем особенности проведения выработок по выбросоопасным пла-
стам?
ЗАДАЧИ
1. Рассчитайте техническую производительность тяжелой ковшовой по-
грузочной машины с вместимостью ковша 1,2 м3 при продолжительности
паузы между циклами черпания 30 с.
2. Определите ориентировочные затраты на проведение смешанным за-
боем откаточного штрека площадью поперечного сечения в свету 18 м2 в пе-
риод строительства шахты при следующих условиях: крепь — металлическая
арочная; глубина горных работ 700 м; длина выработки 200 м; приток воды
в забой 5 м3/ч; породы выбросоопасные с коэффициентом крепости /=6;
т| = 0,6.
3. Рассчитайте техническую производительность проходческого комбайна
избирательного действия при вынимаемой мощности слоя породы 0,5 м и
его глубине 0,3 м, максимальной скорости поперечного перемещения стрелы
исполнительного органа 0,07 м/с и коэффициенте непрерывной работы 0,85.
4. Рассчитайте глубину комплекта шпуров в забое при проведении вер-
тикального ствола со скоростью 60 м/мес. Продолжительность проходческого
цикла равна 18 ч; длительность рабочей смены 6 ч, число рабочих смен
в сутки три; рабочая неделя — непрерывная.
5. Определите стоимость проведения вертикального скипового ствола диа-
метром в свету 6 м и глубиной 1200 м в период строительства шахты при
следующих условиях: приток воды в забой 5 м3/ч; породы невыбросоопас-
ные с коэффициентом крепости /=6.
Часть 111
ОЧИСТНЫЕ РАБОТЫ В ШАХТАХ
7. ОЧИСТНЫЕ РАБОТЫ НА ПОЛОГИХ
И НАКЛОННЫХ ПЛАСТАХ
7.1. СХЕМЫ ОЧИСТНОЙ ВЫЕМКИ УГЛЯ
Очистные работы включают процессы собственно вы-
емки полезного ископаемого, крепления забоя и управления
кровлей. Под очистной выемкой следует понимать сово-
купность процессов отбойки (отделения от массива), погрузки
на забойное транспортное средство и доставки полезного иско-
паемого из забоя до ближайшей транспортной выработки. Очи-
стная выемка является основным и главным процессом очист-
ных работ, без которого невозможна добыча полезных иско-
паемых.
Процессы крепления забоя и управления кровлей носят под-
чиненный характер и во многом зависят от технологии очист-
ной выемки. Например, в некоторых условиях при очистной вы-
емке отсутствуют процессы крепления забоя или управления
кровлей (выемка угля в коротких забоях, выемка руд).
Каждый очистной забой должен иметь не менее двух выхо-
дов— один на транспортную, другой на вентиляционную выра-
ботки. Прилегающие к очистному забою транспортную и венти-
ляционную выработки называют выемочными. Ими мо-
гут быть штреки, бремсберги, уклоны, ходки, печи и скаты.
В протяженных (длинных) очистных забоях — лавах выемку
угля ведут по фланговой и фронтальной схемам. При флан-
говой схеме (рис. 7.1, а) отделение от массива осуществ-
ляют как правило, выемочной машиной в одной точке з'абоя.
В отдельных случаях в очистном забое устанавливают две вы-
емочные машины, которые работают в раздельных частях лавы.
При фланговой схеме выемки угля выемочную машину переме-
щают вдоль забоя перпендикулярно к направлению его подви-
гания и вынимают полосу определенной ширины, которую назы-
вают шириной захвата выемочной машины. В зависимости от
ширины захвата различают широкозахватную, узкозахватную
и струговую выемку. При широкозахватной выемке ширина за-
хвата составляет более 1 м, при узкозахватной — 0,5—1 м и при
струговой 0,03—0,15 м. При широко- и узкозахватной выемке
уголь разрушают в основном резанием, при струговой — сколом.
141
Рис. 7.1. Фланговая (а), фронтальная (б) схемы выемки угля в длинном
очистном забое и схема выемки заходками (в) в коротком очистном забое:
/ — выемочная машина; 2 — выемочный агрегат; 3 — гидромонитор; 4 — направление пе-
ремещения машины; 5 — направление подвигания очистного вабоя; г — ширина захвата
выемочной машины
Рис. 7.2 Схемы расположения и подвигания очистного забоя:
/ — выработанное пространство; 2 — угольный пласт; ОА — линия простирания пласта;
О В — линия падения пласта
При фронтальной схеме отделение угля от массива
производят выемочным агрегатом одновременно по всей длине
очистного забоя. Направление перемещения агрегата в этом
случае совпадает с направлением подвигания очистного забоя
(рис. 7.1, б).
142
В коротких очистных забоях — очистных камерах выемку
угля ведут или одновременно по всей ширине забоя, или за-
ход ка м и (рис. 7.1, в).
В шахтах нашей страны подавляющая часть угля добыва-
ется в длинных очистных забоях.
Очистные забои могут быть различно ориентированы по от-
ношению к элементам залегания угольного пласта — по паде-
нию, простиранию, вкрест простирания и диагонально (рис. 7.2).
Очистные забои в этих случаях подвигаются соответственно по
простиранию (см. рис. 7.2,а), восстанию (см. рис. 7.2,6), паде-
нию (см. рис. 7.2, в), простиранию (см. рис. 7.2,г) и диагонально
(см. рис. 7.2, д, в).
Отделение угля от массива осуществляют с помощью ком-
байнов, стругов, агрегатов, гидромониторов и механо-гидравли-
ческих машин, врубовых машин и буровзрывных работ. Наибо-
лее распространена выемка комбайнами, на долю которых при-
ходится около 85 % общей добычи угля из действующих
очистных забоев.
7.2. КОМБАЙНОВАЯ ВЫЕМКА УГЛЯ
В ДЛИННЫХ ЗАБОЯХ
Очистной комбайн для выемки угля на пологих и наклонных
пластах состоит из электродвигателей, редукторов, одного или
двух исполнительных органов, погрузочного устройства, меха-
низма подачи, систем управления и пылеподавления (рис. 7.3).
Исполнительный орган комбайна предназначен для отделе-
ния угля от массива и погрузки отбитой горной массы на забой-
ный конвейер. Исполнительный орган современного очистного
комбайна выполняют в виде шнека, барабана, буровой или бу-
роскалывающей коронки, цепного бара, режущей коронки. Наи-
более распространены узкозахватные очистные комбайны со
шнековым исполнительным органом, которые применяют на пла-
стах мощностью 0,6 м и более с сопротивляемостью угля реза-
нию до 300 кН/м. Шнековые исполнительные органы обеспечи-
вают повышенную сортность добываемого угля.
Узкозахватные комбайны в СССР выпускают с шириной за-
хвата 0,5; 0,63; 0,8 и 1 м. Преимущественное распространение
получила ширина захвата 0,63 м.
Исполнительный орган оснащается рабочим инструментом —
резцами, армированными твердыми сплавами. При работе ис-
полнительного органа направление резания угля принимают
обычно снизу вверх (от почвы к кровле пласта), т. к. при таком
резании расход энергии на разрушение угля меньше на 5—10 %,
чем при резании сверху вниз. Удельный расход электроэнергии
на выемку угля средней крепости комбайнами со шнековым ис-
полнительным органом при скорости подачи комбайна 1,5—
яэнгп v и hit be — о? !Кэнт VHHtfaddu — £ 1иххиТп энньоеХ&кш — $ *i ‘.qifaxejHavodjMaife — ‘HdoiaAirsd — <? '$* 'f 'z iHhBiroii иеинвхэи — /
:BHPjdo олонч1гэхин1гоиэи иэинэжоеонэес! иннолнвтгф о 89‘ШЛ внивдиоя олонхвнхвеомеЛ олонхэино внэхз *££ 'ohj
Рис. 7.4. Схема размещения оборудования в лаве:
/ — верхняя приводная головка забойного конвейера; 2 —
верхняя ниша; 3 —- став забойного конвейера; 4— узкоза-
хватныЙ очистной комбайн; 5 — исполнительный орган ком-
байна; 6 — нижняя ниша; 7 — нижняя приводная головка
забойного конвейера; 8 — скребковый конвейер в транспорт-
ной выработке
Рис. 7.5. Односторонняя (а) и челноковая (б)
схемы выемки угля комбайном:
/—обрушение породы; 2— рабочее пространство очистного
забоя; 3 — пласт; 4 — направление движения комбайна при
выемке угля; 5 — направление движения комбайна при хо-
лостом его перегоне
3 м/мин составляет 0,35—0,8 кВт/т, с барабанным исполнитель-
ным органом 0,
ным органом 0,5—1,2 кВт/т.
ГЪыемка ^гля в лаве, оборудованной узкозахватным очистным
комбайном’осуществляется следующим образом (рис. 7.4). Ком-
байн, располагающийся на забойном конвейере, разрушает мас-
сив и грузит уголь на конвейер, доставляющий его к конвейеру
в транспортной выработке. Часть отбитого угля остается непо-
груженной. Для ее погрузки комбайн оснащается погрузочным
устройством в виде щитка или лемех^.^Цля размещения приво-
дов, обеспечения свободного входа и выхода из очистного забоя
в лаве устраивают ниши длиной по 2—4 м и шириной, равной
2—2,5 ширины захвата комбайна. Выемку угля из ниш ведут
с помощью буровзрывных работ или специальных нишерезных
машин. В последние годы все большее распространение полу-
чает безнишевая выемка с самозарубкой комбайна в пласт
фронтально или косыми заездами.
ГПо мере выемки полос забойный конвейер должен периоди-
чески передвигаться к забою. Для механизации передвижки и
обеспечения минимальной площади незакрепленного рабочего
пространства лавы вслед за проходом комбайна забойные кон-
вейеры делают изгибающимися. Изгиб конвейера допускает
его передвижку в лаве по частям. Применяют также передви-
145
Таблица 7.1
Показатели КА-80 МК-67М К-ЮЗ 1 К-101 У
Расчетная производи- тельность, т/мин Вынимаемая мощность пласта, м 3 1,2 1,5-2,1 1,2
0,85—1,2 0,7—1 0,6—1,2 0,78—1,3
Максимальная сопро- тивляемость угля реза- нию, кН/м Исполнительный орган: 300 300 300 200; 300
ширина захвата, м 0,8 0,8 0,8 0,63; 0,8
число шнеков (бараба- нов) 2 1 ! 2 2
Рабочая скорость подачи, м/мин 0—5 0—5 0—5 0—3,5
Мощность электродви- гателя, кВт Оборудование для работы комбайна: 132 125 75X2 100
крепь «Дон- басс»-80 «Дон- басс-М» М-97; ин- дивидуаль- ная 1МК-ЮЗ; индиви- дуальная 1МК-97Д, М-88, «Дон- басс-М»; индиви- дуальная
конвейер СПЦ-151 СП-48М; СПЦ-151; СП-202; СП-63М СП-202В1 СП-87ПМ
Масса, т 10,6—10.8 9,4—9,8 10,3—11,4 9,3
Примечания. 1. Все комбайны, кроме комбайнов КА-80 и МК-67М, имеют
исполнительными органами с вертикальной осью вращения.
2. Все комбайны предназначены для применения на пластах с углом падения
или восстанию.
3. Все комбайны, за исключением комбайнов 2ГШ-68Б, КШ-1КГУ и 2КШ-3. снабже
ными щитками.
гающиеся одновременно по всему фронту забоя скребковые кон-
вейеры. Шаг передвижки забойного конвейера зависит от ши-
рины захвата комбайна.
Одновременно с выемкой угля комбайном осуществляют
крепление забоя, управление кровлей, проветривание, пылепо-
давление, доставку необходимых материалов и оборудования,
при необходимости производят дегазацию массива или вырабо-
танного пространства и противовыбросные мероприятия. J
Перемещение комбайна вдоль забоя осуществляют по одно-
сторонней или Челноковой схеме (рис. 7.5). При односторон-
ней схеме выемку угля ведут только в одном направлении,
например, по восстанию (см. рис.7.5,а). В другом направлении
ведут холостой перегон комбайна по лаве на маневровой (повы-
146
2К-52МУ 1ГШ-68 2ГШ-68Б КШ-1КГУ 2К-ШЗ
1,5 2 2,5—2,8 2—3 6
1,1-1,9 1,3—2,5 1,3—2,5 1,4—2,8 2-4,1
300 200; 300 300 300 300
0,63; 0,8 2 0,5; 0,63; 0,8 2 0,5; 0,63; 0,8 2 0,5; 0,63 2 0,5; 0,63 2
0—4,4 0-4,4 0—6 0—4,4 0—8
100 132X2 132X2 100 200X2
КМ-87УМП КМ-87УМН, индивидуаль- ная М87УМ, 1МКМ, 2М81Э, МК75 МК-75, М-130 ОКП-70, 1УКП, М-138 1МКМ; ЮКП; 2ОКП; МК-75; 2М-81Э 2ОКП; 2ОКП-70; 2М8-1Э;2УКП, М-130
СП-87ПМ; СП-202; СП-63М 10,2—11,8 । СУОКП, КИЗМ 16,2—18,6 СУ-МК-75; СП-87ПМ; СУ-ОКП-70; СП-301 18,8—20,8 КМ-ЗМ; СУ-ОКП; КМ-81-02БМ 10,8—13,9 СУ-ОКП; СУ-ОКП-70; СП-301; КМ81-02БМ 30,4—31,3
шнековые исполнительные органы; комбайны КА-80 и МК-67М снабжены барабанными
до 35° при подвигании лавы по простиранию и до 10° при подвигании лавы по падению
ны погрузочными устройствами различного рода — откидными, подъемными и перенос
шенной) скорости подачи. При Челноковой схеме вы-
емку угля производят в обоих направлениях (см. рис. 7.5, б).
Операции, связанные с подготовкой к работе очистного ком-
байна, забойного конвейера и крепи сопряжения очистного за-
боя с выемочной выработкой, называют концевыми.
Совокупность процессов и операций, выполняемых и периоди-
чески повторяющихся при выемке угля по всей длине очист-
ного забоя на определенное его подвигание, называют вые-
мочным циклом.
Сменная производительность (т) узкозахватного очистного
комбайна
Qcm — 60feMQTT см,
147
где kn — коэффициент машинного времени (коэффициент, ха-
рактеризующий продолжительность работы комбайна по выемке
угля); QT — теоретическая (расчетная) производительность ком-
байна, т/мин, <?т = ^д^вгр (Цд—максимально возможная ско-
рость подачи комбайна, м/мин; тв— вынимаемая мощность
пласта, м; г — ширина захвата выемочного органа комбайна, м;
р — плотность угля в массиве, т/м3); Тем — продолжительность
смены по добыче угля, ч.
Значения коэффициента машинного времени принимаются
следующие:
Сопротивляемость угля резанию, кН/м . . <180
/?м для комбайнов:
1ГШ-68, КШ-ЗМ ......................0,43—0,58
1К-Ю1У, КШ-1КГУ.....................0,55—0,64
180—240 240—360
0,47—0,61 0,45—0,53
0,57—0,68 —
Они могут быть также рассчитаны по формуле
== (1/Лг+ 1/Лс+ l/fea О — 2)"1,
где kr—коэффициент готовности комбайна, равный для совре-
менных комбайнов 0,77—0,94, точное значение коэффициента
готовности рассчитывают по формуле Аг = Тр/(Тр + Тв) (Тр —
средняя продолжительность безотказной работы комбайна при
выемке полосы, мин; Тв — средняя длительность восстановления
комбайна (ликвидации одного отказа в работе), мин (для ком-
байнов 1 К-101 У, 2К-52МУ и 1Г-Ш68 Гв = 9—34 мин); kc — ко-
эффициент совершенства схемы выемки угля, &с = 7'р/(7'р +
+ Гв. о) (Т'в. о — продолжительность вспомогательных операций
при выемке полосы угля, принимается из расчета 0,1—0,15 мин
на 1 м длины очистного забоя); k3. о — коэффициент эксплуата-
ционных отказов, Аэ.о = 7'р/(Тр4-7,э.о) (Т'э.о — средняя продол-
жительность отказов в работе комбайна при выемке одной по-
лосы, принимаемая равной 10—30 мин).
Нагрузка на очистной забой (т/сут), оборудованный узко-
захватным комбайном, при пологом залегании пласта
Л су? — Лсм^см^с. у^у. п»
где Лсм — сменная нагрузка на забой, т, Лсм = (?смС, с—коэффи-
циент извлечения в процессе выемки угля, с=0,96-е-0,98); пСм —
число смен по добыче угля в сутки; kc, у — коэффициент, учиты-
вающий сложность условий выемки угля, зависит от нарушен-
ности и мощности пласта и изменения последней, kc, у = 0,5-е-
4-1; Ау. п — коэффициент, учитывающий угол падения пласта,
йу. и=0,65-s-1.
Длину очистного забоя, оборудованного узкозахватным ком-
байном, можно рассчитать по эксплуатационным возможностям
148
Таблица 7.2
Показателя «Кировец-2 К» 2КНТГ
Вынимаемая мощность пласта, м 0,55—0,90 1 0,55—0,75
Максимальный угол падения пласта при подвигании лавы по простиранию, градус 35 18
Максимальная сопротивляе- мость угля резанию, кН/м Исполнительный орган: 200 300
тип Баровый Буровые коронки
число I 4
Погрузочное, устройство Механизм подачи: Кольцевой грузчик нли погрузочный щи- ток Отбойно-погрузочная цепь
тип скорость подачи, м/мин: «Урал-33> с тяговым органом в виде ка- ната «Урал-33»
рабочая 0—2,8 0—2,8
маневровая 0—8,1 0—8,1
Мощность двигателя, кВт 89 93
Масса, т 4,9—6,5 9—9,1
комбайна (по технологическому фактору) по следующей фор-
муле:
/ [(7*СМ Ап. з) Ас. ОЛц1
•л —
я,
где Тем — продолжительность добычной смены, мин; tn. з, /к. о —
длительность соответственно подготовительно-заключительных и
концевых операций, /п.3= 154-35, /к. о = 154-20 мин; пц — число
вынимаемых полос в смену; kr—коэффициент готовности ком-
байна; ир—рабочая скорость подачи комбайна, м/мин; d\ — по-
казатель схемы выемки угля, при односторонней схеме d\ =
= 1/им (vM — маневровая скорость подачи комбайна, м/мин),
при Челноковой di=0; г/г—показатель технологичности испол-
нительного органа, при замене резцов в конце выемки полосы
последовательно с концевыми операциями d2—t3ny. р (/3— время
на замену одного резца, f3 = 0,54-0,6 мин; пу. р—удельный рас-
ход резцов на выемку 1 м полосы по длине лавы, пу. р=0,02-т-
4-0,1 м”1); пРи замене резцов одновременно с концевыми опе-
рациями (например, при Челноковой схеме) d2=0; /в'— удель-
ные затраты времени на вспомогательные операции при выемке
1 м полосы, мин/м, /в=0,14-0,2 мин/м; S/H— суммарная длина
верхней и нижней ниш в лаве, 2/н=44-6 м.
149
Краткая техническая характеристика применяемых узкоза-
хватных комбайнов приведена в табл. 7.1, широкозахватных —
в табл. 7.2.
7.3. ДОСТАВКА УГЛЯ В ДЛИННЫХ
ОЧИСТНЫХ ЗАБОЯХ
В длинных очистных забоях на пологих и наклонных пластах
для доставки угля от комбайна до выемочной выработки ис-
пользуют скребковый конвейер, который состоит из тягового ор-
гана, рештачного става, приводов, натяжного устройства
(рис. 7.6). Уголь грузят на рештачный став и скребками пере-
мешают по лаве.
Тяговый орган скребкового конвейера представляет собой
одну, две или три круглозвенные неразборные или разборные
цепи с укрепленными на них штампованными или коваными
скребками. Расстояния между скребками составляет 600—
1024 мм. Скорость движения цепи 0,64—1,4 м/с.
РештачЯый став состоит из соединенных друг с другом реш-
таков— металлических штампованных или сварных желобов,
в которых перемещаются цепи и скребки. Длина серийно выпу-
скаемых рештаков равна 1—2,5 м. Они соединяются болтовыми
и стержневыми подвижными связями, которые позволяют реш-
такам изгибаться в одном соединении относительно друг друга
в горизонтальной и вертикальной плоскостях на 3°. Рештачный
став собирают из головного, линейных и концевого рештаков.
Привод состоит из одного или двух электродвигателей, пре-
дохранительной муфты и редуктора. Привод бывает головным и
концевым (хвостовым). На некоторых конвейерах хвостовой
привод может отсутствовать (СК-38). Число электродвигателей
в конвейерах колеблется от одного до четырех. Привод имеет
натяжное устройство для скребковой цепи.
По способу передвижения вслед за подвиганием очистного
забоя скребковые конвейеры разделяют на изгибающиеся (пе-
редвижные) и разборные (переносные). Изгибающиеся конвей-
еры позволяют передвигать без разборки став на расстояние до
1 м в интервале 10—15 м своей длины.
Техническая производительность скребкового конвейера
(т/ч)
Qrex ” ЗбООХрцЛзпРу^ц,
где Хрш — номинальная площадь поперечного сечения насыпан-
ного на рештачный став угля, м2; Лзп — коэффициент заполне-
ния желоба, для расположенных горизонтально конвейеров
£зп==0,6н-0,8, наклонно при транспортировке груза снизу вверх
Лзп=0,4-^0,6, при транспортировке сверху вниз &3п=1; ру—
плотность отбитого угля, т/м3; —коэффициент влияния угла
150
Рис. 7.6. Схема скребкового изгибающегося конвейера СП-202:
/ — головной привод; 2—концевой привод; 3, 5 — соответственно головной и хвостовой рештаки; 4 — рештачный став; 6 — скребковая
цепь; 7 — лемех для зачистки почвы в лаве от угля; 8— направляющая для комбайна; 9, 10— борта кабелеукладчика
Таблица 7.3
Показателя СП-202 СП-87ПМ СПЦ-151
Мощность пласта, м >0,9 1,05—2 0,7—1,2
Максимальный угол на- клона при подвигании лавы по простиранию, градус 35 35 35
Максимальная произво- дительность, т/ч 600 600 300
Максимальная скорость транспортирования, м/с 1,4 1.4 1,25
Максимальная длина конвейера в поставке, м 300 200 180
Мощность одного элект- тродвигателя, кВт 55; ПО 55; 110 45; 55
Число электродвигате- лей в приводе:
головном 2 1—2 2
концевом 0—2 1—2 1
Максимальная масса, т 140 133 НО
СП-301 СП-48М СП М-46 ки-зм СУ-ОКП-70
>1,95 0,7—0,9 0,6—1 1,4—1,75 1,9—3
35 20 25 15 35
990 290 120 200 730
1,38 1,12 0,8 0,92 1,24
180 150; 200 180 104 150
55; НО 55 22 32 55
1—2 2 . 2 2 1—2
1—2 1 1 1
176 61,2 25,4 49,5 95,4
Таблица 7.4
Показатели СК-38 1СР-70М С-53МУ
Мощность пласта, м 0,45—0,8 >0,9 18 >0,8
Максимальный угол наклона при под- вигании лавы по простиранию, гра- 18 15
дус Максимальная производительность, т/ч 100 500 200
Максимальная скорость транспортиро- вания, м/с Максимальная длина конвейера в по- ставке, м 0,64 1,02 1,07
150 220 150
Длина рештака, мм 1385 1580 2520
Мощность одного электродвигателя, кВт Число электродвигателей в приводе: 22 32; 45 32; 45
головном 1 2 1
концевом 0—1 0—2 —
Максимальная масса, т 15,8 45 11,2
наклона установки конвейера р, при изменении р от —10° до
+ 10° k$ меняется соответственно от 1,5 до 0,7; — скорость
движения тягового органа конвейера, м/с. Характеристика изги-
бающихся (передвижных) скребковых конвейеров приведена
в табл. 7.3, разборных — в табл. 7.4.
Разборные конвейеры перед перемещением вслед за подвига-
нием очистного забоя разбирают на рештаки и куски цепей, пе-
реносят их на новую дорогу, приводы передвигают и монтируют
рештачный став заново.
С забойного скребкового конвейера уголь перегружают на
скребковый конвейер, установленный в прилегающей к лаве вы-*
емочной выработке (штреке, просеке, ходке) или на скребковый
перегружатель ПТК-1, ПТК-2У или 1КСП-2Н.
Со штрекового скребкового конвейера или перегружателя
уголь попадает на цепочку ленточных конвейеров, которыми он
транспортируется к стволу шахты или на поверхность. В ряде
случаев уголь из лавы грузят непосредственно в вагонетки на
откаточном штреке, которые с помощью электровозной откатки
доставляют по системе транспортных выработок к стволу шахты.
7.4. ВЫЕМКА ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ
В КОРОТКИХ ЗАБОЯХ
Коротким забоем считают очистной забой длиной до 16 м.
При подвигании такой забой оставляет за собой выемочную
камеру. Благодаря небольшой длине забоя процессы отбойки
полезного ископаемого, крепления и управления кровлей скон-
153
центрированы в ограниченном пространстве. При разработке
пластов с устойчивыми кровлями отсутствует необходимость
в управлении кровлей, так как основную нагрузку от вышеле-
жащих пород воспринимают целики полезного ископаемого,
оставляемые между выемочными камерами. Однако это
связано с повышенными потерями полезных ископаемых
в недрах.
В СССР с короткими забоями разрабатывают пласты горю
чих сланцев, калийных руд и в небольшом объеме угля.
Отбойку полезного ископаемого в коротких забоях ведут про-
ходческими комбайнами, с помощью буровзрывных работ или
гидравлическим способом.
Выемку угля проходческими комбайнами в коротких забоях
осуществляют следующим образом. Исполнительный орган ком-
байна последовательно разрушает уголь по всей площади забоя
шириной 3—4 м на глубину 0,3—0,5 м. Отбитый уголь погрузчи-
ком подается на скребковый конвейер, который перегружает
уголь в самоходную вагонетку, на скребковый или на телескопи-
ческий ленточный конвейер. Кровля камеры поддерживается це-
ликами и дополнительно упрочняется анкерами. Вынимаемая
мощность пласта 3,5 м.
Вместимость самоходной вагонетки (м3) рассчитывают из
условия
V в QtT ц,
где QT — теоретическая производительность комбайна, м3/мин;
Тц—продолжительность одного рейса вагонетки, мин.
При буровзрывной отбойке уголь грузят в вагонетки или на
скребковый транспортер обычно погрузочной машиной непре-
рывного действия.
При добыче сланцев в выемочных камерах используют вру-
бовые машины «Урал-33> с шириной захвата до 2 м (рис. 7.7).
Камеры имеют размеры по площади 8x7,5 м, высота камеры
соответствует вынимаемой мощности пласта. Между камерами
оставляют прямоугольные целики, размеры которых принимают
исходя из условия удержания кровли в выемочной камере. Рас-
стояние между целиками в направлении подвигания забоя со-
ставляет 8 м, вкрест подвигания — 7,5 м. Целики располагают
в одну линию. От целиков отработку ведут очистным забоем
длиной 150 м на расстоянии 8 м. Вдоль забоя монтируют скреб-
ковый конвейер, который служит для доставки сланца, добы-
ваемого в выемочных камерах.
На контакте пласта с почвой прорезают с помощью врубовой
машины щель, ослабляющую массив. Затем бурозврывным спо-
собом отбивают сланец и грузят его погрузочными машинами
1ПНБ-2 или 2ПНБ-2 на скребковый конвейер. Для погрузки
сланца используют также бульдозеры Т-74.
154
Рис. 7.7. Схема выемки сланца в коротких забоях:
/—погрузочные машины 1ПНБ-2: 2— врубовые машины «Урал-33>; 3 — скребковые кон-
вейеры СП 63М; 4 — бульдозер Т-74; 5 — опорный целик; б — ленточный конвейер
1ЛТ-Б0; 7 — анкерная крепь
Примером совмещения комбайнового и буровзрывного спо-
собов выемки полезного ископаемого в коротких забоях служит
разработка сильвинитовых руд в калийных рудниках (рис. 7.8).
Первоначально у почвы пласта проводят штрек шириной до 4 м
проходческим комбайном. Отбитую руду доставляют к погру-
зочному пункту, расположенному на магистральном штреке
возле устья камеры, самоходными вагонетками. После проведе-
ния штрека на длину до 150—200 м его расширяют на ширину
сначала 10, а затем 16 м с помощью буровзрывных работ. Бу-
ровзрывным способом же отбивают полезное ископаемое
у кровли пласта.
Короткие очистные забои нашли широкое применение при
гидравлической добыче угля в шахтах, при которой
А-А
Рис. 7.8. Схема отработки пласта калийной соли коротким забоем:
/ — сильвнннтовый массив 2 — шпур; 3 — камера; 4— штрек, проведенный проходческим
комбайном в нижней части рудного тела
155
Таблица 7.5
Показателя гмдц 12ГД-2 СГУ-2М 12ГП-2
Рабочее давление воды, МПа 12 12 36 12
Расход воды, м8/ч 150 400 285 400
Диаметр выходного отверстия насадки, мм 16—25 25—32 26—32 150
Производительность по отбойке угля, т/ч 50 30—60 50—70 70
угольный пласт разрушается струей воды, выбрасываемой под
большим давлением из гидромонитора. Гидромониторы бывают
с ручным, дистанционным, полуавтоматическим и программным
управлением. По способу передвижения их разделяют на пере-
носные, передвижные и самоходные. Давление воды на выходе
из насадки гидромонитора достигает 36 МПа, расход воды —
до 400 м3/ч (табл. 7.5).
Самоходную гидромониторную установку СГУ-2М приме-
няют в основном при проведении выработок.
Давление струи рк (МПа), необходимое для разрушения
угля, определяют по формуле
Рк — ^3RpRc ,
где Rv — предел прочности угля на одноосное растяжение, МПа;
Rc — предел прочности угля на одноосное сжатие, МПа.
Расход воды на один гидромонитор (м3/с)
QB = 0,97ndg V 125рр ,
где d„ — диаметр выходного отверстия насадки, м; рр — рабочее
давление воды, определяемое по технической характеристике
гидромонитора, МПа.
Куски угля с водой образуют водоугольную смесь —
пульпу. Соотношение твердого и жидкого компонентов
в пульпе составляет от 1:15 до 1 : 50.
Если отбойку угля осуществляют механическим способом,
а доставку — с помощью воды, то такую выемку называют м е -
ханогидравлической. При механогидравлической вы-
емке применяют проходческие комбайны К-56МГ и «Урал-38»
(табл. 7.6).
Исполнительным органом указанных комбайнов служит стре-
ловидная рукоять с резцовой коронкой в форме усеченного ко-
нуса.
Для обеспечения стока пульпы из забоя углеспускные и ак-
кумулирующие выработки проводят наклонными. При угле на-
клона выработки к горизонту до 20° пульпа транспортируется
156
Таблица 7.6
Показатели К-56МГ <Урал-38»
Производительность, т/мин 2,25 2
Вынимаемая мощность пласта, м 1,9—2,5 0,9—1,8
Максимальный угол падения пласта, м Сопротивляемость угля резанию, кН/м 15 15
200 200
Максимальный коэффициент крепости угля 4 3
или присекаемой породы Расход воды на гидротранспорт, м3/ч 150—200 150—250
Мощность электродвигателей, кВт 65 52
Масса, т 12,7 9,8
по желобам, а свыше 20° — по трубам. Пульпа поступает в уг-
лесосную камеру, где на грохотах она разделяется на обезво-
женный твердый материал и шлам. Далее уголь выдают на по-
верхность обычными средствами подъема, а шлам — по трубам
углесосами (10У-5, 12У-10, 14У-7 и др.), которые имеют произ-
водительность от 60 до 1400 м3/ч и развивают давление до
3,2 МПа. Для подъема угля используют также эрлифтные уста-
новки.
Примером гидравлической выемки угля в коротких забоях
может служить разработка пласта т'5 на шахте «Красноармей-
ская* в Донецком бассейне. Пласт имел мощность 1,3 м и за-
легал под углом 10—12°. Кровля была представлена трудно-
Рис. 7.9. Схемы гидравлической выемки пологого пласта короткими забоями
(а) и работы гидромонитора в выемочном просеке (б):
/ — выемочные печи; 2 — вентиляционные просеки: 3 — выемочный просек* 4 —вентиляци-
онная печь; 5—гидромониторы Л //, Ilf, ZV — последовательность отработки заходки
157
обрушающимся песчаником, почва — легкоразмокающим пуча-
щим глинистым сланцем. Между верхним вентиляционным и
нижним аккумулирующим штреками комбайном «Урал-38» че-
рез каждые 15—20 м проводил и. выемочные печи длиной 150 м,
соединявшиеся вентиляционными просеками (рис. 7.9). Отби-
тый комбайном уголь смывался водой и транспортировался по
выемочным печам в аккумулирующий штрек. Угол наклона вы-
емочных печей к горизонтальной плоскости составлял 9—10°.
Выемка угля между печами осуществлялась гидромонито-
рами заходками шириной по 2,5 м. Заходки отрабатывались
в обратном порядке. При этом использовались гидромониторы
ГМДЦ-ЗМ с давлением воды 9—10 МПа, управлявшиеся ди-
станционно с расстояния 5—10 м. Последовательность отра-
ботки заходки показана на рис. 7.9. При выемке угля со сто-
роны выработанного пространства средняя производительность
одного гидромонитора составляла 39 т/ч, со стороны массива —
18 т/ч.
7.5. КРЕПЛЕНИЕ ОЧИСТНОГО ЗАБОЯ
Выемка полезного ископаемого в очистном забое сопровож-
дается обнажением вмещающих пород. Над выработкой нахо-
дится ложная, непосредственная и основная кровля. Ложная
кровля — залегающий на контакте с пластом легкообрушаю-
щийся слой пород мощностью до 0,5—0,6 м. Непосредст-
венная кровля — толща пород над пластом, залегаю-
щая выше ложной кровли и легко обрушающаяся небольшими
по площади участками в выработанном пространстве при удале-
нии крепи. Основная кровля — толща прочных пород,
залегающих выше непосредственной кровли и обрушающихся
на значительных площадях после обрушения непосредственной
кровли.
Непосредственной почвой называют толщу по-
род, залегающих непосредственно под угольным пластом, а ос-
нов н о й — толщу пород, залегающих ниже непосредственной
почвы.
Ложная и непосредственная кровля, а также непосредствен-
ная почва в выработке могут отсутствовать.
При выемке полезного ископаемого обнаженные вмещающие
породы (на пологих и наклонных пластах породы кровли, на
крутонаклонных и крутых пластах — породы кровли и почвы)
теряют устойчивость и могут обрушаться. Для создания безо-
пасных условий труда и эксплуатации горного оборудования вы-
емка угля сопровождается креплением очистного забоя — про-
цессом установки поддерживающих кровлю (а также почву)
конструкций. Сами поддерживающие конструкции называют
крепью очистного забоя.
158
К крепям очистных забоев предъявляются следующие основ-
ные требования. Они должны иметь необходимую прочность,
т. е. выдерживать без разрушения заданные нагрузки, обладать
устойчивостью, т. е. сохранять заданное положение в простран-
стве, обладать жесткостью, т. е. не допускать деформаций, пре-
вышающих установленные для данных условий. Кроме того,
крепь должна позволять человеку эффективно работать в очист-
ной выработке, быть безопасной, надежной, долговечной и эко-
номичной.
Применяют следующие виды крепи очистного забоя: инди-
видуальную (призабойную и посадочную) и механизированную
(секционную, комплектную и агрегатную). Секционную крепь
по числу опорных стоек разделяют на одностоечную, рамную и
кустовую. По материалу индивидуальные крепи бывают метал-
лическими и деревянными, механизированные — только метал-
лическими.
Индивидуальная крепь состоит из стоек, установ-
ленных между кровлей и почвой, и верхняков, укладываемых
непосредственно под кровлю на стойки. Установленные в выра-
ботке стойки и верхняки образуют рамную конструкцию. Рама
состоит из верхняка и одной, двух и более стоек. Распростра-
нены двухстоечные рамы. По назначению индивидуальные крепи
разделяют на призабойные и посадочные (специальные). При-
забойную крепь устанавливают рядами в рабочем про-
странстве вслед за выемкой угля вдоль линии очистного забоя.
Призабойную крепь изготовляют из металла или дерева.
Металлические стойки разделяют на стойки трения и гидрав-
лические. Стойка трения (рис. 7.10) состоит из корпуса, выдвиж-
ной части и клинового замка. Принцип действия стойки трения
заключается в создании предварительного (начального) распора
стойки между кровлей и почвой пласта за счет прижатия кли-
ном или ломиком ее выдвижной части к верхняку, заклинива-
ния ^замка и создания сопротивления смещению пород.
Под действием горного давления длина стойки уменьшается
за счет вдавливания выдвижной части. При этом происходит
самозатяжка стойки. По характеру восприятия нагрузки стойки
трения бывают нарастающего и постоянного сопротивления
(рис. 7.11).
В настоящее время изготовляют следующие стойки трения
постоянного сопротивления: ТУ (уголковые) для пластов мощ-
ностью 0,5—1,45 м; Т — для пластов мощностью 0,9—2,5 м;
Т-25Ж (трубчато-желобчатые)—для пластов мощностью 1,2—
1,9 м. Используют также стойки типа ВК в качестве времен-
ной крепи для поддержания кровли непосредственно после ее
обнажения в выработках с неустойчивой кровлей.
Гидравлическая стойка (рис. 7.12) состоит из корпуса, вы-
движного штока с насадкой для поддержания верхняка, пор-
159
Рис. 7.10. Металлическая стойка трения типа ТУ для крепления призабой-
ного пространства очистных выработок на пластах мощностью 0,54—1,42 м
с углом падения до 35°:
/ — корпус; 2 —выдвижная часть; 3 — вкладыш; 4 — клин; 5 — пружина для возвра-
щения вкладыша в исходное положение после разгрузки стойки
шня, насоса, предохранительно-разгрузочного клапана и ниж-
ней опоры. При установке стойки рабочую жидкость насосом
перекачивают из выдвижной части в полость корпуса, раздви-
гая стойку до заданной высоты и начального распора. При сня-
тии стойки открывают разгрузочный клапан и перепускают ра-
бочую жидкость из корпуса в выдвижную часть. При этом вы-
движная часть опускается под действием собственного веса.
160
Рис. 7.11. Характеристика сопротивле-
ния стоек в зависимости от их по-
датливости АЛ:
1 — жесткая; 2 — крутонарастаюшая; 3 — по-
логонарастающая; 4 — постоянного сопротив-
ления; Яс — разрушающая нагрузка; —
допустимая нагрузка, Кд — (0,60,7) Яс; 7’д —
нагрузка, выше которой не допускается ра-
бота стойки
Несмотря на повышенную стоимость и более сложное обслу-
живание гидравлические стойки выгодно отличаются от стоек
трения повышенным уровнем механизации крепления, большим
значением начального распора, меньшей трудоемкостью уста-
новки и извлечения стоек, уменьшенной потерей, возможностью
дистанционного управления их работой.
Если насос для подачи рабочей жидкости установлен внутри
стойки, то ее называют стойкой с внутренним питанием, если
насос вынесен за пределы стойки, а жидкость подают по на-
сосному шлангу, то стойкой с внешним питанием. Стойками
с внутренним питанием являются стойки типа 2ГСК с рабочим
сопротивлением 250 кН, предназначенные для пластов мощ-
ностью 1,8—3,4 м, стойками с внешним питанием — стойки типа
2ГВТ с рабочим сопротивлением 200—250 кН для пластов мощ-
ностью 0,78—2,2 м, типа 2ГВС с рабочим сопротивлением
250 кН и для пластов мощностью 1,8—3,4 м и типа ГВ-30 с ра-
бочим сопротивлением 300 кН для пластов мощностью 0,7—
1,8 м.
Металлический верхняк (рис. 7.13) служит для равномерной
передачи сопротивления стоек индивидуальной крепи (стоек
трения и гидравлических стоек) на кровлю, предотвращения
вывалов породы в рабочее пространство и представляет собой
балку коробчатого или специального профиля. На одном конце
верхняка имеется вилка, а на другом — проушина. Они выпол-
нены так, что проушина одного верхняка входит в вилку дру-
гого и фиксируется в соединенном состоянии металлическим
штырем. Стыковочный узел двух верхняков является шарнир-
ным, что позволяет верхнякам перемещаться относительно друг
друга на некоторый угол.
Серийно выпускают верхняки ВВ-2 и ВВ-ЗОМ. В комплект
верхняков ВВ-2 входят опора (временный верхняк) и четыре
однотипных звена, соединяемых шарнирно. Шаг установки звена
верхняков 0,8 м, масса звена 14,2, опоры—13,2 кг. Комплект
верхняков ВВ-ЗОМ также состоит из одной опоры и четырех
звеньев с шагом 0,8 м. Масса звена 17,5 кг, опоры 12,5 кг.
6 Заказ Хе 758 161
Рис. 7.12. Гидравлическая стойка типа 2ГСК:
/ — корпус; 2 — ручной насос; 3 — выдвижной шток; 4 — насадка штока; 5 — втулка;
6 — предохранительно’разгрузочный клапан; 7 — нижняя опора стойки
Металлические верхняки применяют в очистных забоях, за-
крепленных металлической индивидуальной крепью, на пологих
и наклонных (до 35°) пластах мощностью 0,75—2,5 м. Стойки
часто ставят так, чтобы !/з верхняка находилась с завальной
162
250
Рис. 7.13. Металлический верхняк ВВ-2
Рис. 7.14. Посадочная металлическая стойка
типа ОКУМ:
1 — корпус; 2 — основной винт; 3 — настроечный
винт; 4 — верхняя опора; 5 — зажимная колодка;
6 — клин
стороны, а 2/з — со стороны забоя. На пологих пластах мощ-
ностью 2,5—3,5 м допускается применение деревянных верхня-
ков, выполненных из бруса, в комплекте с гидравлическими
стойками.
Посадочную (специальную) крепь применяют для восприя-
тия нагрузки, возникающей при периодических обрушениях (по-
садках) пород кровли в выработанном пространстве вслед за
подвиганием очистного забоя. Она как бы разделяет рабочее
пространство очистного забоя от выработанного.
Посадочная крепь может быть деревянной и металлической.
Деревянную посадочную крепь применяют в виде ряда стоек,
устанавливаемых в одну или реже в две линии и называемых
6* 163
органной крепью, кустов, состоящих из нескольких
стоек, и костров, выложенных парными стойками с пово-
ротом каждого ряда на 90°. Металлическую посадочную крепь
используют в виде посадочных стоек, кустов и костров. К ней
относятся посадочные стойки ОКУМ и гидравлическая посадоч-
ная крепь «Спутник».
Стойки ОКУМ (рис. 7.14) являются стойками нарастающего
сопротивления с ограниченной податливостью и используются
на пластах мощностью от 0,45 до 2,1 м. Их масса в зависимо-
сти от типоразмера составляет 95—361 кг. Установку стойки
осуществляют путем выдвижения основного винта при помощи
ломика до упора верхней опоры о кровлю и заклинивания его
в таком положении. Затем создают первоначальный распор
стойки путем вывинчивания настроечного винта и заклинивают
ее выдвижную часть. Извлекают крепь путем выбивки горизон-
тального клина, а передвигают вручную или с помощью руч-
ной лебедки.
Секционную посадочную крепь «Спутник» используют на
пластах мощностью 0,6—1,8 м в очистных забоях, в которых
применение механизированных комплексов затруднено. Стойки
крепи имеют рабочее сопротивление 800 и 1000 кН, начальный
распор 628 кН, массу 335—440 кг. Крепь можно применять
в комплексе с комбайнами IK-ЮЗ, 1К-101У, МК-67М, обору-
дованных исполнительным органом с шириной захвата 0,8 м,
и работающих с конвейерами СП-202 и СП-202В1.
Механизированной крепью очистного забоя называют пере-
двигающуюся механически металлическую, гидрофицированную,
преимущественно секционную крепь, состоящую из кинемати-
чески связанных между собой несущих, опорных и ограждаю-
щих элементов. Механизированная крепь предназначена для
механизированного крепления кровли и передвижения крепи
в призабойном пространстве, ограждения его от обрушенных
пород, механизации процессов управления кровлей и пере-
движки комбайна с конвейером. Механизированная крепь вы-
полняет одновременно функции индивидуальной и посадочной
крепей.
Механизированная крепь (рис. 7.15) состоит из линейных
секций или их комплектов, якорных секций, концевых секций,
одной или нескольких насосных станций для создания давле-
ния в гидросистеме, гидрокоммуникаций (соединительных рука-
вов и рукавов высокого давления), распределительной и кон-
трольно-измерительной аппаратуры. Линейная секция является
основной частью механизированной крепи и состоит из несущих
конструкций и одной—девяти стоек. Якорная секция служит для
предотвращения бокового опрокидывания линейных секций.
Концевые секции предназначены для крепления штрека (ходка)
на его сопряжении с лавой, а также для передвижки приводов
164
Рис. 7.15. Комплект передвижной механизированной крепи очистного забоя:
/ — секции крепи сопряжения с конвейерной выработкой; 2 — секции крепи сопряжения
с вентиляционной выработкой; 3 —концевые секции; 4, 6 — промежуточные секции; 5 —
линейная секция; 7 — первая забойная секция; 8 — блок гидрооборудовання; 9 — на-
сосная группа
забойного конвейера. Якорные и концевые секции в отдельных
механизированных крепях могут отсутствовать.
Линейная секция крепи состоит из несущих /, поддержи-
вающих 2, опорных 3 и оградительных 4 элементов (рис. 7.16):
В крепях различного типа поддерживающие и оградительные
элементы имеют свою характерную конструкцию.
В настоящее время механизированные крепи очистных за-
боев изготовляют в основном поддерживающего и оградительно-
поддерживающего типов (см. рис. 7.16). Помимо конструктив-
ных особенностей типы крепи отличаются длиной поддерживаю-
щих и оградительных элементов.
Рис. 7.16. Механизированная крепь поддерживающего (а) и оградительно
поддерживающего (б) типов:
*п— длина поддерживающего элемента; /ог— длина оградительного элемента
165
Рис. 7.17. Схемы пере-
движки секций механи-
зированных крепей:
1 — линейная секция: 2 —
изгибающийся забойный
конвейер; 3 — козырек крепи
б
Секции крепи располагают вдоль очистного забоя и переме-
щают вслед за его подвиганием в определенной последователь-
ности, т. е. секции как бы «шагают» вслед за выемкой угля.
По характеру взаимодействия с кровлей очистного забоя при
передвижке секций механизированные крепи делят на передви-
гаемые без потери контакта с кровлей и с потерей контакта.
Большинство типов механизированных крепей агрегатиро-
ваны с забойным конвейером.
Состав комплексов оборудования с механизированными пе-
редвижными крепями и область их применения характеризуются
данными табл. 7,7.
166
Основные схемы передвижки секций механизированных кре-
пей приведены на рис. 7.17. Схема (см. рис. 7.17, а) характе-
ризуется последовательной передвижкой секций крепи и после-
дующей фронтальной передвижкой конвейера одновременно по
всей лаве, схема (см. рис. 7.17,6)—последовательной пере-
движкой секций крепи вслед за проходом комбайна или с не-
большим отставанием от него (на расстояние изгиба конвей-
ера) и с передвижкой конвейера «волной» вслед за комбайном,
схема (см. рис. 7.17, в) — последовательной передвижкой четных
секций крепи за проходом комбайна и нечетных секций за уча-
стком изгиба конвейера, схема (см. рис. 7.17, г)—передвиж-
кой комплектных крепей, когда одну секцию комплекта пере-
двигают сразу же за проходом комбайна, а вторую — вслед за
изгибом конвейера, и схема (см. рис. 7.17,6)—передвижкой
секций крепи очистного забоя при струговой выемке, когда од-
новременно передвигают каждую первую, вторую, третью и чет-
вертую секции по всей длине лавы.
Если скорость крепления меньше скорости подачи комбайна,
то в очистном забое образуется значительное незакрепленное
пространство, что нежелательно. Поэтому производительность
комбайна в комплексно-механизированных забоях QK (т/мин)
проверяют по скорости передвижки секций механизированной
крепи икр (м/мин) по длине лавы. При этом должно соблю-
даться следующее условие:
Qk ^ВруЦср^Кр,
где тв — вынимаемая мощность пласта, м; ру — плотность угля,
т/м3; г — ширина захвата исполнительного органа комбайна, м;
ЛКр — коэффициент, учитывающий прочность и обводненность
пород почвы, /гкр=0,6 4-0,8.
В сухих забоях со слаботрещиноватыми породами почвы
скорость передвижки крепи «Донбасс-М», М-87УМС, 2М-81Э и
1МК-97Д составляет соответственно 4,6; 5,1; 2,5 и 4,8 м/мйн.
В случае несоблюдения указанного условия принимают бо-
лее скоростную схему передвижки секций, выбирают другую
крепь или ограничивают нагрузку на очистной забой.
Крепь сопряжения служит для предотвращения обрушения
пород на сопряжении очистного забоя с прилегающей к нему
выемочной выработкой.
Индивидуальная крепь сопряжения состоит из верхняков и
несущих конструкций. В качестве верхняков применяют метал-
лические прогоны специального профиля, рельсы, двутавры,
а в качестве несущих конструкций — гидравлические стойки
с внутренним питанием или металлические стойки трения. Крепь
сопряжения возводят с опережением по отношению к ниши на
5—6 м. Завальную часть выемочной выработки поддерживаю!
167
Таблица 7.7
Механизирован- ный комплекс оборудования Механизирован- ная передвижная крепь Тип крепи Очистной комбайн Забойный конвейер Область применения механизированного комплекса
мощность пласта, м • максимальный угол падения пласта при подвига- нии лавы, градус максимальное дав- ление на почву, МПа
по про- стира- нию по па- дению
1 км-103 1МК-103 Поддерживающая, агрегатированная к-юз СП-202В1 0,7—0,9 35 12 3,5
2МКДМ («Дон- басс-М») «Донбасс-М» То же MK-67M, 1К-101 СП-48М, СП-202 0,8—1,2 25 10 2
1КМ-97Д 1МК-97Д Поддерживающая, комплектная 1К-101, МК-67М СП-202 0,75—1,2 20 10 3,2
КМК-97М МК-98 То же 1К-Ю1У, МК-67М, К-ЮЗ СП-202 0,75—1,25 20 10 3,4
КД-80 «Донбасс-80» Оградительно-поддер- живающая КА-80 СПЦ-151 0,85—1,2 35 10 2
1 КМ-88 и 2КМ-87УМН 1М-88, 2М-87УМН Поддерживающая, агрегатированная 1К:Ю1У, 2К 52, ГШ-68 СП-87ПМ 1-1,3; L25-J35 15; 35 10 2.9
КМ-87УМП 2М-87УМП То же 1 К-101 У, 2К-52МУ, ГШ-68 СП-87ПМ 1,05-^1,95 15—20 10 2.9 1
2КМ-87УМА 2М-87УМА » ГШ-68 СП-87ПМ 1,25—1,95 20 10 2.9
1КМТ 1МТ Поддерживающая, агрегатированная, кустовая 1К-Ю1У, ГШ-68 СП-87ПМ ж 1,1-1.5 35 10 2,7
2КМТ 2МТ То же 2ГШ-68Б СП-87ПМ 1,35—2 35 10 2,7
1МКМ 1МКМ Огради тел ьно-поддер- живающая, агрегати- рованная КШ-1КГУ ки-зм 1,4—1,75 15 12 1.1
МК-75 МК-75 То же ГШ-68 СУ-МК-75 1,6—2,2 35 12 0,8
окп Т-13К » КШ-1КГУ, ГШ-68, КШ-3 СУ-ОКП 2—3 12 8 0,8
ОКП-70 ОКП-70 X Оградител ьно-поддер - живающая, агрегати- рованная КШ-1КГУ, ГШ-68, КМ-3 СУ-ОКП-70 1,6^4 30 10 1.2
2КМ-81Э 2М-81Э То же 1 ГШ-68, КШ-3 КМ 87-02БМ • \ 2—3,2 15 10 2.6
КМ1-30 М-130 Поддерживающая, агрегатированная ГШ-68, КШ-3 СП-301' 2—4,2 35 10 2,5
1УКП 1УКП Оградител ьно-поддер - живающая, агрега- тированная 2ГШ-68Б ж СП-87ПМ 1,2—2,5 35 15 0,9
2УКП 2УКП То же 2 КШ-3 2УКП-02 2,4-4,5 18 12 2
Рис. 7.18. Крепь сопряжения очистного забоя с конвейерным штреком:
/ — верхняки; 2 — гидравлические стойки
крепью сопряжения на расстоянии не менее 2 м от головки кон-
вейера (рис. 7.18).
В механизированных комплексах оборудования используют
также механизированные крепи сопряжения, краткая техниче-
ская характеристика которых приведена в табл. 7.8.
Таблица 7.8
Показатели КСШ-5К ОКС-1 М-81СК
Высота крепи, м: 3,1 2,6 1.8
максимальная 3
минимальная 2,2 1,7
Длина крепи, м 7,5 2760 6,3 6,5
Сопротивление крепи, кН 1600 3840
Шаг передвижки секций, м 0,8 0,7 0,63
Масса комплекта, т 8 2,3—2,6 11.4
170
Передвижку крепи сопряжения осуществляют следующим
образом: разгружают гидростойки одной из секций, подтягивают
ее гидродомкратами, а затем распирают к верхнякам штреко-
вой крепи. После этого таким же образом передвигают другую
секцию крепи сопряжения.
7.6. ВЛИЯНИЕ ОЧИСТНЫХ РАБОТ НА СОСТОЯНИЕ
ВМЕЩАЮЩИХ ПОРОД
При ведении очистных работ вокруг очистной выработки об-
разуются следующие зоны, отличающиеся напряженным состоя-
нием: I — пригруженная краевая зона пласта, где вертикальные
напряжения превышают естественные напряжения от давления
вышележащих (налегающих) пород; II — зона разгрузки, где
происходит разлом пород кровли, их обрушение и разрыхление;
III — зона пригрузки обрушенных пород, где имеет место ком-
пенсация пониженного давления на обрушенные породы вто-
рой зоны; IV — зона восстановления напряжений в массиве с вы-
работанным пространством примерно до естественного уровня.
Кроме того, в призабойной части самого пласта возникает зона
отжима и разгрузки, ширина которой, как правило, не превы-
шает 1—2 м.
Наиболее характерной особенностью сдвижения толщи твер-
дых слоистых пород после выемки полезного ископаемого счи-
тают их расслоение, которое происходит обычно по пло-
скости контакта между двумя соседними слоями. При отсут-
ствии достаточной жесткой опоры нижний слой обрушается,
а верхний зависает, образуя пролет, опорами которого служат
пласт, крепь и обрушенные породы. В результате в кровле обра-
зуется полость расслоения. Явление расслоения ха-
рактерно для пород, у которых предел прочности на разрыв по
контакту между слоями меньше действующих в них напряже-
ний. У некоторых аргиллитов средний предел прочности на раз-
рыв по контакту между слоями составляет 0,004—0,006 МПа,
у алевролитов — 0,02—0,05 МПа. У песчаников предел прочно-
сти сцепления с углистыми прослойками может достигать
0,27 МПа.
Там, где силы связи по контактным поверхностям доста-
точно велики, расслоений не происходит и слои пород изгиба-
ются как единая плита. Если плита Ьмеет достаточно жесткую
опору над угольным пластом и менее жесткую опору или вообще
отсутствие ее в выработанном пространстве, то появляется кон-
сольная плита с одной опорой, которая вследствие не-
равномерности деформаций может обломиться. В этом случае
обрушение пород кровли происходит плитами. Размеры плит
в плоскости напластования могут составлять от единиц до не-
скольких десятков метров. По мощности плиты имеют размеры
171
от нескольких сантиметров до нескольких метров. Так, аргил-
литы и алевролиты расслаиваются на плиты мощностью от 0,05
до 1,2 м и более. Плиты песчаников могут достигать мощности
7—8 м.
Неустойчивые и нарушенные породы кровли обрушаются
мелкими кусками. Образовавшиеся при этом в кровле полости
приобретают форму, близкую к своду. Высота свода колеблется
от долей до нескольких метров.
Вслед за подвиганием очистного забоя в выработанном про-
странстве при наличии непосредственной кровли происходят ее
деформации и обрушения. При обрушении объем породы увели-
чивается за счет ее разрыхления, которое оценивают коэффи-
циентом разрыхления, который представляет отноше-
ние объема обрушенной породы к объему той породы в массиве.
Если обрушенные породы непосредственной кровли на каком-
либо участке занимают объем, равный сумме объемов вынутого
угля и обрушенной кровли, то нависающие породы основной
кровли получают в выработанном пространстве опору из обру-
шенных пород. Последние воспринимают давление нависающего
массива и уплотняются. Когда уплотнение сопровождается
сцеплением отдельных кусков, то имеет место слеживание
обрушенных пород. В результате уплотнения коэффициент раз-
рыхления пород уменьшается. По окончании уплотнения коэф-
фициент разрыхления принимает достаточно стабильное значе-
ние и его называют остаточным коэффициентом
разрыхления. Значения коэффициентов разрыхления для
некоторых пород приведены в -табл. 7.9.
Условие подпора пород основной кровли обрушенными поро-
дами
Лр = (^в-ЛС)/(Ар “1),
где ftp — мощность обрушенных пород непосредственной
кровли, м; т3 — вынимаемая мощность пласта, м; Ас — возмож-
ное свободное опускание основной кровли до упора на обру-
шенные породы с учетом их уплотнения, м; Ар— средний коэф-
фициент разрыхления обрушенных пород.
Если обрушение непосредственной кровли происходит по кон-
такту с основной кровлей, мощность обрушенных пород АР
равна мощности непосредственной кровли Лн. к и свободное опу-
скание кровли незначительно, тогда условие подпора основной
кровли приобретает вид
Лн. к /Пв/(АР 1).
При Ар=1,1... 1,2 оно выполняется при кратности мощности
непосредственной кровли к вынимаемой мощности пласта, рав-
ной 5—10. На практике этот показатель принимают равным
6—8.
172
Таблица 7.9
Порода Коэффициент разрыхления обрушенной породы
начальный остаточный
Песок 1,05—1,15 1,01 — 1,03
Глинистый сланец 1,4 1,1
Песчанистый сланец 1,6—1,8 1,1—1,15
Песчаник крепкий 1,5—1,8 —
Уголь мягкий 1,2 1,05
По А. А. Борисову в обрушении непосредственной кровли
можно выделить следующие два периода: первый — от начала
выемки угля в разрезной печи (монтажной камере) до первого
обрушения непосредственной кровли; второй — установившегося
периодического обрушения пород после первого обрушения.
Пролет обрушения при установившейся скорости подвигания
очистного забоя называют шагом обрушения непо-
средственной кровли. Необрушенные слои непосред-
ственной кровли до первого обрушения деформируются как
плиты, заделанные в массив по своему контуру, а в процессе
установившегося обрушения — как консольные плиты. Они пол-
ностью теряют свою несущую способность при напряжениях
в массиве со стороны опоры 80 % и более от предела прочно-
сти пород на сжатие.
При отсутствии непосредственной кровли основная кровля
в процессе выемки полезного ископаемого может разрушаться
или прогибаться.
Деформация пород основной кровли во многих случаях по-
добна поведению нагруженных тонких плит. В состоянии основ-
ной кровли выделяют две стадии — деформирование и разру-
шение, сопровождающееся обрушением. Эти стадии характерны
для всего периода работы очистного забоя — от разрезной печи
до окончания отработки выемочного поля. В поведении основ-
ной кровли также выделяют два периода: первый — после от-
хода забоя от разрезной печи до первого обрушения основной
кровли и второй — установившегося обрушения после первого
обрушения. Пролет первого обрушения основной кровли в на-
правлении подвигания очистного забоя называют шагом пер-
вичного обрушения основной кровли. Для трещи-
новатых пород шаг первичного обрушения составляет 20—30 м,
для нетрещиноватых монолитных пород — 40—100 м.
После первого обрушения основной кровли при более или ме-
нее стабильном подвигании очистного забоя происходят регу-
лярные обрушения основной кровли. Пролеты этих обрушений
близки по размерам и составляют 15—30 м. Они называются
173
шагом обрушения основной кровли. При отсут-
ствии геологических нарушений шаг обрушения более или ме-
нее постоянен для участков пласта, расположенных на одном
горизонте.
Обрушение пород кровли сопровождается образованием трех
характерных зон в налегающих породах: интенсивного разру-
шения и обрушения на высоту, как правило, не превышающую
4—5-кратной мощности разрабатываемого пласта (в отдельных
случаях до 12-кратной мощности); образования и раскрытия
трещин на высоту примерно равной 20—30-кратной мощности
разрабатываемого пласта; деформаций (смещений) и изгиба
пород на высоту вплоть до земной поверхности. Так, при обра-
ботке мощных и средней мощности пластов длинными очист-
ными забоями даже на глубине 800 м и более отмечены случаи
выхода зоны смещений и расслоения пород на земную поверх-
ность.
В тех случаях, когда при подвигании очистного забоя прогиб
основной кровли становится больше прогиба непосредственной
кровли и основная кровля разламывается в массиве впереди
забоя, то непосредственная кровля резко опускается как в рабо-
чем, так и в выработанном пространстве. Это явление называют
вторичной осадкой кровли. Вторичные осадки тем ин-
тенсивней, чем меньше мощность непосредственной кровли по
отношению к мощности пласта.
Разработка тонких и весьма тонких пластов может сопро-
вождаться плавным опусканием пород кровли на почву пласта.
Оно наблюдается в тех случаях, когда изгиб слоев пород кровли
не превышает допустимых деформаций, а также при интенсив-
ном подъеме пород почвы пласта — пучении.
Важное значение при разработке пластовых месторождений
имеет опорное давление, которое создается давлением покры-
вающих пород и действием дополнительных напряжений в мас-
сиве, возникающих при выемке полезного ископаемого. На
рис. 7.19 показаны зоны опорного давления, образующиеся при
разработке пологого пласта. В области I проявления опорного
давления носят ударный, динамический характер, в области
Л — более стабильный и статический характер. Считают, что
размер зоны опорного давления впереди очистного забоя в за-
висимости от свойств вмещающих пород, способа управления
кровлей, строения угленосной толщи и других факторов может
достигать 200 м и более, но не может быть меньше 20 м. Рас-
стояние в пласте от забоя до максимума опорного давления
колеблется от 0 до 15 м. Ширина боковых зон опорного дав-
ления, как правило, не превышает 20 м.
Выемка угля сопровождается изменением напряженного со-
стояния не только пород кровли, но и почвы. Впереди очист-
ного забоя наблюдается максимум пригрузок в породах почвы
174
Рис. 7.19. Зоны опорного дав-
ления при отработке пологого
пласта:
/ — задняя; 2 — боковые.; 3 — мак-
симальных напряжений в передней
зоне; 4 — передняя
вследствие проявления опорного
давления. В 10—15 м позади очист-
ного забоя пригрузки уменьшаются
до нуля, породы почвы испыты-
вают разгрузку и изгибаются в сто-
рону выработанного пространства.
Разница нормальных сжимающих
и растягивающих напряжений
в разгруженных породах может
достигать 30—80 МПа, что способ-
ствует образованию в них трещин.
Если в почве разрабатываемого
пласта залегают глинистые или
песчанистые сланцы, мягкие аргил-
литы и глинистые прослои, то почва
может интенсивно вспучиваться.
Разгрузка пород почвы заверша-
ется в 20—60 м позади забоя.
С удалением от пласта в почву
размеры зоны разгрузки по пло-
щади убывают. Влияние зоны раз-
грузки в почве пласта сказывается
на расстоянии от пласта 30—
100 м.
Выемка полезного ископаемого оказывает влияние не только
на вмещающие породы, но и на смежные угольные пласты.
Подработкой пласта называют ведение очистных работ
на нижележащем пласте с образованием зон разгрузки на вы-
шележащем пласте, на др а бот кой — ведение очистных ра-
бот на вышележащем пласте с образованием тех же зон на
нижележащем пласте. Пласт, на котором ведут очистные ра-
боты, называют разрабатываемым (подрабатывающим или
надрабатывающим), соответственно вышележащий пласт — под-
рабатываемым и нижележащий — надрабатываемым. Подра-
ботку и надработку, уменьшающих напряженное состояние
пласта, часто используют при разработке пластов, опасных по
внезапным выбросам или склонным к горным ударам. В этих
случаях подрабатывающий и надрабатывающий пласты носят
название защитных.
7.7. УПРАВЛЕНИЕ КРОВЛЕН
Управление кровлей — совокупность мероприятий по регули-
рованию нагрузки на крепь очистного забоя, проводимых
с целью обеспечения безопасной и эффективной выемки полез-
ного ископаемого. Способы управления кровлей делят на три
основные группы: естественное поддержание; обрушение пород
175
кровли; искусственное поддержание кровли в выработанном
пространстве.
Естественное поддержание применяют тогда, когда вмещаю-
щие породы после выемки полезного ископаемого сохраняют
устойчивость при отсутствии крепи. Обычно такие случаи встре-
чаются при отработке сланцевых, угольных или калийных плас-
тов короткими забоями, где пролеты кровли невелики. При ес-
тественном поддержании широко используют удержание кровли
на целиках, в связи с чем оно сопряжено со значительными (до
30—40 %) потерями полезного ископаемого.
Обрушение пород кровли в выработанном пространстве по
всей длине забоя называют полным обрушением, отдель-
ными зонами — частичным. В настоящее время в угольных
шахтах применяют в основном полное обрушение пород кровли,
на долю которого приходится около 97 % добычи угля из дей-
ствующих очистных забоев.
При использовании индивидуальной крепи призабойную и
специальную крепи переносят вслед за подвиганием забоем.
Расстояние, через которое производят переноску специальной
крепи и обрушение пород, называют шагом посадки не-
посредственной кровли. При этом мощность непосред-
ственной кровли должна быть в 6—8 раз больше мощности
пласта, а почва пласта — достаточно крепкой, чтобы не допус-
кать значительного вдавливания стоек.
Нагрузку /?1 (МН) на 1 м ряда специальной крепи от влия-
ния только непосредственной кровли при отсутствии вторичных
осадок определяют по формуле
R, ж к (3&2 + +6/о)/(8006),
где Yi — удельный вес непосредственной кровли, кН/м3; hu. к —
мощность непосредственной кровли, м; b — расстояние от забоя
до специальной крепи, м; /0 — шаг посадки непосредственной
кровли, м.
В угольных шахтах широко распространена безорганндя
посадка кровли, которая применяется в очистных забоях,
закрепленных металлической индивидуальной крепЪю, так как
ее общее сопротивление и жесткость значительно превышают
аналогичные характеристики деревянной крепи. При ней обру-
шение кровли ведут на уплотненный стойками индивидуальной
крепи последний от забоя ряд призабойной крепи. Усиливающие
стойки в посадочном ряду устанавливают за цикл или два пе-
ред посадкой (рис. 7.20).
Расчет параметров призабойной крепи при безорганной по-
садке проводят следующим образом. Если известно, что на при-
забойную крепь оказывает давление какой-либо слой пород
176
мощностью Лн (м), то нагрузка
на 1 м2 закрепленной площади
призабойного пространства
Q3--- Уср^Н,
где уср — средний удельный вес
налегающих пород, при средней
плотности пород рп = 2,5 т/м3,
уср = 24,5 кН/м3.
Зная рабочее сопротивление
одной стойки Рр (кН), опреде-
ляют плотность крепи (м~2)
Лс — Q3/ р р ф
После этого находят расстоя-
ние между рамами призабойной
крепи по длине лавы (м)
А/р — Пс. р/(/р. k^c)j
где пср — принятое по паспорту
число стоек в одной раме приза-
бойной крепи перед посадкой кро-
вли; /р.к — длина одной рамы
крепи, м.
При обрушении на специаль-
ную крепь и разделении во вре-
мени процессов посадки кровли
и выемки угля необходимое чи-
сло рабочих, занятых на посадке,
Л4р. п = (4л I») ^пер/(А/п. к^п)»
Рис. 7.20. Схема безорганной по-
садки кровли в лаве:
/ — стойки усиления посадочного ряда;
2— дополнительные стойки призабой-
ной крепи; 3—стойки посадочного ря-
да; 4 — забойный конвейер
где /л — длина лавы,*м; /н— суммарная длина ниш, м; /пер —
продолжительность передвижки одной посадочной стойки, мин;
А/п.к — расстояние между стойками специальной крепи в поса-
дочном ряду, м; /п — время, отведенное для посадки кровли,
мин.
В лавах, оборудованных механизированными комплексами,
процессы крепления призабойного пространства и управления
кровлей совмещены, т. к. передвижка секций крепи создает ус-
ловия для обрушения пород в выработанном пространстве. При
использовании механизированных крепей посадка кровли про-
исходит обычно после каждой передвижки крепи.
При залегании в кровле труднообрушающихся пород (песча-
ники, известняки) она имеет шаг обрушения, намного превы-
шающий шаг передвижки механизированной крепи. Для сокра-
177
щения шага естественного обрушения кровли ее разупрочняют
путем взрывания зарядов в скважинах (торпедирование кровли)
или нагнетания жидкости. В отдельных случаях используют ме-
ханизированные крепи с повышенным сопротивлением 1МК-103,
МТ, М-130 и 2УКП, у которых рабочее сопротивление секции
составляет соответственно 2,8; 5,2; 3,1 и 4,2 МН.
Для предотвращения неуправляемого обрушения неустойчи-
вых, легкообрушающихся пород кровли их укрепляют склеи-
вающими полимерными растворами — карбамидными, пенопо-
лиуретановыми и др. Для этого в кровлю через опережающие
шпуры нагнетают раствор полимера с добавкой отвердителя.
Через 1—3 ч раствор затвердевает, скрепляя массив.
Для удержания неустойчивых пород и предотвращения их
расслоения в механизированных забоях применяют также пе-
редвижку секции с постоянным подпором.
Частичное обрушение пород кровли производят в за-
ранее выбранных зонах выработанного пространства. Такими
зонами являются полосы шириной по 15—20 м, располагаемые
по направлению подвигания очистного забоя. Из-за сложности
работ частичное обрушение имеет весьма ограниченное приме-
нение.
Если обрушенные породы непосредственной кровли не обес-
печивают подпора пород основной кровли, то на пластах мощ-
ностью до 2 м с труднообрушающимися породами кровли ино-
гда применяют искусственное ее поддержание в выработанном
пространстве — частичную закладку выработанного про-
странства. Она предусматривает выкладку в выработанном
пространстве бутовых полос из породы. Как правило, частич-
ную закладку используют в тех случаях, когда мощность непо-
средственной кровли не превышает 4—6-кратной вынимаемой
мощности пласта. Для выкладки бутовых полос используют по-
роду, полученную от подрывки кровли буровзрывным способом
в бутовых штреках. Высота подрывки составляет 0,8—1,7 м.
Ширина бутового штрека (м)
где пгъ— вынимаемая мощность пласта, м; /б. п— ширина бу-
товой полосы, м, принимается, как правило, равной не более
4—6 м, но не менее 3—6-кратной вынимаемой мощности пласта;
Лп — высота подрывки кровли в бутовом штреке, м; kp. б — ко-
эффициент разрыхления породы, полученной от подрывки
кровли и закладываемой в бутовую полосу, йр. б = 2-?2,2.
Расстояние между бутовыми полосами принимают равным
5—10 м.
Другим способом искусственного поддержания кровли в вы-
работанном пространстве является управление кровлей пол-
ной закладкой, который заключается в заполнении всего
178
выработанного пространства каким-либо закладочным материа-
лом (предварительно разрушенные породы, песчано-гравийная
смесь, песок, отходы обогатительных фабрик и др.). Этот спо-
соб применяют для поддержания трудноуправляемой кровли,
выемки пластов, опасных по внезапным выбросам угля и газа,
и пластов с углем, склонным к самовозгоранию, извлечения за-
пасов полезного ископаемого под охраняемыми от сдвижений
объектами на поверхности. Различают пневматическую, гидрав-
лическую, механическую и самотечную закладку.
Пневматическая закладка предусматривает подачу
закладочного материала в выработанное пространство с по-
мощью сжатого воздуха. Закладочный материал предварительно
дробят на куски размером не более 80 мм, а затем с помощью
пневмозакладочной машины, устанавливаемой обычно на вен-
тиляционном штреке, подают по проложенному в лаве трубо-
проводу под давлением сжатого воздуха 0,3—0,5 МПа. По мере
подвигания забоя трубопровод демонтируют на секции, пере-
носят на новую полосу и вновь монтируют.
При использовании в очистных забоях механизированных
комплексов закладочный трубопровод передвигается вместе
с крепью без разборки (рис. 7.21). В трубопроводе имеются
отверстия, через которые закладочный материал подается в вы-
работанное пространство.
Для подачи закладочного материала в выработанное про-
странство используют пневмозакладочные комплексы ПЗП и
ПЗК, состоящие из пневмозакладочных машин ПЗБ и ДЗМ-2,
дробильно-сортировочные машины, конвейеры, питатели, опро-
кидыватели, бункеры и другое оборудование. Машину ПЗБ рас-
полагают не далее 150—170 м от очистного забоя. Производи-
тельность комплексов по закладке составляет соответственно
200 и 100 м3/ч.
Закладочный массив под действием опорного давления уп-
лотняется. Усадка закладочного массива, возведенного пневма-
тическим способом, может составлять 25—30 %. Расход закла-
дочного материала 0,7—0,85 м3 на 1 т добываемого угля. Из
всех видов закладки пневматическая закладка характеризуется
наибольшими энергозатратами (до 15 кВт-ч на 1 м3 закладоч-
ного материала).
Для повышения уровня механизации закладочных работ,
снижения усадки закладочного массива используют гидрав-
лическую закладку, при которой закладочный материал
доставляется в выработанное пространство водой. Процесс гид-
розакладки начинают с подготовки закладочного материала на
поверхности и смешивания его с водой до такого состояния,
чтобы полученную смесь (пульпу) можно было насосами пода-
вать по трубопроводам в горных выработках вплоть до очист-
ного забоя. В качестве закладочного материала при гидроза-
179
Кровли; 1
простраж
Естест
щие поре
устойчивс
чаются п]
тов корот
тественно
на целик;
30—40 % ;
Обруи
всей длир
ними зо^
шахтах п
на долю
ствующиз
При р
специалы
Расстоян!
крепи и
п о ср ед
ственной
пласта, а
кать знач
Нагру
НИЯ толы
осадок ог
дочного материала; 2 — ленточный
для транспортирования угля; 3 — - - -
для транспортирования 5 Дальность метания у ЭТИХ
механизированный комплекс- 5 — зак ’ __ ________ _______У_
массив; С - " ' .... ‘
дочного материала;
машина
Схема очистного загю породу, песок, шлак, хвосты обогащения и скальные
лексом, с%олноГХв°ХНиче‘ с крупностью кусков не более 30—36 см. При скрепер-
кладкой выработанного простЛЗДке усадка массива составляет 30—40 %.
{~„сД₽еб!£0ВЫ? конвейер для пода ательные машины используют для подачи закладочного
. 2 - ленточный ала в выработанное пространство при отработке крутых
: машин составляет 10—
~~ трубопроводы для под^ричем крупность закладочного материала не должна
материала; 7 - пневмоза^ать g—10 СМ.
мотечную закладку, которая предусматривает pas-
te закладочного материала в выработанном пространстве
йствием собственного веса, применяют при разработке
крутых пластов. Закладочную полосу шириной 6—10 м
4 длине лавы отшивают от рабочего пространства дос-
К месту самотечной закладки материал обычно подают
'иляционному штреку в вагонетках.
Ri — Т1Лн.
где yi — ]
мощность
до специ
кровли, м
В уго;
п о с а д к
закреплю
ее общее
аналогия
шение кр
крепи пос
стойки в
ред поса/
Расче1
садке пр(
забойнук
176
кладке непппк^тпт п УГОВАЯ И АГРЕГАТНАЯ ВЫЕМКА УГЛЯ
кладке используют в основном песок и дробленую
рупность кусков не должна превышать 60—80 мм, соде уговая выемка угля предусматривает отделение угля
V 1 г ПРИ применении песка на 1 мсива путем его скола (снятия стружки). Она ведется
в°Ды» при применении дропыми установками.
установка (рис. 7.22)—система горных
состоит из оборудован и механизмов с силовыми и кинематическими связями,
риала расходуют 1 — 1,5 м3
пород — до 6 м3
1 м ди и м . руговая
1 идрозакладочныи комплекс г ;
подютовке закладочного материала и смешивания его сцая из скалывающего исполнительного органа (струга),
( ункеры, смесительные камеры и др.), системы гидротр л цепи струга, специального передвижного скребкового
рования пульпы, а также устройств (перемычки, озёра с приводами, гидрофицированных столов, электро-
ренажные трубы, канавки и т. д.) по подготовке оч ования, гидросистемы. Струговые установки применяют
а оя к закладочным работам. В выработанное простртных забоях длиной до 250 м на пластах мощностью
ульпа подается по пульпопроводу. Здесь твердые частив м с углом падения до 25° при сопротивляемости угля
дают из пульпы, образуя закладочный массив, а вода 1Ю до 250—300 кН/м.
нажным трубам или канавкам стекает на дренажный шуг снабжен резцами и передвигается вдоль конвейера по
пан^е В водоотстоиник- Осветленную воду насосами вноляющим с помощью тягового органа, в качестве кото-
't для приготовления пульпы, чем достигается зам^используется круглозвенная бесконечная цепь. Струг и
ру о орот воды. ер прижимаются к забою системой гидродомкратов, рас-
q г-_?пДд7пПроЛности обезвоженного закладочного манных на расстоянии 6—10 м друг от друга подлине лавы.
Р а' УсаДка массива не должна превышать аты распираются или в опоры стоек индивидуальной
ув личением вынимаемой мощности пласта требования i или в стойки механизированной крепи. Сколотый уголь
массива возрастают. Производительность гидрозаими струга или конвейера наваливается на рештачный
R комплексов достигает 200 м3^ч по твердому мате доставляется к выемочной выработке. Таким образом,
забоев Г В Шахтах Раб°тало с гидрозакладкой 38 очзая установка совмещает функции отбойной и доставоч-
j-т шин.
попяртг механвческ°й закладке закладочный ма типу исполнительного органа и его связи со скребковым
лрйгтрна В выРаботанное пространство машинами метате.ером струги делят на следующие группы: с расположе-
скреперными установками. В связи с небо'ягового органа со стороны выработанного пространства
Hvm Lun^eHCTBHH скреперных установок (10—15 м) ск<онвейерной плитой струга; с расположением тягового
Tonuiv пл применяют при возведении околоштреков! со стороны забоя и перемещением струга по направля-
товых полос. В качестве закладечного материала испо. става конвейера
180 г
_....... _ креперными установками. В связи с небо'ягового органа со стороны выработанного пространства
г тягового
181
Рис. 7.21. Схема очистного забоя, обо-
рудованного механизированным комп-
лексом, с полной пневматической за-
кладкой выработанного пространства:
/ — скребковый конвейер для подачи закла-
дочного материала; 2—ленточный конвейер
для транспортирования угля; 3 — скребковый
конвейер для транспортирования угля; 4 —
механизированный комплекс; 5 — закладочный
массив; 6 — трубопроводы для подачи закла-
дочного материала: 7 — пневмозакладочная
машина
кладке используют в основном песок и дробленую породу.
Крупность кусков не должна превышать 60—80 мм, содержание
глинистых частиц—10 %. При применении песка на 1 м3 мате-
риала расходуют 1 —1,5 м3 воды, при применении дробленых
пород — до 6 м3.
Гидрозакладочный комплекс состоит из оборудования по
подготовке закладочного материала и смешивания его с водой
(бункеры, смесительные камеры и др.), системы гидротранспор-
тирования пульпы, а также устройств (перемычки, отшивки,
дренажные трубы, канавки и т. д.) по подготовке очистного
забоя к закладочным работам. В выработанное пространство
пульпа подается по пульпопроводу. Здесь твердые частицы осе-
дают из пульпы, образуя закладочный массив, а вода по дре-
нажным трубам или канавкам стекает на дренажный штрек и
далее в водоотстойник. Осветленную воду насосами вновь по-
дают для приготовления пульпы, чем достигается замкнутый
кругооборот воды.
Предел прочности обезвоженного закладочного массива
0,5—10 МПа. Усадка массива не должна превышать 25 %.
С увеличением вынимаемой мощности пласта требования к жест-
кости массива возрастают. Производительность гидрозакладоч-
ных комплексов достигает 200 м3/ч по твердому материалу.
В 1988 г. в шахтах работало с гидрозакладкой 38 очистных
забоев.
При механической закладке закладочный материал
подается в выработанное пространство машинами метательного
действия и скреперными установками. В связи с небольшим
радиусом действия скреперных установок (10—15 м) скрепер-
ную закладку применяют при возведении околоштрековых бу-
товых полос. В качестве закладочного материала используют
180
I шахтную породу, песок, шлак, хвосты обогащения и скальные
I породы с крупностью кусков не более 30—36 см. При скрепер-
ной закладке усадка массива составляет 30—40 %.
? Метательные машины используют для подачи закладочного
I материала в выработанное пространство при отработке крутых
[ пластов. Дальность метания у этих машин составляет 10—
15 м, причем крупность закладочного материала не должна
I превышать 8—10 см.
I Самотечную закладку, которая предусматривает раз-
f мещение закладочного материала в выработанном пространстве
I под действием собственного веса, применяют при разработке
тонких крутых пластов. Закладочную полосу шириной 6—10 м
по всей длине лавы отшивают от рабочего пространства дос-
S ками. К месту самотечной закладки материал обычно подают
по вентиляционному штреку в вагонетках.
| 7.8. СТРУГОВАЯ И АГРЕГАТНАЯ ВЫЕМКА УГЛЯ
и Струговая выемка угля предусматривает отделение угля
J от массива путем его скола (снятия стружки). Она ведется
I струговыми установками.
! Струговая установка (рис. 7.22)—система горных
I машин и механизмов с силовыми и кинематическими связями,
I состоящая из скалывающего исполнительного органа (струга),
| тяговой цепи струга, специального передвижного скребкового
г конвейера с приводами, гидрофицированных столов, электро-
I оборудования, гидросистемы. Струговые установки применяют
в очистных забоях длиной до 250 м на пластах мощностью
V 0,55—2 м с углом падения до 25° при сопротивляемости угля
I резанию до 250—300 кН/м.
I Струг снабжен резцами и передвигается вдоль конвейера по
I направляющим с помощью тягового органа, в качестве кото-
1 рого используется круглозвенная бесконечная цепь. Струг и
| конвейер прижимаются к забою системой гидродомкратов, рас-
В положенных на расстоянии 6—10 м друг от друга по длине лавы.
В Домкраты распираются или в опоры стоек индивидуальной
В крепи, или в стойки механизированной крепи. Сколотый уголь
В лемехами струга или конвейера наваливается на рештачный
В став и доставляется к выемочной выработке. Таким образом,
I струговая установка совмещает функции отбойной и доставоч-
ной машин.
В По типу исполнительного органа и его связи со скребковым
В конвейером струги делят на следующие группы: с расположе-
I нием тягового органа со стороны выработанного пространства
| и подконвейерной плитой струга; с расположением тягового
В органа со стороны забоя и перемещением струга по направля-
ющим става конвейера.
181
Рис. 7.22. Струговая установка УСВ-2:
1 — конвейерный став; 2 — приводы; 3 — струг; 4 — гидрофицированные столы; 5 — гидродомкраты
Таблица 7.10
Показатели УСТ-2М СО-75 СН-75 УСВ-2
Вынимаемая мощность 0,55—1 0,6-1,2 0,65—1,2 0,9—2
пласта, м Максимальный угол па- 25 20 20 25
дения пласта при подви- гании лавы по простира- нию, градус Максимальная сопротив- 200 250 300 250
ляемость пласта резанию в неотжатой зоне, кН/м Скорость движения стру- 1,45—1,5 0,78; 1,53 0,78; 1,53 1,52
га, м/с Максимальная длина 200 250 200 250
лавы, м Масса, т 78—110 150—175 184—225 214
По принципу воздействия на угольный пласт различают
струги статического и динамического действия. Струги статиче-
ского действия скалывают уголь за счет усилия тяговой цепи,
струги динамического действия — не только за счет усилия тя-
говой цепи, но и в результате динамических нагрузок, возбуж-
даемых дополнительным приводом. Исполнительный орган
струга выполняют в виде сплошного или зубчатого ножа. Если
струг отбивает уголь при движении только в одном направле-
нии, то такой струг называют односторонним, если в двух на-
правлениях, то — двухсторонним или Челноковым.
Краткая техническая характеристика отечественных струго-
вых установок приведена в табл. 7.10.
Оптимальной считают скорость движения струга, равную
90—100 м/мин. При этом она должна быть больше скорости
движения цепи скребкового конвейера. Полная загрузка кон-
вейера обеспечивается в том случае, если скорость струга в три
раза превышает скорость движения цепи. Струговые установки
работают как с индивидуальными, так и с механизированными
(1 КМ-97Д и М-87УМС) крепями.
Ниже приведена краткая техническая характеристика меха-
низированного комплекса КМ-87УМС со струговыми установ-
ками УСВ-2, СО-75 и СН-75.
Тип крепи .........................................Поддерживающая,
комплектная
Мощность пласта, м................................. 1,05—1,95
Угол падения пласта при подвигании, градус:
по простиранию..................................... 15—20
по падению ...............<...................... 5
по восстанию ............................................. 5
Максимальное давление на почву пласта, МПа ................ 2,9
183
Струговые установки хорошо зарекомендовали себя при от-
работке тонких пологих пластов. Управляет струговой установ-
кой машинист с пульта, расположенного у приводной головки
с завальной стороны. У другой приводной головки находится
помощник машиниста, который связан с машинистом телефон-
ной связью и световой сигнализацией.
По сравнению с выемкой угля узкозахватными комбайнами
струговая выемка имеет ряд преимуществ: сравнительно не-
большие габариты струга; возможность надежного перекрытия
рабочего пространства лавы после прохода струга; более лег-
кий ремонт всех приводов, вынесенных в выемочные выработки;
повышенный выход крупно-средних сортов угля; возможность
работы без постоянного присутствия людей в лаве; меньшая за-
пыленность воздуха.
Сменная производительность струговой установки (т)
Qc. СМ бО^м^С^вУсР^СМ»
где /?м— коэффициент машинного времени струговой установки,
feM = 0,44-0,5; hc — толщина стружки, снимаемой за один проход
струга, м; тъ — вынимаемая мощность пласта с учетом обру-
шения верхней пачки угля, толщина которой принимается не
менее 5—10 см и не более высоты струга, м; vc — скорость
движения струга, м/мин; р — плотность угля, т/м3; ТСм — про-
должительность рабочей смены, ч.
Скрепероструготаранная установка отличается от струговой
установки типом исполнительного органа, который может быть
скреперными ящиками с резцами или тараном с ножами и рез-
цами. Первые используются на пологих пластах и служат как
для отбойки, так и для доставки угля, второй — на крутона-
клонных и крутых пластах. На шахтах Донбасса применяют
скрепероструготаранную установку УС-2У в очистных забоях
на пластах мощностью 0,4—1,2 м, где не могут работать ком-
байны и струги.
Наиболее высокой степенью механизации очистных работ
характеризуется агрегатная выемка. Она предполагает исполь-
зование выемочного агрегата—единого комплекса свя-
занных силовыми и кинематическими связями машин, пред-
назначенных одновременно для выемки и доставки угля, креп-
ления и управления кровлей в очистном забое.
Для разработки пологих пластов Донгипроуглемашем создан
агрегат АФК. Он включает фронтальную секционную выемоч-
ную машину с направляющими опорными балками, гидродом-
краты, тяговый орган (круглозвенную цепь), 60 рабочих и 102
транспортирующих кареток; два привода с четырьмя электро-
двигателями, опоры приводов, механизированную крепь АФКЛ
оградительно-поддерживающего типа с шагом передвижки 0,4 м;
гидро- и электрооборудование, системы автоматизации и оро-
184
Рис. 7.23. Гидравлический выемочный агрегат в очистном забое:
/ — секция механизированной крепи,, 2 — струйный подвижной исполнительный орган;
3 — тяговое устройство исполнительного органа; 4 — аккумулирующий штрек; 5 — вен-
тиляционный штрек
шения и штрекового оборудования. Длина агрегата 120 м; ско-
рость движения кареток, обеспечивающих отбойку и доставку
угля, 1,33 м/с, расчетная производительность 120 т/ч; энергово-
оруженность 220 кВт; масса выемочной машины с крепью 337 т.
Область применения агрегата — пласты мощностью 0,65—0,9 м
с углом падения до 15° (при работе агрегата по простира-
нию) и до 12° (при работе по падению).
В Кузбассе создан гидравлический выемочный агрегат (рис.
7.23). Состоит из струйного гидравлического исполнительного
органа (подвижного гидромонитора), тягового устройства с ка-
натами, механизированной крепи, приводов и системы подачи
воды к гидромонитору. При движении гидромонитор струей
воды разрушает полосу угля шириной 0,6 м. Отбитый уголь той
же водой доставляется на аккумулирующий штрек. Вода к гид-
ромонитору подается по гибкому высоконапорному шлангу. '
185
Скорость перемещения гидромонитора по забою 2—10 м/мин,
производительность 40—200 т/ч, расход воды на добычу 1 т
угля 1,5—8 м3, удельный расход электроэнергии 7,5—
40 кВт • ч/т.
Агрегатная выемка не требует постоянного присутствия лю-
дей в очистном забое. Рабочие, обслуживающие выемочный аг-
регат, находятся в выемочных выработках, откуда с пульта уп-
равляют его работой. Периодически забой посещают лишь ин-
женерно-технические работники и рабочие по ремонту оборудо-
вания и передвижке крепи.
КОНТРОЛЬНЫЕ ВОПРОСЫ
1. Чем отличаются фланговая и фронтальная схемы выемки угля в очи-
стном забое?
2. Какие могут быть направления отработки угольного пласта относи-
тельно элементов его залегания?
3. Что такое односторонняя и челноковая схемы выемки угля в лаве?
4. Расскажите о концевых операциях при выемке угля в лаве.
5. Опишите технологию выемки угля буровзрывным способом в коротких
забоях.
6. Укажите особенности выемки угля гидравлическим способом в корот-
ких забоях.
7. На какие типы классифицируются крепи очистных забоев?
8. Расскажите о призабойной и специальной индивидуальных крепях.
9. Охарактеризуйте типы и характеристики механизированных передвиж-
ных крепей.
10. Расскажите о крепях сопряжений очистного забоя с выемочными вы-
работками.
11. Какие бывают способы управления кровлей в очистных забоях на
пологих и наклонных пластах?
12. В чем заключается сущность управления кровлей полным обруше-
нием?
13. Какие бывают способы закладки выработанного пространства?
14. Укажите отличня агрегатной выемки угля от других способов
выемки.
ЗАДАЧИ
1. Определите сменную производительность узкозахватного комбайна
1К-Ю1У в лаве длиной 160 м на пласте мощностью 1,1 м при следующих
условиях: плотность угля 1,32 т/м3; ширине захвата шнека 0,63 м; продол-
жительность рабочей смены 7 ч, среднее время безотказной работы ком-
байна 80 мин.
2. Рассчитайте рациональную длину очистного забоя, оборудованного
комбайном 1ГШ-68 при следующих условиях: продолжительность 6 ч; число
вынимаемых полос в смену — две; рабочая скорость подачи комбайна
3,5 м/мин, схема выемки челноковая; удельный расход резцов 0,05 м"1; сум-
марная длина ниш 8 м, затраты времени на подготовительно-заключительные
операции 15 мин и на коццевые операции 10 мин Лг=0,88.
3. Определите техническую производительность скребкового конвейера
СП-202 с площадью поперечного сечения грузовой ветви 0,11 м2 при тран-
спортировании угля насыпной плотностью 1,25 т/м3 снизу вверх под углом
10° и скорости движения скребковой цепи 1,25 м/с.
4. Оцените расход воды, потребный для работы одного гидромонитора,
при насадке диаметром 26 мм и рабочем давлении 12 МПа.
186
5. Определите высоту подрывки бутового штрека при его ширине 1,8 м,
ширине бутовой полосы 4 м, вынимаемой мощности пласта 1 м и коэффици-
енте разрыхления закладываемой в полосу породы 2 1.
6. Рассчитайте сменную производительность струговой установки УСВ-2
при работе на пласте мощностью 1,4 м с углем плотностью 1,45 т/м3, если
толщина стружки скалываемого угля 5 см, продолжительность рабочей смены
6 ч, а коэффициент машинного времени 0 5.
8 . ОЧИСТНЫЕ РАБОТЫ НА КРУТЫХ
И КРУТОНАКЛОННЫХ ПЛАСТАХ
8 I. ВЫЕМКА УГЛЯ НА ТОНКИХ И СРЕДНЕЙ МОЩНОСТИ
ПЛАСТАХ
Различают следующие схемы отработки крутых и крутона-
клонных тонких и средней мощности пластов: потолкоуступным
забоем, подвигающимся по простиранию, при выемке угля от-
бойными молотками; прямолинейным забоем, подвигающимся
по падению, при выемке угля щитовыми агрегатами типа АНЩ
или 1АЩМ; прямолинейным забоем, подвигающимся по прости-
ранию, при выемке угля узкозахватными комбайнами; прямо-
линейным забоем, подвигающимся по простиранию, при выемке
угля агрегатом АК-3.
При отработке пласта потолкоуступным забоем последний
разбивают на уступы высотой 8—14 м. По длине лавы рас-
полагают 8—12 уступов. Ширина уступа обычно равна 0,9—
1 м. В потолкоуступном забое каждый нижний уступ при вы-
емке угля опережает на одну заходку верхний. Расстояние по
простиранию между самым нижним и самым верхним уступами
в лаве называют растяжкой уступов. В целях нахождения
отбитого угля, создание безопасного прохода для людей и вен-
тиляции забоя в нижней части лавы устраивают магазинный
уступ высотой 10—20 м и шириной 3,6—5,4 м.
В каждом уступе вынимается полоса угля шириной, равной
ширине уступа. Для отбойки угля применяют пневматические
отбойные молотки ОМ-5ПМ, ОМ-6ПМ и ОМ 7ПМ, отличающи-
еся энергией и частотой ударов и массой. Для обеспечения без-
опасных условий труда уступ ограждают от потока отбитого
в верхних уступах угля досками. По мере отбойки угля уста-
навливают крепь.
Работы в уступе ведут следующим образом. Вверху каждого
уступа с помощью отбойного молотка устраивают на полную
мощность пласта небольшую (до 2 м по падению и 1,8 по про-
стиранию) спасательную нишу, после чего крепят нависающий
угольный массив деревянными стойками с затяжкой. Затем
сверху вниз начинают отбойку угля в уступе на ширину полосы
(заходки) с установкой крепи. На пластах крепь устанавли-
187
Рис. 8.1. Управление кровлей в потолкоуступном забое плавным опусканием
(а), закладкой выработанного пространства (б), полным обрушением (в),
удержанием на кострах (г)
вают в виде одного ряда деревянных стоек под распил, распо-
лагаемый по падению пласта. При неустойчивой кровле в за-
ходке размещают два ряда стоек, при слабой почве стойки
устанавливают на деревянные лежни. Расстояние между ря-
дами призабойной крепи равно соответственно ширине или по-
ловине ширины заходки.
Высоту уступа (м) определяют в зависимости от норм выра-
ботки Мвыр (м2/чел) и числа рабочих лр, занятых на работах
в одном уступе, по следующей формуле
Ауст = knnpN выр/^ к*
kn — коэффициент перевыполнения нормы выработки одним ра-
бочим, kn= 1,14-1,25; гк — шаг установки крепи по простиранию
пласта, м
В потолкоуступных забоях применяют следующие способы
управления кровлей: плавное опускание, закладка, полное об-
рушение и удержание кровли на кострах (рис. 8.1). В табл. 8.1
приведена область применения указанных способов управления
кровлей на пластах с углом падения 45—90°. При этом в каче-
стве специальной крепи применяют деревянные костры.
Отнесение вмещающих пород к тому или иному классу про-
изводят по следующим признакам: I класс — непосредственно
над пластом залегают весьма слабые породы и ложная кровля,
почва неустойчива и склонна к сползанию, имеется ложная
почва; II класс—непосредственно над пластом залегают легко-
обрушающиеся породы мощностью не менее 6—8-кратной мощ-
ности разрабатываемого пласта; непосредственная почва пред-
188
Таблица 8.1
Способ управления кровлей Мощность пласта, м Класс вмещающих пород (по классификации ДонУГИ)
Плавное опускание Закладка Полное обрушение Удержание на кострах 0,5—0,7 1,3—2,2 0,6—1,3 0,6—1,4 V, VI I, III, IV II I
ставлена породами средней прочности и прочными, не склон-
ными к'сползанию; III класс — непосредственно над пластом
залегают породы средней прочности, обрушающиеся на высоту
менее 6—8-кратной мощности разрабатываемого пласта, а в ос-
новной кровле — труднообрушающиеся породы, которые обру-
шаются после обнажения кровли на значительной площади, не-
посредственная почва представлена породами средней прочно-
сти, не склонными к сползанию; IV класс — непосредственно
над пластом залегают труднообрушающиеся породы, которые
могут быть обнажены на значительной площади, непосредствен-
ная почва представлена породами средней прочности, или сла-
быми, не склонными к сползанию; V класс—непосредственно
над пластом мощностью до 0,7 м залегают породы, способные
плавно без разрывов и обрушений опускаться на почву, породы
почвы не склонны к сползанию и способны к пучению; VI
класс — непосредственно над пластом залегают труднообруша-
ющиеся породы, непосредственная почва представлена слабыми
породами, склонными к сползанию.
При управлении кровлей плавным опусканием специальную
крепь переносят вслед за подвиганием забоя. Расстояние ме-
жду кострами зависит от свойств вмещающих пород и состав-
ляет 1—3 м.
При закладке выработанного пространства за кострами уст-
раивают отшивку из досок через каждые 4—6 м. Выработанное
пространство заполняют закладочным материалом, подаваемым
самотеком из вентиляционного штрека.
Полное обрушение производят на костры и органную крепь
в соответствие с шагом обрушения непосредственной кровли.
При удержании кровли на кострах деревянные костры выкла-
дывают друг от друга на расстоянии 2—4 м по падению и
1,8—2 7 по простиранию.
Отработка пластов прямолинейным забоем, подвигающимся
по падению, при выемке угля щитовыми агрегатами 1АЩМ,
1АНЩ и 2АНЩ характеризуется тем, что под вентиляционным
штреком параллельно ему нарезают монтажную камеру дли-
ной 40—60 м, с одной стороны которой проводят углеспускную
189
QOOOQOOl «4
Рис. 8.2. Схема отработки пласта щитовым
агрегатом 1АНЩ:
/ — вентиляционный штрек; 2— монтажная камера;
3 — вентиляционная печь; 4 — щитовой агрегат; 5 —
углеспускная печь; 6.— транспортный штрек; 7 —
конвейероструг
Рис. 8.3. Схема лавы, оборудованной механи-
зированным комплексом КГУ:
/ — механизированная крепь»; 2— насосная станция;
3 — лебедка; 4 — узкозахватный выемочный комбайн
«Поиск-2»
Таблица 8.2
Показатель 1АНЩ 2АНЩ 1АЩМ
Вынимаемая мощность пласта, м Угол падения пласта, градус Длина лавы, м Максимальная сопротивляемость угля резанию, кН/м Характеристика вмещающих пород Шаг выемки, м Длина агрегата в поставке, м Удельное сопротивление крепи, кН/м2 Масса агрегата, т 0,7—1,3 35—90 60 200 Не ниже ср( обводненные 0,63 60 170 182 1,05—2,2 35—90 60 200 ;дней устойчи 0,63 2X60 240 195 1,2—2,2 50—90 40 200 вости, мало- 0,7 2X40 142 90
печь (рис. 8.2). Вентиляционную печь образуют по мере под-
вигания агрегата.
В состав щитового выемочного агрегата входят конвейеро-
струг, механизированная крепь, гидрооборудование, аппаратура
дистанционного управления, электро- или пневмооборудование.
Конвейероструг представляет собой выемочно-доставочную ма-
шину фронтального действия. Он состоит из исполнительного
органа в виде кареток, оснащенных резцами и перемещающихся
по направляющей балке с помощью бесконечной круглозвен-
ной тяговой цепи. В первую очередь вынимают уголь у кровли
пласта, для чего конвейероструг подают домкратами на забой.
Затем включают гидродомкраты качания и вынимают остав-
шуюся у почвы пачку угля. Скорость резания угля у агрегата
с электроприводом 1,3 м/с, с пневмоприводом 0,9 м/с.
Передвижку агрегата производят путем снятия распора
с секций крепи и перемещения их по падению к конвейеро-
стругу. При этом в агрегатах типа АНЩ перемещают сначала
четные секции, затем нечетные. В агрегате 1АЩМ конвейеро-
струг подтягивают сначала вверх к опорным стойкам. Затем
снимают распор со всех секций крепи, после чего последние
под действием собственного веса и веса налегающих обрушен-
ных пород перемещаются вниз до упора в забой. Минимальный
шаг передвижки крепи 0,4 м. Его принимают при нарушенных
или неустойчивых вмещающих породах. При устойчивых поро-
дах шаг передвижки крепи составляет 0,6—0,7 м.
Краткая техническая характеристика щитовых агрегатов,
подвигающихся по падению пласта, приведена в табл. 8.2.
Мощность приводов конвейероструга одинакова для всех
щитовых агрегатов, при пневмоприводе она равна 90 кВт, при
электроприводе—115 кВт. Расчетная производительность аг-
регатов составляет при пневмоприводе 1,5 т/мин, при электро-
приводе— 2 т/мин.
191
При отходе агрегата от монтажной камеры над щитовой
крепью укладывают настил или металлическую сетку и создают
породную подушку на высоту, равную не менее трех мощно-
стей пласта. Породная подушка предназначена для поддержа-
ния вмещающих пород при передвижке крепи и смягчения воз-
можных ударов обрушающихся пород.
Достоинства выемки щитовыми агрегатами — полная меха-
низация отбойки и доставки угля, крепления забоя и управле-
ния кровлей. В связи с надежным перекрытием обрушенных
пород кровли и горизонтальным положением забоя условия
труда в нем более безопасны, чем в потолкоуступных и прямо-
линейных комбайновых лавах. Повышению безопасности труда
способствует также отсутствие рабочих в забое при выемке
угля. Поэтому большинство газодинамических явлений (выдав-
ливания, высыпания и выбросы угля и газа) не создают непо-
средственной угрозы для рабочих. Улучшению приспособляемо*
сти работы щитового агрегата к различного рода геологическим
нарушениям способствует небольшая его длина. К недостаткам
выемки угля щитовыми агрегатами следует отнести высокую их
стоимость, высокую трудоемкость работ по возведению и ре-
монту печей, значительный объем проведения квершлагов на
вентиляционном и откаточном горизонтах, а также неустойчи-
вость работы агрегатов в зонах геологических нарушений.
Нагрузка на очистной забой (т/сут), оборудованный щито-
вым агрегатом типа АНЩ или 1АЩМ,
-Ао. 3 = МсыТсмб^вру^в/Тц,
где псм — число рабочих смен в сутки; Тсм — продолжитель-
ность рабочей смены, мин; /л — длина очистного забоя, м; /ив—
вынимаемая мощность пласта, м; ру — плотность угля, т/м3;
гв — шаг выемки угля, для агрегатов типа АНЩ гв = 0,63 м,
1АЩМ гв = 0,7 м; Гц — длительность одного выемочного цикла,
7^ = 904-120 мин.
При отработке пласта прямолинейным забоем, подвигаю-
щимся по простиранию и оборудованным узкозахватным ком-
байном, линия очистного забоя наклонена в сторону подвига-
ния лавы на угол 10—15°. Лава делится на верхнюю комбай-
новую (примерно две трети длины забоя) и магазинную части.
Выемку угля в верхней части лавы ведут комбайнами «По-
иск-2» и «Темп-1» снизу вверх. Перемещение комбайна вдоль
забоя осуществляется рабочим канатом лебедки, установлен-
ной на вентиляционном штреке. При обрыве рабочего каната
комбайн удерживается предохранительным канатом лебедки.
Индивидуальная крепь в забое устанавливается снизу вверх
после выемки полосы угля и спуска комбайна в нижнюю часть
лавы. Краткая техническая характеристика комбайнов «По-
иск-2» и «Темп-1» приведена в табл. 8.3.
192
Таблица 8.3
Показатели «Поиск-2> <Темп-1>
Вынимаемая мощность пласта, м Угол падения пласта, градус Ширина захвата, м Рабочая скорость подачи, м/мин Тяговое усилие на рабочем канате, кН Расчетная производительность, т/мин Суммарная мощность пневмопри- вода комбайна, кВт Масса, т 0,36—0,75 36—85 0,9 0,76; 1,33; 1,95 115 0,43 95 3,8 0,65—1,4 >30 0,9; 1 0,76; 1,33; 1,95 115 1,73 45 4,2
Указанные узкозахватные комбайны могут работать сов-
местно с механизированной крепью КГУ-Д, образуя комплекс
КГУ (рис. 8.3). Область применения этого комплекса — пласты
мощностью 0,6—1,5 м с углом падения более 35°, вмещающими
породами не ниже средней устойчивости при управлении кров-
лей полным обрушением или самотечной закладкой выработан-
ного пространства. Длина комплекса 120 м. Крепь оградитель-
но-поддерживающего типа состоит из базовой балки, секций,
соединенных гидравлическими штангами, гидродомкратов пере-
движки, аппаратуры дистанционно-автоматизированного управ-
ления с пульта, расположенного на штреке. Шаг передвижки
секций 0,9 м.
Нижнюю часть лавы оформляют в виде одного-трех мага-
зинных уступов, длиной по 10 м и шириной по 6 м, служащих
для накопления отбитого угля, выпуск угля из магазинных усту-
пов производят в шахтные вагонетки на откаточном штреке по
мере их подачи под загрузочный люк. Применяют также безма-
газинные схемы выемки угля. Исследованиями ДГИ установ-
лено, что на состояние массива вмещающих пород значительное
влияние оказывает угол между линией очистного забоя и на-
правлением простирания главной системы трещин в пласте.
Чем больше угол встречи этих линий, тем меньше число зако-
лов в кровле, сползаний почвы и обрушений угля. Рекомен-
дуют ориентировать комбайновую часть лавы, так, чтобы угол
встречи линии забоя с главной системой трещин составлял
40—45°.
Отработка пласта прямолинейным забоем, подвигающимся
по простиранию, предусматривает применение фронтального
агрегата АК-3 (рис. 8.4), который позволяет вести отбойку и
Доставку угля, крепление и управление кровлей без постоянного
присутствия людей в забое. Агрегат управляется с пульта, рас-
? Заказ № 758 193
А ~А
Рис. 8.4. Агрегат АК-3 для выемки
крутых пластов средней мощности:
1 — ограждение агрегатированной забой-
ной крепи; 2 — штрековая крепь сопряже-
ния; 3 — стругоконвейер; 4 — стойка за-
бойной крепи; 5 — привод
положенного в транспортном штреке. Область применения агре-
гата: пласты мощностью 1,6—2,5 м с углом падения 35—80°;
сопротивляемость угля резанию до 300 кН/м; вмещающие по-
роды ниже средней устойчивости.
Длина агрегата в поставке 60 м. Он состоит из исполни-
тельного органа в виде кольцевого отбойно-доставочного стру-
гоконвейера, отбивающего уголь одновременно по всей длине
лавы, механизированной оградительно-поддерживающего типа,
194
крепей сопряжения, систем гидро- и электрооборудования,
пульта управления. Крепь агрегата включает одностоечные сек-
ции, связанные основаниями и передними стенками и образую-
щие прочный став, на котором монтируется исполнительный
орган. Сопротивление стойки крепи 900 кН. Шаг передвижки
секции крепи и става агрегата 0,5 м. Суммарная установленная
мощность электродвигателей до 410 кВт. Расчетная производи-
тельность агрегата 10 т/мин, масса при длине 60 м 238 т.
Созданы модификации агрегата АК-3. На шахте «Зенков-
ская» при отработке пласта мощностью 2,4 м с углом падения
52—55° прошел испытания щитовой агрегат АК-ЗК, в котором
отбойку угля осуществляли комбайном 2К-52МУ с захватом
шириной 0,25 м. На шахте им. Вахрушева на пласте мощностью
2,8—3,2 м с углом падения 55—60° испытан щитовой агрегат
А-2С, в котором использована крепь агрегата АК-3, а в каче-
стве исполнительного органа — конвейероструг агрегата 1АЩМ.
Одним из направлений механизации выемки угля на крутых
тонких пластах является использование канатных пил. Сущ-
ность схемы заключается в оконтуривании полосы угольного
пласта шириной 6—15 м путем бурения скважин по восстанию
или проведения скатов. Через оконтуривающие скважины
(скаты) монтируют канатную пилу, снабженную фрезами дву-
стороннего действия с резцами. Отбойка угля ведется путем
возвратно-поступательного движения канатной пилы. Отбитый
уголь самотеком поступает в аккумулирующий бункер. В связи
с тем, что забой не крепят, а породы удерживают на целиках,
способ рекомендуется для применения на пластах с устойчи-
выми вмещающими породами.
В очистных забоях на пластах мощностью 1,2—3,5 м приме-
няют также отбойку угля с помощью буровзрывных работ при
использовании индивидуальной (в основном деревянной) крепи.
Пласты отрабатывают лавами длиной 30—70 м, подвигаемыми
по простиранию.
8.2. ОЧИСТНЫЕ РАБОТЫ НА МОЩНЫХ ПЛАСТАХ С ПОЛНЫМ
ОБРУШЕНИЕМ КРОВЛИ
Отработку мощных крутых пластов ведут с полным обруше-
нием кровли или с закладкой выработанного пространства. На-
иболее распространена схема с отбойкой угля буровзрывным
способом, креплением щитовой крепью и управлением кровлей
полным обрушением при направлении отработки сверху вниз.
Щитовая крепь для выемки мощных пластов — пере-
движная конструкция, состоящая из металлических балок, де-
ревянных брусьев, накатника, стяжек и хомутов, перекрываю-
щая рабочее пространство в забое от обрушенных вмещающих
пород и воспринимающая их нагрузку. Под действием веса
7* 195
ZI -/И
Рис. 8.5. Схема отработки мощного крутого пласта с применением секцион-
ной щитовой крепи:
1 — щитовая крепы 2, 5 — ходовые печи; 3 — углеспускная печь; 4 — вентиляционная
печь; 6 — обрушенные породы (породная подушка); 7 — рабочее пространство под щи-
товой крепью; 8 — предохранительная решетка; 9 — опорный угольный целик
обрушенных пород и собственного веса щитовая крепь передви-
гается вслед за подвиганием очистного забоя.
Более чем за 50-летнюю историю применения щитовых кре-
пей в СССР создано свыше 70 их конструкций. Щитовые крепи
различают по форме (плоские, Г-образные, арочные, раздвиж-
ные), по степени жесткости (жесткие, эластичные), по конструк-
ции (секционные, бессекционные и комбинированные), по числу
щитов в пределах мощности пласта (одинарные, сдвоенные и
строенные).
Преимущественное распространение получили секцион-
ные крепи. С их использованием добывают в Прокопьевско-
Киселевском районе Кузбасса примерно 21 % угля.
Секционный щит состоит из четырех-пяти секций (рис. 8.5).
Каждая секция представляет собою раму, выполненную из
уголковых и швеллерных балок. Она имеет длину 6—8 м и ши-
рину 4,5—8 м (на 0,1—0,2 м меньше мощности пласта). На
раму укладывают бревенчатый накатник и брусья, которые
скрепляют с продольными и* поперечными балками рамы стяж-
ками, хомутами и болтами. Со стороны почвы секция щита
снабжена салазками для перемещения по падению пласта и
создания жесткости. Отдельные секции щитовой крепи соеди-
няют друг с другом гибкими связями — канатами.
Секции щитовой крепи монтируются в монтажной камере,
проводимой под вентиляционным штреком. При монтаже сек-
ции опирают на выступы угольного массива — опорные целики,
оформляемые на контакте с боковыми породами. Для спуска
отбитого угля из-под крепи на откаточный штрек под каждой
секцией щита выбуривают или проводят углеспускные печи
(скаты). Для входа и выхода из рабочего пространства под
щитовой крепью служит ходовая печь, для проветривания —
вентиляционная печь.
При мощности пласта до 6 м выемка угля под щитовой
крепью включает проведение горизонтального прохода под
крепью (канавы) и посадки щита путем обуривания и взрыва-
ния зарядов в опорных целиках. При мощности пласта 6—Юм
перед посадкой крепи производят расширение горизонтального
прохода. Щитовая крепь, лишенная опоры, опускается под дей-
ствием веса, обрушенных пород и собственного веса на остав-
шуюся часть опорных целиков. Погрузка в углеспускные печи
ведется обычно скреперной установкой. В целях обеспечения
безопасных условий труда на устья углеспускных печей укла-
дывают решетки, которые крепят канатами к щиту, а также
протягивают под крепью страховочный канат.
В последние годы находят применение 4-секционные щиты
с двумя углеспускными скатами вместо четырех (рис. 8.6),. что
значительно сокращает объем подготовительных работ. Скаты
проводят по краям щита. Уголь отбивают с помощью буровзрыв-
ных работ, доставку угля под щитовым перекрытием осуществ-
ляют скреперной установкой УСЩ с лебедкой 30ЛС-2П. По
такой же схеме работает самопередвигающаяся щи-
товая крепь КС (рис. 8.7), при использовании которой на
пять секций проводят только две печи. Для улучшения сколь-
жения по лежачему боку основания опорных элементов выпол-
няют в виде лыж.
Бессекционная щитовая крепь имеет повышенную
жесткость вкрест простирания пласта и эластичность по прости-
ранию.
Арочная щитовая крепь включает металлические
арки из спецпрофиля СВП-17, установленные на лыжи и рас-
порные стойки, опирающиеся на целики угля на контакте с ви-
Таблица 8.4
Щитовая крепь Область применения
по мощности пласта, м по углу падения пласта, градус
Секционная 4—10 >55
Секционная самопередвигаю- щаяся (типа КС) 3—6 40—55
Бессекционная 2,5—5 >55
Арочная 1,2—2,6 40—60
197
Рис. 8.6. Схема расположения оборудования при щитовой выемке со скре-
перованием угля:
1 — привод скреперной установки; 2 — скрепер; 3 — щитовая 4-секционная крепь
Рис. 8.7. Схема отработки (а) при применении самопередвигающейся щито-
вой крепи КС (б)
сячим и лежачим боками. Расстояние между арками 0,6 м. На
арочную крепь в два ряда укладывают металлическую сетку,
над которой создают породную подушку. Контакты с вмещаю-
щими породами перекрывают фартуками.
Область применения указанных щитовых крепей характери-
зуется приведенными в табл. 8.4 данными.
С целью расширения области применения щитовой выемки
на пласты с углом падения 30—55° и мощностью 3—6 м опро-
бована щитовая крепь ЩРП с раздельной передвижкой пере-
крытия по лежачему и висячему бокам. На базе крепи ЩРП
изготовлен механизированный комплекс ЩРПМ, оборудован-
ный конвейеростругом агрегата 2АНЩ.
Основные требования к щитовым крепям: надежная изо-
ляция рабочего пространства, выработанного на всю вынимае-
мую мощность пласта, и устойчивое передвижение по падению
вслед за выемкой угля.
198
Характерным вариантом отработки пластов мощностью 5 м
и более с углом падения 35—65° при полном обрушении кровли
является комбинированная выемка с гибким перекрытием. При
такой схеме в первую очередь вынимают верхний монтажный
слой мощностью 1,5—1,8 м. При этом лава длиной 100—130 м
движется по простиранию. На почву монтажного слоя уклады-
вают гибкое перекрытие из металлических лент толщиной по
3,5—4 мм и шириной по 4—5 см, на которое сверху настилают
два-три ряда металлической сетки. На гибкое перекрытие при
выемке монтажного слоя обрушают породы кровли пласта, что
создает искусственную кровлю при выемке нижних слоев и
позволяет избежать ударных нагрузок на крепь и вывалов по-
роды в рабочее пространство нижнего слоя.
Вынимаемую мощность нижних слоев принимают равной
2,5—3,5 м. Опережение работ в верхнем слое по отношению
к нижнему составляет 20 м. Выемку угля во всех слоях ведут
с применением БВР. Ниже монтажного слоя угольный пласт
могут отрабатывать как по простиранию, так и по падению
с применением щитов.
Для механизации выемки угля, крепления и управления
кровлей, настилки гибкого перекрытия разработан комплекс
КМС, состоящий из узкозахватной выемочной машины, механи-
зированной крепи и машины для переплетения металлических
лент.
8.3. ОЧИСТНЫЕ РАБОТЫ
С ЗАКЛАДКОЙ ВЫРАБОТАННОГО ПРОСТРАНСТВА
Закладку выработанного пространства при выемке крутых и
крутонаклонных пластов применяют для предотвращения сдви-
жения земной поверхности, самовозгорания угля и снижения вы-
бросоопасности или удароопасности массива. При восходящем
порядке отработки слоев пласта закладка является единствен-
ным способом управления кровлей. Различают следующие схемы
ведения очистных и закладочных работ на крутонаклонных и
крутых пластах:
по простиранию на полную мощность;
по простиранию с разделением пласта на наклонные слои;
по простиранию с разделением пласта на поперечно-наклон-
ные (горизонтальные) слои.
Первую схему применяют на пластах мощностью до 4 м и
углом падения 30—90°. На два выемочных поля с длиной каж-
дого по простиранию 100—200 м проводят три ската — два
фланговых (для доставки закладочного материала) и один
центральный (для вентиляции). Скаты проводят у почвы пла-
ста. От фланговых скатов нижнего транспортного горизонта
вынимают первичную, так называемую нулевую полосу
199
Рис. 8.8. Схема отработки мощного пласта наклонными слоями в восходящем
порядке с закладкой выработанного пространства:
/—фланговые скаты; 2 — вентиляционный слоевой штрек; 3 — очистной забой; 4—
транспортный квершлаг; 5 — центральный скат; 6 — дренажные скаты; 7 — углеспуск-
ной скат; 8 — вентиляционный квершлаг; 9 — вентиляционный полевой штрек; 10 —
транспортный полевой штрек
шириной 20 м. Уголь отбивают буровзрывным способом, забой
крепят обычно деревянной крепью. По мере подвигания забоя
на 5—10 м пробивают органную крепь и делают отшивку. В об-
разовавшиеся между отшивками отсеки с вентиляционного
штрека по трубам подают закладочный материал с соотноше-
нием твердого материала к жидкому 1 :3 и менее. Выемку угля
и возведение закладочных полос осуществляют поочередно от
нижней полосы к верхней на высоту поля (подэтажа) 30—
50 м. По мере отработки' полос в средней части каждого вы-
емочного поля в закладочном массиве сооружают углеспускной
скат.
Вторую схему используют на пластах мощностью 4—12 м
с углом падения 30—75°. Пласт делят на два-четыре наклонных
200
Рис. 8.9. Схема отработки мощного пласта поперечно-наклонными слоями
с закладкой выработанного пространства:
/ — вентиляционный квершлаг,; 2 — вентиляционный скат; 3 — очистной забой; 4 — уг-
леспускной скат; 5, 6 — соответственно пластовый и полевой вентиляционные штреки;
7 —• слоевой транспортный штрек; 8 — полевой откаточный штрек
слоя (рис. 8.8). Мощность каждого слоя 2—3,2 м. Размер дву-
стороннего выемочного поля 200—300 м. Очистную выемку
начинают с флангов и ведут к середине поля. Длину забоя при-
нимают равной 12—15 м. Отбойку угля производят буровзрыв-
ным способом, доставку угля — самотеком на конвейерный сло-
евой штрек и далее в углеспускной скат. Гидравлическую за-
кладку при выемке каждого слоя производят последовательно
от фланга к центру поля. Закладочный материал подают с вен-
тиляционного горизонта по трубам, проложенным по скатам.
Забой крепят деревянными рамами, устанавливаемыми по па-
дению пласта. Свежий воздух к забою подают по дренажным
печам и конвейерным слоевым штрекам к забою, отработанный
201
отводят по вентиляционному штреку и центральному вентиля-
ционному и фланговым скатам.
Третью схему применяют на пластах мощностью 3,5—6,5 м
с углами падения 58—62°. Пласт делят вкрест его простирания
плоскостями, наклоненными к горизонту под углом 30—40°, на
поперечно-наклонные слои мощностью 2,5—3,5 м (рис. 8.9).
В связи с тем, что отметка проводимого у кровли слоевого
штрека выше отметки слоевого штрека, проводимого у почвы
пласта, на 2,5—6 м, после отбойки угля он самотеком поступает
на конвейерный штрек. В зависимости от мощности и угла на-
клона пласта длина очистного забоя колеблется от 12 до 15 м.
Уголь отбивают заходками шириной по 1 м. Крепят забой
деревянными рамами, устанавливаемыми в ряд по падению.
Расстояние между рядами крепи равно ширине заходки. Уп-
равление кровлей — гидравлическая закладка выработанного
пространства. Закладку ведут полосами после подвигания за-
боя на 8—15 м. Проветривание забоя осуществляют путем по-
дачи свежей струи по слоевому конвейерному штреку и отводу
исходящей по вентиляционному.
КОНТРОЛЬНЫЕ ВОПРОСЫ
1. Дайте характеристику схем отработки тонких и средней мощности
крутых пластов.
2. Опишите схему отработки пласта потолкоуступным забоем.
3. Какова область применения различных способов управления кровлей
на тонких крутых пластах?
4. Опишите схему отработки пласта щитовыми агрегатами и область ее
применения.
5. Укажите особенности отработки пласта прямолинейным забоем, обо-
рудованным узкозахватным комбайном.
6. Расскажите о выемочном фронтальном агрегате АК-3.
7. Какие бывают щитовые крепи для отработки крутых мощных пла-
стов?
8. Опишите устройство секционной щитовой крепи и технологию выемки
угля при ее применении.
9. В чем заключается отработка мощного крутого угольного пласта с гиб-
ким перекрытием?
ЗАДАЧИ
1. Рассчитайте высоту уступа в лаве при отработке тонкого крутого пла-
ста, если сменная норма выработки составляет 6 м2/чел, число рабочих в ус-
тупе— два, а шаг установки крепи — 0,9 м.
2. Определите нагрузку на очистной забой, оборудованный щитовым
выемочным агрегатом 2АНЩ при следующих условиях: число рабочих смен
в сутки три; длительность смены 6 ч; продолжительность выемочного цикла
100 мин; длина забоя 60 м; мощность пласта 1,2 м; плотность угля 1,3 т/м3.
Часть IV
РАЗРАБОТКА УГОЛЬНЫХ МЕСТОРОЖДЕНИЙ
ПОДЗЕМНЫМ СПОСОБОМ
9. ОБЩИЕ СВЕДЕНИЯ О ШАХТАХ
9.1, СТАДИИ РАЗРАБОТКИ ПЛАСТОВЫХ МЕСТОРОЖДЕНИЙ
И КРАТКАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА ТЕХНОЛОГИЧЕСКОЙ
СХЕМЫ ШАХТЫ
Добыча твердых полезных ископаемых подземным способом
предполагает три основные стадии: вскрытие запасов шахтного
поля; подготовка части этих запасов к отработке; очистные ра-
боты по выемке подготовленных запасов полезного ископаемого.
Совместно эти стадии называют разработкой полезных иско-
паемых.
Вскрытием шахтного поля называют проведение вы-
работок для обеспечения доступа к полезному ископаемому
с поверхности. Выработки, проводимые для вскрытия, назы-
вают вскрывающими. Различают вскрытие шахтного поля
и его частей — горизонтов, блоков, пластов.
В связи с требованием § 40 Правил безопасности в уголь-
ных и сланцевых шахтах о наличии на каждой действующей
шахте не менее двух отдельных выходов на поверхность, при-
способленных для передвижения (перевозки) людей, шахтное
поле вскрывают не менее чем двумя вскрывающими выработ-
ками. Система вскрывающих выработок должна обеспечивать
надежную транспортную связь между угольными пластами и
поверхностью, подачу в шахту свежей и отвод на поверхность
исходящей струй воздуха, удаление воды из горных выработок,
подачу электро- или пневмоэнергии к работающим под землей
машинам.
Вскрытыми называют часть промышленных запасов, к кото-
рой обеспечен доступ с земной поверхностью через капиталь-
ные выработки и для разработки которых не требуется прово-
дить дополнительные капитальные выработки.
Подготовкой называют проведение комплекса горных
выработок после вскрытия шахтного поля, обеспечивающих
возможность ведения очистных работ. Основная задача подго-
товки шахтного поля заключается в создании условий для мон-
тажа и работы очистного оборудования, транспортирования
отбитого полезного ископаемого, вентиляции рабочих мест,
203
доставки в забои оборудования и материалов, подачи электро-
или пневмоэнергии, удаления из шахты воды. В связи с эконо-
мической невыгодностью одновременной подготовки всего шахт-
ного поля его подготавливают по частям. При этом различают
подготовленные и готовые к выемке запасы. Подготовлен-
ными считают такие запасы, для отработки которых проведены
основные подготавливающие выработки, готовыми к вы-
емке— запасы, для отработки которых проведены все без ис-
ключения подготавливающие и нарезные выработки и подго-
товлено оборудование, позволяющее вести очистные работы.
Подготовка шахтного поля и его частей является второй
стадией разработки месторождения. По времени разработки она
следует за первой стадией — вскрытием. Однако с началом ве-
дения очистной выемки вторая стадия не заканчивается, т. к.
в процессе разработки одних частей шахтного поля, другие на-
ходятся в стадии подготовки. Одно из важных условий ведения
горных работ — к концу отработки одной отрабатываемой части
шахтного поля запасы другой части должны быть готовы к вы-
емке. Подготовку шахтного поля следует вести так, чтобы про-
изводственная мощность шахты была не менее установленного
на данный период значения.
Очистные работы являются третьей, конечной и основ-
ной стадией разработки шахтного поля. Период ведения очист-
ных работ на шахте называют эксплуатацией место-
рождения. В период эксплуатации полезное ископаемое
добывают главным образом в очистных и частично в подготови-
тельных (при проведении пластовых выработок) забоях. Чем
мощнее пласты, находящиеся в эксплуатации, тем значитель-
нее доля добываемого при проведении выработок полезного ис-
копаемого в общей добыче шахты.
Суммарная длина всех очистных забоев на шахте состав-
ляет линию очистных забоев. Правилам технической
эксплуатации угольных и сланцевых шахт (ПТЭ) очистные
забои разделяют на действующие, резервные и резервно-дей-
ствующие. Действующие забои работают полное число смен по
добыче угля (рабочих смен) в сутки, резервные забои не рабо-
тают, однако полностью оборудованы и готовы к работе. Ре-
зервные забои обычно оборудуют в шахтах со сложными усло-
виями эксплуатации и низким уровнем механизации. Так, при
разработке крутых пластов, опасных по выбросам угля и газа,
число резервных забоев, должно составлять 15—20 % числа
действующих забоев. Резервно-действующие забои работают не-
полное число рабочих смен в сутки и служат для восполнения
потерь добычи угля из действующих забоев при простое по-
следних.
Технологическая схема шахты—комплекс вскры-
вающих транспортных, очистных и вентиляционных выработок,
204
а также выработок околоствольного двора и поверхностных со-
оружений, позволяющий осуществить основные и вспомогатель-
ные производственные процессы по извлечению полезного ис-
копаемого из недр на базе определенных средств механизации
и организации работ. Таким образом, технологическая схема
шахты при своем формировании включает в себя вскрытие, под-
готовку, очистную выемку, транспортирование в шахте и подъем
на поверхность полезного ископаемого, проветривание горных
выработок и поверхностный комплекс шахты.
9.2. ДЕЛЕНИЕ ШАХТНОГО ПОЛЯ НА ЧАСТИ
^1ри подготовке шахтного поля к отработке частями его
разделяют на транспортные горизонты, выемочные ступени,
крылья, блоки, панели, этажи, выемочные поля, столбы и по-
лосы. Деление шахтного поля на части осуществляют в основ-
ном с целью придания системного, последовательного харак-
тера процессу отработки запасов шахтного поля, концентрации
очистных и подготовительных работ, обеспечения подачи ко
всем забоям достаточного количества воздуха и удобства об-
служивания шахтного оборудования. В конечном счете оно дол-
жно способствовать уменьшению объемов проведения и поддер-
жания горных выработок, повышению безопасности работ и
снижению затрат на вскрытие и подготовку шахтного поля./
Горизонт— горизонтальная плоскость, мысленно прове-
денная в недрах на заданной отметке и включающая какие-
либо выработки. Транспортным горизонтом называют
систему вскрывающих, подготавливающих выработок и выра-
боток околоствольного двора, расположенных на одном уровне
и служащих для транспортировки угля к стволу (рис. 9.1) или
штольне. В последнем случае штольня сама является выработ-
кой транспортного горизонта. Если шахта имеет один транспорт-
ный горизонт (см. рис. 9.1, гор. —450 м), то он делит шахтное
поле на две части (выемочные ступени) —бремсберговую, в ко-
торой уголь по наклонным выработкам транспортируют рниз,
и уклонную, в которой уголь по уклонам транспортируют вверх
к транспортному горизонту. При наличии нескольких транспорт-
ных горизонтов каждый из них имеет свои бремсберговую и
уклонную части (выемочные ступени). В этом случае одна и та
же часть шахтного поля, заключенная между двумя соседними
транспортными горизонтами, может являться уклонной для
верхнего горизонта и бремсберговой для нижнего.
Выемочная ступень — часть шахтного поля, ограни-
ченная по простиранию границами шахтного поля и по паде-
нию смежными транспортными горизонтами или границей
шахтного поля и транспортным горизонтом. Выемочную сту-
пень еще называют выемочным горизонтом. Высота ступени по
205
Рис. 9.1. Деление шахтного поля главным
откаточным штреком на бремсберговую
(/) и уклонную (II) части:
Л 4 — шурфы; 2, 3 — соответственно вспомога-
тельный и главный стволы; 5 — главный откаточ-
ный штрек транспортного горизонта; А, Б —
крылья шахтного поля
Рис. 9.2. Деление шахтного поля на блоки (I—III):
1 — граница шахтного поля; 2, 7 — воздухоподающие стволы будущего горизонта; 3, 8 — воздухоподающие стволы действующего го-
ризонта; 4, 9 — вентиляционные (воздухоотводящие) стволы действующего горизонта; 5, 6 — соответственно главный и вспомогательный
стволы; 10 — блоковый бремсберг; 11 — главный полевой откаточный штрек
вертикали равна разности отметок смежных транспортных го-
ризонтов. При разработке пологих и наклонных пластов наклон-
ную высоту ступени принимают равной 1000—1800 м. Размер
бремсберговой ступени по падению принимают равным 1200—
1800 м, уклонной 1000—1200 м. Их размер по простиранию оп-
ределяется границами шахтного поля (см. рис. 9.1).
Крылом называют часть шахтного поля, ограниченную по
восстанию и падению границами шахтного поля, а по прости-
ранию— границей шахтного поля и вертикальной плоскостью,
проведенной вкрест простирания пласта и проходящей через
главный ствол или главную штольню (см. рис. 9.1). Как пра-
вило, шахтные поля бывают двукрылыми. При однокрылом
шахтном поле усложнены транспортировка угля, вентиляция
горных выработок, из-за необходимости одновременной эксплу-
атации нескольких транспортных горизонтов увеличивается раз-
бросанность горных работ.
Блок — часть шахтного поля, характеризующаяся самосто-
ятельным комплексом горных работ. При отработке пологих и
наклонных пластов блоком называют часть шахтного поля, ко-
торая вскрыта воздухоподающим и воздухоотводящим стволами,
используемыми для самостоятельного секционного проветрива-
ния своих выработок, спуска-подъема людей, оборудования и
материалов (рис. 9.2). Таких блоков в пределах одного шахт-
ного поля может быть несколько. Для блоков оборудуют общий
главный ствол для выдачи угля и породы или только для угля.
В последнем случае сооружают еще один, общий для всех блоков
породный ствол. Таким образом, один транспортный горизонт
является общим для нескольких блоков. При отработке свиты
крутых тонких и средней мощности пластов блоком считают
свиту пластов в пределах части этажа, ограниченную промежу-
точными квершлагами, проведенными с группового штрека.
Часто границами между блоками служат дизъюнктивные на-
рушения и замки складок. На блоки шахтные поля делят при
их размерах по простиранию более 6—8 км. Поэтому размер
блока по простиранию обычно не превышает 3—4 км. В СССР
работает более 10 шахт с делением шахтного поля на блоки
(«Распадская», «Суходольская-Восточная», «Воргашорская»
и др.).
Этаж — часть шахтного поля, ограниченная по простиранию
границами шахтного поля, по падению — вентиляционным и от-
каточным этажными штреками (рис. 9.3, а). Расстояние между
верхней и нижней границей этажа по падению называют н а -
клонной высотой этажа, расстояние между этими гра-
ницами по вертикали — вертикальной высотой этажа.
Наклонная высота этажа (м)
йэ = йэ. в/sin а,
207
Рис. 9.3. Деление шахтного поля на эта-
жи (а), панели (б) и столбы, отрабаты-
ваемые по падению или восстанию (в):
1 — этаж (I—VII — номера этажей); 2 — па-
нель; (/—/V — номера панелей); 3. 4 — стол-
бы соответственно в бремсберговой и уклон-
ной частях выемочной ступени
где йэ. в — вертикальная высота этажа, м; а — угол падения
пласта, градус.
При наклонном залегании пластов в одной выемочной сту-
пени может размещаться 3—6 этажей, при крутом залегании
каждый этаж является выемочной ступенью.
Отличительным признаком этажа является наличие капи-
тального бремсберга (уклона) и этажного откаточного штрека,
который проводят от этого бремсберга (уклона) до очистного
забоя. Деление шахтного поля на этажи применяют обычно при
углах падения пластов более 18°. При значительной наклонной
высоте этажа (более 200 м) он может быть разделен по паде-
нию подэтажными штреками на два-четыре подэтажа.
Этаж или подэтаж обычно делят по простиранию при на-
клонном залегании пластов участковыми бремсбергами, укло-
нами, ходками, а при крутом залегании промежуточными
квершлагами или скатами на выемочные поля. Если очист-
ные забои располагают с одной стороны от участковой наклон-
ной выработки, то выемочное поле называют односторонним,
если с обеих сторон — то двусторонним.
При пологих пластах шахтное поле по простиранию делят
на части — панели (рис. 9.3, б). Панель — часть шахтного
поля, ограниченная по падению границей шахтного поля и
транспортным горизонтом или двумя смежными транспортными
горизонтами, а по простиранию — границей шахтного поля и
условной границей с другой панелью или двумя такими грани-
цами. Каждая панель обслуживается самостоятельными транс-
портными и вентиляционными наклонными выработками. Такие
выработки называют панельными. При горизонтальном залега-
нии пластов панелью называют часть шахтного поля, ограни-
ченную главным и вентиляционным штреками, которые обслу-
208
живают одновременно несколько выемочных столбов. Деление
шахтного поля на панели применяют при угле падения пластов
до 20—25°.
Выемочная ступень является общей для нескольких панелей.
Поэтому, как правило, один транспортный горизонт обслужи-
вает несколько панелей.
Панель бывает бремсберговой, если уголь транспортируют
сверху вниз по панельному бремсбергу, и уклонной, если уголь
транспортируют по панельному уклону снизу вверх. При поступ-
лении угля на панельный бремсберг (уклон) с двух сторон па-
нель считают двукрылой (двусторонней), в противном случае —
однокрылой (односторонней).
Панели делят по падению на более мелкие части — ярусы.
Ярус — часть панели, ограниченная по простиранию грани-
цами панели, по падению вентиляционным и транспортным
ярусными штреками. Наклонная высота яруса определяется
длиной очистного забоя, подвигаемого по простиранию. При
значительной наклонной высоте яруса (250 м и более) ярус де-
лят по падению на два-три подъяруса.
Наименьшую часть шахтного поля, ограниченную выемоч-
ными штреками (ходками) и участковыми наклонными выра-
ботками (при отработке по простиранию) или транспортным и
вентиляционным горизонтами (при отработке по падению или
восстанию, как показано на рис. 9.3, в) называют столбом.
9.3. ТРАНСПОРТНЫЙ КОМПЛЕКС ШАХТЫ
Транспортный комплекс шахты — одна из важнейших состав-
ных частей технологической схемы шахты. Он включает подзем-
ный транспорт, околоствольный двор, подъем по стволам и по-
верхностные сооружения, предназначенные для приема из
шахты и отгрузки потребителю полезного ископаемого.
В функции подземного транспорта входят транспортирова-
ние угля от очистных забоев и горной массы из подготовитель-
ных забоев до околоствольного двора, доставка оборудования
и материалов от околоствольного двора до очистных и подго-
товительных забоев (мест ремонта горных выработок, возведе-
ния закладочных массивов, монтажа оборудования), выдача
оборудования и материалов из шахты, доставка людей. Транс-
порт полезного ископаемого называют основным, транспорт
оборудования, материалов и людей — вспомогательным.
В зависимости от места транспортировки угля основной
транспорт разделяют на забойный, обеспечивающий доставку
полезного ископаемого в забое, участковый,— предназна-
ченный для транспортировки грузов по участковым выработкам
от забоя до магистральных выработок, и магистральный,—
обеспечивающий перемещение грузов по магистральным выра-
209
боткам до околоствольного двора или при наклонных стволах
до поверхности шахты.
Основной подземный транспорт может быть представлен не-
сколькими видами. Один вид транспорта имеют шахты с кон-
вейерными линиями от забоя до поверхности или шахты с ло-
комотивной откаткой (например, на шахтах, отрабатывающих
крутые пласты). Другие шахты характеризуются применением
нескольких видов транспорта (конвейерно-локомотивный транс-
порт).
По принципу действия транспортные машины разделяют на
установки непрерывного действия (конвейеры) и периодиче-
ского (локомотивы).
На рис. 9.4 приведена схема подземного транспорта на
шахте, одновременно разрабатывающей три пологих пласта во-
семью очистными забоями. Из каждой лавы уголь грузят на
короткий скребковый конвейер — перегружатель, который транс-
v портирует его к участковым телескопическим ленточным кон-
вейерам 1ЛТ-80, установленным в выемочных транспортных вы-
работках. Далее уголь поступает на ленточные конвейеры, смон-
тированные в капитальном или панельном бремсберге (уклоне).
Ими он транспортируется до выработок транспортного гори-
зонта, где перегружается в вагонетки. Откатка вагонеток по
выработкам транспортного горизонта осуществляется электро-
возами.
При вспомогательном транспорте используют электровозы,
дизелевозы и гировозы (см. рис. 9.4, лавы 1, 2, 5 и 6), канат-
ные монорельсовые дороги (см. рис. 9.4, лавы 3 и 4), напоч-
венные дороги и лебедки концевой канатной откатки.
В участковых выработках используют ленточные конвейеры
с лентой шириной 80 и 100 см, в сборных и магистральных —
конвейеры с лентой шириной 100 и 120 см. Угол наклона вы-
работок, оборудованных ленточными конвейерами, не должен
превышать 18°.
При локомотивном транспорте, который является основным
на шахтах, отрабатывающих пласты с углом падения свыше 19°,
уклон выработок в сторону околоствольного двора обычно не
должен превышать 0,003—0,005. В обводненных выработках при
локомотивной откатке им также придают поперечный уклон
в сторону водоотводной канавки, равный 0,01—0,02. Ширина
колеи принята равной 600, 750 и 900 мм.
В местах пересечения транспортных потоков устраивают
узлы сопряжения транспортных звеньев. В них размещают при-
емно-отправительные площадки, аккумулирующие бункеры для
резервирования работы конвейеров при отсутствии порожних
вагонеток или остановке магистрального конвейера. Уголь из
бункера разгружают самотеком и механизированным спосо-
бом —скребковым конвейером, размещенным в днище бункера.
210
Рис. 9.4. Схема подземного транспорта шахты:
/—ленточные конвейеры в выемочных транспортных штреках; 2 — рельсовые пути
и монорельсовые дороги в выемочных вентиляционных штреках; 3 — ленточные кон-
вейеры в капитальных или панельных бремсбергах; 4 — ленточные конвейеры в капи-
тальных или панельных уклонах; 5 — рельсовые пути во вспомогательном ходке при
бремсберге; 6 — рельсовые пути и монорельсовая дорога во вспомогательном ходке при
уклоне; 7, 8 — рельсовые пути в людских ходках соответственно при бремсберге и ук-
лоне; 9 — ленточный конвейер в выемочном бремсберге; 10 — монорельсовые дороги
в выемочных бремсбергах; 11 — рельсовые пути в штреках транспортного горизонта;
12 — рельсовые пути в главном квершлаге транспортного горизонта; 13 — рельсовые
пути в околоствольном дворе; 14, 15 — соответственно скиповый и клетевой подъемы
В последнем случае бункер называют механизированным.
Для организации непрерывного движения локомотивных со-
ставов и маневровых работ во время погрузки угля или породы
на приемно-отправительных площадках устраивают разъезды,
оборудованные стрелочными переводами, маневровыми лебед-
ками или толкателями.
9.4. ОКОЛОСТВОЛЬНЫЙ ДВОР ШАХТЫ
О ко лост вольным двором (рис. 9.5) называют комплекс ка-
питальных горных выработок, расположенных непосредственно
у ствола, связывающих ствол с главными выработками транс-
портного горизонта и предназначенных для обслуживания гор-
ных работ в соответствие с назначением ствола. Околостволь-
ный двор состоит из служебных камер, транспортных ветвей и
вспомогательных выработок. Если по ветви подают уголь или
211
1
Рис. 9.5. Схема околоствольного двора:
/ — склад ВМ; 2 — сбойка для проветривания склада ВМ; 3 — зарядная камера; 4 —
ремонтная мастерская; 5 — камера стоянки электровозов; 6, 8 — преобразовательные
подстанции.; 7 — главный скиповый ствол; 9 — угольная разгрузочная яма; 10 — пород-
ная разгрузочная яма; // — медпункт; /2 — вспомогательный клетевой ствол; 13 — сан-
узел; 14 — камера ожидания; 15 — водотрубный ходок; 16 — место посадки людей в пас-
сажирские составы; 17— насосная камера,; 18 — центральная электроподстанция; 19 — во-
досборники; 20 — осветляющий резервуар
породу, то такую ветвь называют грузовой, если производят от-
катку порожних вагонеток — порожняковой. Ветвь, служащую
для объезда ствола, называют обгонной. Расстояние между
транспортными ветвями в околоствольном дворе при вертикаль-
ных стволах принимают равным 35—60 м, между камерами и
вспомогательными выработками — 20—30 м.
В зависимости от того, к какому стволу примыкает ветвь,
она носит название скиповой или клетевой. Ветвь, по которой
производят транспортировку угля, его разгрузку и откатку по-
рожних вагонеток, называют главной ветвью околоствольного
двора. Она делится на грузовую и порожняковую части. При
полной конвейеризации порожняковая часть главной ветви от-
сутствует.
По направлению примыкания главной ветви околоствольного
двора к главной выработке транспортного горизонта различают
параллельные, перпендикулярные и косонаправленные около-
ствольные дворы (рис. 9.6). В последних грузовые ветви распо-
ложены под углом 45 или 60° к главной выработке.
По характеру движения груженых и порожних вагонеток
околоствольный двор может быть круговым и Челноковым. Для
212
Рис. 9.6. Схема параллельного (а), перпендикулярного (б) и косонаправлен-
ного (в) околоствольных дворов:
/ — магистральная выработка транспортного горизонта; 2 — грузовые ветви; 3 — порож-
няковые ветви; 4, 5, 6 — направление движения вагонеток соответственно груженых уг-
лем, углем и породой и порожних
кругового двора (см. рис. 9.6, б, в) характерно поточное
движение вагонеток, при котором они заходят во двор и выхо-
дят из него одним и тем же торцом (т. е. не меняют своей ори-
ентировки относительно направления движения). Такую схему
обычно используют в перпендикулярных и косонаправленных
дворах. Разновидность кругового двора — петлевой двор (см.
рис. 9.6, в), в котором главная ветвь является продолжением
главной выработки транспортного горизонта (обычно откаточ-
ного квершлага).
В челноковом дворе вагонетки после разгрузки меняют
свое положение относительно направления движения (см. рис.
9.6, а). Груженые вагоны заходят во двор и выходят порож-
ними из двора противоположными торцами. Такую схему часто
применяют в параллельных дворах и, в частности — в тупико-
вых, отличительной особенностью которых является прием
груженых вагонеток и выдача порожних происходит с одной
стороны от главного ствола. К тупиковому двору главная выра-
ботка горизонта примыкает с одной стороны. Поэтому тупико-
вый двор является односторонним. Тупиковую ветвь в челноко-
вом дворе располагают с противоположной от главной выра-
ботки горизонта стороны, где и производят изменение направ-
213
ления движения вагонеток. При наличии подходов грузов
к околоствольному двору с двух сторон двор является двусто-
ронним.
Схемы околоствольных дворов шахт с конвейерным транс-
портом угля приведены на рис. 9.7. Штрихпунктирными лини-
ями показаны рельсовые пути для локомотивной или монорель-
совой доставки вспомогательных материалов, оборудования и
людей. Такие дворы имеют упрощенную компоновку, более эко-
номичны и производительны, чем околоствольные дворы с рель-
совым транспортом угля.
Важным элементом подобного двора является механизиро-
ванный бункер-накопитель, который служит резервной
емкостью. Вместимость таких бункеров составляет 500 м3 и
более.
Околоствольные дворы наклонных стволов имеют угольные
бункеры над загрузочными площадками скипового или конвей-
ерного стволов, камеры с опрокидывателями при локомотивной
транспортировке груза, а также криволинейные наклонные за-
езды из вспомогательного ствола на одну из ветвей околостволь-
ного двора для спуска-подъема вагонеток с оборудованием и
материалами. Посадочные площадки для людей при нескольких
доставочных горизонтах устраивают непосредственно во вспо-
могательном стволе, при одном горизонте — в стволе или в око-
лоствольном дворе. Остальные камеры аналогичны камерам
в околоствольных дворах при вертикальных стволах.
В гидрошахтах околоствольные дворы имеют существенные
особенности. Так как уголь к околоствольному двору транспор-
тируют водой, в состав околоствольного двора входят пульпо-
сборник, камера гидроподъема с необходимым оборудованием и
пульповодный ходок. Другая особенность околоствольного
двора гидрошахты — камера перегрузки оборудования и мате-
риалов с рельсового транспорта на монорельсовый.
В зависимости от числа обслуживаемых пластов, взаимного
расположения главного и вспомогательного стволов, выбран-
ной схемы вскрытия шахтного поля, горно-геологических и дру-
гих условий околоствольные дворы могут иметь различную при-
вязку к главной транспортной выработке. При разработке оди-
ночного пологого пласта применяют параллельный круговой
или челноковый дворы, используя в качестве транспортной вы-
работки главный откаточный штрек. Такой двор наиболее эко-
номичен. При расположении стволов в лежачем боку свиты
пластов используют петлевые и тупиковые околоствольные
дворы. При разработке свиты пластов со значительным рассто-
янием между ними применяют круговой параллельный двор,
выработки которого размещают между пластами в устойчивых
породах, а при небольшом расстоянии между пластами в свите
предпочтение отдают круговому перпендикулярному двору.
214
1
Рис. 9.7. Схемы двухстороннего (а) и одностороннего (б, в) околоствольных
дворов при конвейерном транспорте угля и транспорте материалов и обору-
дования монорельсовыми дорогами по параллельным (а), петлевым (6) и
комбинированным (в) выработкам:
1 — скипы, 2 — клети; 3 — ленточный магистральный конвейер,; 4 — бункер-накопитель
с ленточным конвейером
При локомотивной транспортировке грузов пропускная спо-
собность околоствольного двора (т/сут)
Q ____ 60Т\р9оНв?П
^н. гтср (?уР + <7п)
где Гтр — продолжительность работы подземного транспорта
в сутки, ч; qG— грузоподъемность вагонетки с углем, т; лв—
число вагонеток с углем в одном составе; qn — масса вагонетки
с породой, т; Ан. г—коэффициент неравномерности поступления
грузов в околоствольный двор, при наличии в нем аккумули-
рующих емкостей Ан.г=1»25, при их отсутствии Ан.г=1,5; тСр —
215
среднее время между двумя последующими прибытиями груже-
ных составов, которое определяют из графика маневрово-транс-
портных операций в околоствольном дворе, мин; qy — масса ва-
гонетки с углем, т; р— среднее отношение доставляемых в око-
лоствольный двор количеств породы и угля, р равно примерно
0,2—0,3 в течение суток.
При конвейерной транспортировке угля пропускную способ-
ность околоствольного двора определяют по производительно-
сти магистрального конвейера и скипового подъема. Пропуск-
ная способность околоствольного двора должна быть примерно
в 1,5 раза больше производственной мощности шахты.
Для шахт с производственной мощностью до 3 млн. т в год
вместимость путей на грузовой ветви околоствольного двора
рекомендуют принимать не менее 1—1,5 груженых составов
с углем. При этом вместимость угольного бункера определя-
ется из расчета количества угля в двух составах и не должна
быть меньше 300 т. Вместимость породного бункера устанавли-
вают из количества породы в одном локомотивном составе и
принимают не менее 150 т. Число вагонеток и платформ для
транспортировки оборудования принимают в размере 10 % от
числа вагонеток с углем.
Объем выработок околоствольного двора Уо. д (м3) зависит
от суточной производственной мощности шахты Лш. с (т) и вида
транспорта. При доставке угля аккумуляторными электрово-
зами
Уо. д= 13500+1,5ЛШ. с,
при доставке угля контактными электровозами
Уо. д= 14 500+1,41Лш. с.
При пропускной способности 30 тыс. т. в сутки объем выра-
боток одного околоствольного двора на шахте с вертикальными
стволами достигает почти 50 тыс. м3.
Стоимость сооружения выработок околоствольного двора
(руб.) без учета вспомогательных камер
Ко. Д = Со. дУ о. д/ПрШ,
где Со. д — средняя стоимость проведения 1 м3 выработок около-
ствольного двора, руб., Со. д = 504-70 руб/м3; fn—коэффициент,
учитывающий глубину ведения горных работ, обводненность,
выбросоопасность и длину транспортирования горной массы
по выработкам шахты, обычно [п== 1,14-1,3; рш — коэффициент,
учитывающий период строительства околоствольного двора, для
вновь строящейся шахты рш=2,82, для реконструируемой
шахты при глубине заложения двора более 700 м рш=2,15, для
216
действующей шахты при финансировании работ за счет капи-
тального строительства рш= 1,84.
Длительность эксплуатации околоствольного двора состав-
ляет от 15—20 лет до полного срока службы шахты.
Важное значение имеет правильное ориентирование ветвей
околоствольного двора. Оси прямолинейных участков грузовых
ветвей должны быть строго параллельны продольным осям
клетевых стволов, а оси рельсовых путей во дворе и клети сов-
падать. Продольные оси клетей располагают обычно парал-
лельно или перпендикулярно к железнодорожным путям пром-
площадки.
9.5. ТЕХНОЛОГИЧЕСКИЙ КОМПЛЕКС ПОВЕРХНОСТИ ШАХТЫ
Поверхностный технологический комплекс шахты представ-
ляет собой совокупность зданий, сооружений и оборудования,
предназначенных для подъема, приема, переработки, складиро-
вания и отгрузки потребителю полезного ископаемого, выдачи
на поверхность породы, спуска-подъема людей, оборудования и
материалов, проветривания и дегазации горных выработок,
обеспечения энергией, производственно-бытового и медицин-
ского обслуживания трудящихся, управления производством
(рис. 9.8).
На каждой шахте строят единый поверхностный технологи-
ческий комплекс на весь период ее эксплуатации, который рас-
полагают у главного ствола. Площадь, на которой расположен
поверхностный комплекс, называют промышленной пло-
щадкой (промплощадкОй). Разрешение на пользование зем-
лей в пределах промплощадки выдается шахте в виде земель-
ного отвода.
Рис. 9.8. Схема поверхностного комплекса шахты:
/ — электроподстанция; 2 — здание главной вентиляционной установки: 3 — угольный
склад; 4 — углепогрузочный пункт; 5 — котельная; 6 — обогатительная установка,; 7 —
блок главного и вспомогательного стволов; 8 — административно-бытовой комбинат:
9— склад крепежных материалов
217
Рис. 9.9. Металлические копры:
а — для клетевого подъема {1 — подъемная машина; 2 — подъемные канаты; 3 — на-
правляющий шкив; 4 — копер; 5, 6 — клети); б — для скипового подъема (/ — направ-
ляющий шкив; 2, 10 — скипы; 3 — подъемные канаты; 4 — приемный бункер; 5 — копер;
6 — опрокидыватель; 7 — вагонетка; 8 — загрузочный бункер; 9 — дозатор
Подъем груза осуществляют в скипах и клетях, спуск-подъем
людей, оборудования и материалов — в клетях. Для спуско-
подъемных операций обычно применяют подъемные машины
с барабанными органами навивки канатов. Для установки на-
правляющих шкивов, разгрузочных кривых, разгрузочного бун-
кера, оборудования для загрузки клетей и крепления провод-
ников над стволами возводят копры — металлические или же-
лезобетонные конструкции А-образного, шатрового, башенного
и четырехстоечного типа (рис. 9.9). При многоканатных подъ-
емах подъемную машину устанавливают на башенном железо-
бетонном копре в верхней его части.
С целью предварительной переработки и обогащения уголь
из копрового бункера конвейерами, установленными в крытых
галереях, подают на обогатительную фабрику. Обогащенный и
классифицированный по крупности уголь поступает в железно-
дорожный бункер и из него в железнодорожные вагоны для
доставки потребителю. Если на промплощадке обогатительная
фабрика отсутствует, то потребителем добываемого угля яв-
ляется центральная обогатительная фабрика (ЦОФ), обслужи-
вающая группу шахт.
218
При отсутствии порожних железнодорожных вагонов глав-
ный ствол должен продолжать работу. Для недопущения про-
стоев главного ствола на промплощадке вблизи железнодорож-
ного бункера устраивают резервный склад угля.
Важным элементом поверхностного комплекса являются по-
родоприемные сооружения, состоящие из приемного породного
бункера, породной транспортной галереи и породного отвала
для размещения выданной из шахты породы и отходов обога-
тительной фабрики. Выдаваемую из шахты породу используют
для строительства автомобильных дорог, производства строи-
тельных материалов и др. Место размещения породных отвалов
на промплощадках шахт выбирают с учетом расположения и
развития населенных пунктов, а также направления господст-
вующих ветров. Минимальное расстояние отвала до ствола
(шурфа) должно быть не менее 200 м.
На поверхности шахты располагают также склад для обо-
рудования и материалов, ремонтные мастерские, шахтную элек-
троподстанцию, компрессорную станцию, центральную калори-
ферную установку для подогрева подаваемого в шахту воздуха,
здание главной вентиляционной установки и др.
На промплощадке каждой шахты оборудуют утепленный
пожарный резервуар вместимостью не менее 250 м3. В резер-
вуаре находится постоянно вода в таком количестве, чтобы
обеспечить тушение любого подземного пожара в течение не
менее 3 ч.
На поверхности шахты возводят административно-бытовой
комбинат (АБК), к которому обычно примыкают очистные со-
оружения, площадки для размещения транспорта, столовая
и т. д. АБК предназначен для размещения участковых наряд-
ных, помещений бытового (раздевалки, душевые и др.) и са-
нитарно-оздоровительного назначения (медпункт, фотарий,
спортзал и др.).
Средняя длина пути следования рабочего в пределах двух-
этажного здания АБК с учетом посещения нарядной не дол-
жна превышать 250—300 м.
Поверхностный комплекс современной шахты строят по
блочному принципу, возводя единые блоки главного ствола,
вспомогательного ствола и вспомогательных зданий и соору-
жений.
КОНТРОЛЬНЫЕ ВОПРОСЫ
1. В чем сущность разработки угольных месторождений и каковы ее
стадии?
2. Расскажите о составных частях транспортного комплекса шахты.
3. Какие бывают околоствольные дворы?
4. В чем состоит назначение поверхностного комплекса шахты?
219
ЗАДАЧИ
1. Определите пропускную способность околоствольного двора при на-
личии в нем аккумулирующих емкостей и транспортировке грузов электрово-
зами, если составы с углем и породой, состоящие каждый из 25 вагонеток,
прибывают через каждые 20 мин, соотношение потоков угля н породы по
массе равно 10:2. Масса порожней вагонетки ВГ-2,5 1,2 т, вместимость
2,5 м3; насыпная плотность угля 1,12 т/м3, породы 2 т/м3; 7'Тр=21 ч.
2. Сравните необходимый объем выработок околоствольного двора
шахты годовой производственной мощностью 3,2 млн т при транспортировке
грузов контактными и аккумуляторными электровозами.
10. ВСКРЫТИЕ ШАХТНЫХ ПОЛЕЙ
10.1. ВСКРЫВАЮЩИЕ ВЫРАБОТКИ
К вскрывающим выработкам относят те выработки, которые
обеспечивают доступ к полезному ископаемому с поверхности.
Основная цель проведения вскрывающей выработки заключа-
ется в пересечении вскрываемого пласта и обеспечении транс-
портной связи между пластом и поверхностью. Вскрывающие
выработки образуют единую систему, которая при работе
шахты в большинстве случаев претерпевает изменения: часть
вскрывающих выработок используют в течение всего срока
службы шахты, часть погашают, часть выработок проводят
в процессе эксплуатации. Вскрывающие выработки по виду их
связи с земной поверхностью делят на две группы: основные и
дополнительные. К основным вскрывающим относят
выработки, имеющие непосредственный выход на земную по-
верхность (вертикальные или наклонные стволы, штольни и
шурфы). По стволам и штольням полезное ископаемое транс-
портируют на поверхность, доставляют материалы, оборудова-
ние, людей, осуществляют вентиляцию горных выработок, по-
дают электроэнергию, воду, сжатый воздух и др. Шурфы ис-
пользуют в основном для вентиляции шахты. В случае, если
ствол (штольня) служит для выдачи полезного ископаемого на
поверхность, его называют главным, а если он предназначен
для других целей — вспомогательным.
К дополнительным относят вскрывающие выработки,
не имеющие непосредственного выхода на земную поверхность
(квершлаги, гезенки, полевые скаты, бремсберги, уклоны). Ос-
новные и дополнительные вскрывающие выработки составляют
систему вскрывающих выработок.
По сроку службы вскрывающие выработки делят на капи-
тальные, обслуживающие шахтное поле (или его ступень)
в течение всего периода его отработки (основные вскрывающие
выработки, капитальные бремсберги, уклоны, скаты), блоко-
вые, обслуживающие блок шахтного поля в течение срока его
220
отработки (блоковые стволы, штреки и т. д.) и этажные (или
панельные), обслуживающие этаж (или панель) в течение
срока его отработки (этажные квершлаги, воздухоотводящие
стволы, групповые панельные квершлаги и т. д.).
Эффективность подземной разработки полезных ископаемых
во многом зависит от места заложения вскрывающих вырабо-
ток в пределах шахтного поля. Под местом заложения вскры-
вающей выработки понимают точку, от которой начинают ее
проведение. При выборе места заложения основных вскрываю-
щих выработок по существу решается вопрос о месте выдачи
полезного ископаемого на поверхность, а при определении то-
чек заложения дополнительных вскрывающих выработок —
о схеме вентиляции шахты.
К главным стволам (штольням) предъявляют особенно
жесткие требования в части надежности функционирования
в течение всего периода эксплуатации шахты. При определении
места заложения главных вскрывающих выработок учитывают
затраты на строительство и последующую эксплуатацию шахты,
потери полезного ископаемого в недрах. Основным критерием
является минимум затрат на проведение и поддержание выра-
боток, транспортирование угля, вентиляцию и водоотлив, отне-
сенных к 1 т промышленных запасов и приведенных к единому
периоду. Указанные затраты называют приведенными. На вы-
бор места заложения главных вскрывающих выработок влияют
горно-геологические условия, потери полезного ископаемого
в охранных целиках, размеры зон сдвижения пород над выра-
ботанными пространствами, рельеф и застроенность земной по-
верхности, расположение водоемов и их паводковый режим и
в гористой местности возможность обвалов и схода лавин.
Рассмотрим четыре типичных случая размещения главных
вскрывающих выработок в шахтном поле.
Первый случай относится к шахтному полю правильной
(прямоугольной) формы с одним пластом. Он характерен для
месторождений со спокойным залеганием пласта и значитель-
ными запасами угля. Исходя из требования минимальных за-
трат на проведение, поддержание выработок и транспорт угля,
принимают двукрылое шахтное поле и размещают главный
ствол примерно в его середине по простиранию. Положение
ствола вкрест простирания пласта определяют в соответствии
с числом транспортных горизонтов. Если шахта эксплуатирует
один транспортный горизонт, то ствол проводят до такого гори-
зонта, чтобы размеры бремсберговой и уклонной частей по па-
дению были примерно одинаковы или чтобы они отличались
друг от друга не более чем на 10—15 %.
При двух и более транспортных горизонтах (рис. 10.1) по-
ложение главного ствола вкрест простирания пласта опреде-
ляют исходя из минимума приведенных затрат и потерь угля
221
Рис. 10.1. Варианты (/—IV) зало-
жения главного ствола вкрест про-
стирания пород
в недрах. В первую очередь вскрывают 1-й горизонт, подготав-
ливают запасы и начинают их отработку. Одновременно ведут
работы по вскрытию 2-го горизонта, для чего ствол углубляют.
При отработке 2-го горизонта готовят 3-й горизонт.
При этом возможны варианты положения ствола /, II и III.
Рациональными могут быть признаны варианты I и //, т. к.
в варианте III требуется еще до сдачи шахты в эксплуатацию
провести длинный квершлаг с—а на 1-м горизонте. Кроме того,
вариант III требует при отработке 2-го горизонта мер по
охране ствола и квершлага 1-го горизонта от сдвижения пород,
увеличивающих потери угля в недрах.
Вариант II предпочтительнее в связи с меньшей длиной
квершлага на 1-м горизонте и меньшими потерями угля в ох-
ранных целиках. Вариант II имеет также то преимущество пе-
ред вариантом /, что он характеризуется меньшей длиной квер-
шлага на 2-м горизонте (длина е—f в варианте II по сравнению
с длиной d—f в I) что позволяет при эксплуатации 2-го гори-
зонта сократить расходы на транспортирование угля. Общая
длина квершлагов на 1-м и 2-м горизонтах в вариантах I и II
одинакова, но в варианте I все затраты на проведение квер-
шлага относятся к будущему периоду эксплуатации шахты,
а в варианте II часть расходов на его проведение производят
в начальный период (период строительства), что делает вари-
ант I в этом отношении предпочтительней.
Вскрытие 3-го горизонта во всех вариантах требует сущест-
венных затрат. Перенесение ствола из положения I в положе-
ния II и III сокращает длину квершлага третьего горизонта со-
ответственно на отрезки g—h и g—i, В связи с тем, что затраты
на вскрытие 3-го горизонта делают в период эксплуатации
шахты, применяют обычно варианты I и II.
Так как отработка первых двух горизонтов обычно продол-
жается 35—40 лет, то для вскрытия нижних горизонтов в по-
рядке реконструкции шахты строят новый ствол (вариант IV).
На практике также распространена отработка нижней ступени
посредством проведения уклонов.
Наклонную высоту ступени а—f или f—j определяют путем
минимизации затрат на проведение (Спр) и поддержание (СПод)
222
выработок, транспортирования угля Стр и водоотлив Свод.
К учету принимают вскрывающие и подготавливающие выра-
ботки, включая магистральные штреки, капитальные или па-
нельные бремсберги, уклоны и ходки возле них. Затраты отно-
сят к 1 т запасов ступени, выражая запасы Z (т) через произ-
ведение производственной мощности шахты Лш. г (т/год) на
длительность отработки горизонта /гор (лет):
__ Л / __ р
— г*гор — — ;—*,
2vo. з«12р
где Sn — размер панели (этажа) по простиранию, м; — число
панелей в шахтном поле (четное), при делении на этажи П2=1;
Sp, 2р' — суммарная производительность соответственно всех и
одновременно разрабатываемых пластов, т/м2; ио.з — подвига-
ние линии очистных забоев в ступени, м/год; П\ — число одно-
временно отрабатываемых панелей (четное), при делении на
этажи /11 = 1; х— число ярусов или этажей в ступени.
Подстановка правой части указанного уравнения в формулу
суммарных затрат на вскрытие и подготовку ступени SC (руб)
позволяет выразить их удельное значение ^CIZ (руб/т) в функ-
ции числа ярусов (этажей), производственной мощности шахты
и ряда параметров. При выбранном значении Лш.г функция
имеет вид
SC/Z = CiX + C2/x + C3,
где 2С=Спр+Спод+Стр+СВоД, руб; Сь С2, С3 — комплексные
параметры, отражающие условия и стоимость ведения работ.
Минимизируя полученное выражение, находят оптимальное
число ярусов (этажей) в ступени, округляют до целого числа и
увязывают с размерами шахтного поля.
Наклонную высоту выемочной ступени //гор (м) находят по
формуле
tfrop -хНяр (ЭТ),
где Яяр(эт) — наклонная высота яруса (этажа), м.
Второй случай — шахтное поле неправильной формы с од-
ним пластом. Он характерен и для месторождений с перемен-
ным углом залегания пласта, брахисинклинальными складками,
замковыми частями мульд и др. Запасы угля в подобном поле
распределены неравномерно. Условие заложения главного
ствола для шахтного поля с непрерывными и неравномерно
распределенными запасами по Л. Д. Шевякову формулируют
на основе требования минимума затрат на транспортирование
груза. Оптимальное место своза груза к стволу находится на
линии, делящей запасы шахтного поля на равные части (рис.
10.2, линия б—г). Достоинством такого подхода является то,
223
Рис. 10.2. Схема заложения глав-
ного ствола при шахтном поле
неправильной формы:
1 — ствол; 2 — примерные границы зо-
ны заложения; —400, —500, —600 —
изогипсы пласта
Рис. 10.3. Варианты заложения глав-
ного ствола вкрест простирания кру-
тых пластов:
/ — в висячем боку, II — в пределах свит
разрабатываемых пластов; III —в лежачем
боку; а, в, с — свиты пластов
что при равных запасах в крыльях шахтного поля неправиль-
ной формы продолжительность их отработки примерно оди-
накова. При заложении же главного ствола в середине шахт-
ного поля по простиранию приводит к условиям, сходным
с однокрылой его отработкой. Расчеты показывают, что при
увеличении запасов угля в одном крыле по сравнению с дру-
гим хотя бы на 10 % и одновременной отработке обоих крыльев
нагрузка на первое крыло по сравнению со вторым должна
быть больше примерно в 1,5 раза, а при увеличении запасов на
30 % — в 4 раза, что усложняет транспортировку грузов и вен-
тиляцию выработок.
Место заложения главного ствола по падению при одном
транспортном горизонте выбирают на такой изогипсе, чтобы
она делила запасы шахтного поля по падению также примерно
на две равные части (см. рис. 10.2, линия а—в). При двух и бо-
лее транспортных горизонтах место заложения главного ствола
по падению выбирают так же, как на шахтном поле правиль-
ной формы с одним пластом.
При шахтном поле с несколькими рабочими пластами (тре-
тий случай) место заложения главного ствола по простиранию
определяют из требования примерного равенства запасов
в крыльях. Выбор места заложения главного ствола вкрест
простирания усложняется тем, что размер транспортного гори-
зонта в этом направлении при отработке свиты пластов колеб-
лется от нескольких десятков до 500—700 м. На каждом транс-
портном горизонте проводят один или два горизонтных квер-
224
шлага. Тогда суммарная длина квершлагов на одном транс-
портном горизонте может превышать 1 км. При большой длине
горизонтных вскрывающих квершлагов существенную роль иг-
рают затраты на транспортирование грузов.
По Л. Д. Шевякову и Р. А. Селецкому положение главного
ствола вкрест простирания пород, а следовательно и положение
точки своза угля по горизонтному квершлагу к месту выдачи
его на поверхность, должно быть таким, чтобы работа по пе-
ремещению всех грузов под землей в течение всего времени
эксплуатации шахты была минимальной. Для нахождения оп-
тимальной точки своза груза вкрест простирания свиты пластов
на одну линию проектируют все точки своза угля и отыскивают
такую точку, для которой выполняются следующие условия:
т. е. сумма всех транспортируемых грузов справа от главного
ствола 2<?пр, сложенная с грузом из какого-либо пласта qni дол-
жна быть больше суммы грузов, свозимых слева от ствола,
а сумма грузов слева от ствола 2<7лев, сложенная с тем же гру-
зом qn, должна быть больше суммы грузов справа от ствола.
Рассчитывая несколько вариантов, находят тот пласт, возле ко-
торого главный ствол должен пересечь транспортный горизонт.
По фактору поддержания ствола в безремонтном состоянии
целесообразно расположение ствола в лежачем боку. По фак-
тору минимального объема проведения вскрывающих вырабо-
ток, проводимых в период строительства, выгодным является
положение ствола ближе к пластам, отрабатываемым в первую
очередь.
I При вскрытии свит крутых пластов — четвертый случай
(рис. 10.3) — главный ствол закладывают в лежачем боку, где
отсутствует влияние очистных работ и стволы длительное время
сохраняются в безремонтном состоянии. При этом исключаются
значительные потери угля в охранных целиках. Однако при
вскрытии нижних горизонтов на действующих шахтах в усло-
виях застроенной местности и с целью использования сущест-
вующих поверхностных зданий и сооружений допускают неоп-
тимальный вариант — размещение главного ствола (слепого
ствола) в пределах свиты пластов.
Если шахтное поле пригодно для вскрытия наклонными
стволами, то их закладывают как по напластованию, так и
вкрест напластования пород, преимущественно по линии, деля-
щей запасы примерно на две равные части. Наклонные стволы
проводят как по пласту, так и по породам.
При вскрытии штольнями главную штольню размещают
так,1 чтобы в первую очередь был обеспечен удобный подход
8 Заказ № 758 225
к ее устью на поверхности. Известны случаи (шахта им. Шевя-
кова в Кузбассе), когда главная штольня расположена на
фланге шахтного поля. Если имеется выбор в расположении
главной штольни, предпочтение отдается варианту, при кото-
ром большие запасы сосредоточены в бремсберговой ступени.
При вскрытии шахтного поля помимо главного ствола необ-
ходимо сооружение хотя бы одного вспомогательного ствола.
Если двумя выходами из шахты служат вертикальные стволы,
то как главный, так и вспомогательный, оборудуют подъем-
ными установками, одна из которых обязательно должна быть
клетевой, а также лестничными отделениями. Во вспомогатель-
ном стволе глубиной до 70 м при наличии лестничных отделе-
ний как в главном, так и вспомогательном стволах подъемная
установка может отсутствовать.
Кроме вспомогательных стволов в пределах шахтного поля
проводят вентиляционные скважины большого диаметра — до
3—3,5 м, которые служат только для вентиляции горных выра-
боток. Вентиляционные скважины получили широкое примене-
ние при вскрытии нижних горизонтов на действующих шахтах.
Вентиляционная скважина не является вскрывающей выработ-
кой и тем более вспомогательным стволом.
Различают следующие схемы взаимного расположения глав-
ного и вспомогательного вертикальных стволов на шахтном
поле: центральное, центрально-отнесенное, фланговое, секцион-
ное и комбинированное (рис. 10.4).
Центральное расположение стволов (см. рис.
10.4, а) предполагает их размещение на одной промплощадке
поверхностного комплекса.
При центрально-отнесенном расположении
стволов (см. рис. 10.4, б) главный ствол размещается в цен-
тре шахтного поля, а вспомогательный — у верхней его гра-
ницы, примерно на линии восстания, проведенной через глав-
ный ствол. Такое размещение стволов характерно для отра-
ботки бремсберговой части шахтного поля. При переходе
горных работ в уклонную часть шахтного поля из-за затрудне-
ний с проветриванием приходится проходить у нижней границы
шахтного поля еще один вспомогательный ствол или вентиля-
ционную скважину. Достоинствами центрально-отнесенного рас-
положения стволов при негоризонтальном залегании пластов
являются меньший объем проходки стволов на момент сдачи
шахты в эксплуатацию, чем при центральном расположении и
Рис. 10.4. Центральное (а), центрально-отнесенное (б), фланговое (в), сек-
ционное (г) и комбинированное (б) расположение вертикальных стволов
в пределах шахтного поля:
* — главный ствол: 2 — вспомогательный ствол; 3 — очистные забои; 4 — вентиляционная
скважина; 5 — выработанное пространство; 6 — блоковые воздухоподающие стволы; 7 —
блоковые воздухоотводящие стволы; /—/V — номера блоков
восходящий порядок движения струи, недостатком — разбро-
санность по поверхности промплощадок стволов.
При фланговом расположении главный ствол раз-
мещают примерно в центре * шахтного поля, а вспомогатель-
ные— на его флангах (см. рис. 10.4, в). При вскрытии нижних
горизонтов в уклонной части поля проходят дополнительные
фланговые стволы или вентиляционные скважины. Достоинство
флангового расположения стволов — возможность прямоточ-
ного проветривания выемочных участков, обеспечивающего
меньший уровень метановыделения из выработанного простран-
ства на вентиляционный штрек, чем при возвратноточном про-
ветривании.
Шахтные поля больших размеров с пологими пластами де-
лят на блоки длиной по простиранию 2—3,5 км. Главный ствол
располагают в одном из блоков, а выработки каждого блока
проветривают через блоковые вспомогательные воздухоподаю-
щий и воздухоотводящий стволы независимо от выработок со-
седних блоков (рис. 10.4, г). Такое расположение стволов
в шахтном поле называют секционны м.
Комбинированное расположение вертикальных
стволов (рис. 10.4, д) применяют на шахтах со сложной
схемой вентиляции, а также в случаях, когда в процессе ре-
конструкции шахты и строительства новых горизонтов прохо-
дят новые стволы. Оно предполагает сочетание центрального
расположения .стволов с фланговым и центрального с цен-
трально-отнесенным.
При вскрытии наклонными стволами их число бывает от
двух до шести. Из них два — четыре располагают параллельно
на расстоянии 30—40 м друг от друга.
При вскрытии штольнями вспомогательную штольню обычно
проводят рядом с главной из-за необходимости использовать
единую промплощадку в условиях ограниченных возможностей
строительства поверхностных сооружений в гористой местности.
Если указанный фактор не является лимитирующим, то
штольни могут быть разнесены по простиранию и по падению
шахтного поля.
10.2. СПОСОБЫ И СХЕМЫ ВСКРЫТИЯ
Способ вскрытия шахтного поля (или его части)—совокуп-
ность вскрывающих выработок в шахтном поле относительно
транспортного горизонта с учетом их функционального назна-
чения. Все способы вскрытия шахтного поля можно разделить
на четыре группы: вертикальными стволами; наклонными ство-
лами; штольнями; комбинированный.
Схемой вскрытия называют пространственное расположение
сети вскрывающих выработок относительно границ шахтного
228
1
10.5. Схемы вскрытия пластовых месторождений
ПОЛЯ,
нием
На рис. 10.5 приведены схемы вскрытия пластов с указа-
основных и дополнительных вскрывающих выработок.
По А. С. Бурчакову схемы вскрытия делят:
по числу транспортных горизонтов — на одногоризонтные
(см. рис. 10.5, а, в, д, ж, з, w, л) и многогоризонтные (см. рис.
10.5, б, г, е, к, м, н, п, р);
по типу дополнительных вскрывающих выработок — с квер-
шлагами
(см.
рис.
10.5, а, б, б, е, ж, з, к, м, н, р), гезенками
(см. рис. 10.5, и, л), слепыми стволами (см. рис. 10.5, н);
229
по месту расположения стволов относительно шахтного поля
в горизонтальной плоскости — с центральными (см. рис. 10.5,
а, к, л, н), центрально-отнесенными (см. рис. 10.5, д, р), флан-
говыми (см. рис. 10.5, в, ж), отнесенными в породы лежачего
бока (см. рис. 10.5, м), секционными стволами и комбинирован-
ные (см. рис. 10.5, з);
по месту вскрытия стволами (с дополнительными выработ-
ками) шахтного поля в вертикальной плоскости — у верхней
границы (см. рис. 10.5, м), у нижней границы (см. рис. 10.5,ж),
в середине шахтного поля (см. рис. 10.5, а, д, л, я), на каж-
дом горизонте (см. рис. 10.5, е, к) или этаже (см. рис. 10.5,
м, я), через один или несколько этажей (см. рис. 10.5, р).
К основным факторам, влияющим на вскрытие шахтного
поля, относят: размеры шахтного поля; угол падения, мощность
и число рабочих пластов в свите; расстояние между пластами;
мощность наносов и рельеф местности; нарушенность место-
рождения; свойства вмещающих пород; газоносность, водо-
обильность, выбросоопасность и удароопасность угольных пла-
стов; склонность угля к самовозгоранию; производственную
мощность и срок службы предприятия; уровень развития гор-
нодобывающей техники; возможность постоянного воспроизвод-
ства подготовленных и готовых к выемке запасов; надежность
обеспечения выработок и забоев свежим воздухом и др.
Выбор оптимального варианта вскрытия шахтного поля про-
изводят в следующей последовательности: оценивают условия,
выделяют один или несколько существенных показателей (кри-
териев) оценки анализируемых вариантов, назначают ограни-
чения на выбор того или иного варианта, формируют варианты
принимаемых решений, дают оценку вариантам по каждому из
установленных критериев. Окончательно выбирают тот способ
вскрытия, который отвечает условиям данного месторождения
и удовлетворяет принятым критериям.
При этом широко применяют критерий суммарных удель-
ных приведенных затрат (руб/т):
где тр — длительность расчетного периода суммирования затрат
в каком-либо варианте, тр< 154-20 лет; /с— продолжительность
строительства шахты, лет; Ct — годовые затраты на эксплуата-
цию шахты в f-м году при данном варианте вскрытия, руб/год;
Ен. п — нормативный коэффициент приведения затрат к единому
времени /, Ен. п=0,08; Лш.г— производственная мощность
шахты, т/год; Ен — нормативный коэффициент эффективности
230
капитальных вложений, £н = 0,1 год-1; Kt — капитальные вложе-
ния в /-й год на вскрытие по данному варианту, руб.
Величина t пробегает значения в первом слагаемом от окон-
чания строительства первой очереди шахты до тр, во втором
слагаемом — от начала строительства до тр.
При сравнении вариантов вскрытия капитальные затраты
разделяют на первоначальные и затраты будущих лет. Перво-
начальные затраты КПеРв (руб) производят в период строитель-
ства шахты до сдачи ее в эксплуатацию. К ним относят за-
траты на строительство стволов, околоствольного двора первого
транспортного горизонта, промплощадки шахты и др. Затраты
будущих лет Хбуд (руб) производят после сдачи шахты в экс-
плуатацию. К ним относят затраты на углубку стволов, строи-
тельство новых горизонтов и др., которые вкладывают в тече-
ние достаточно длительного периода. Капитальные затраты
разных лет приводят (пересчитывают) к какому-либо году, на-
пример, к году сдачи шахты в эксплуатацию или к году освое-
ния проектной мощности и обозначают их через Кпр (руб). Зна-
чение их находят по формуле
К —К Л 4-F Vc/2_l Кбуя
Апр — Аперв и ~Г £-н. п) "Г “ ’
(1 + £н. пГ
где tc — длительность строительства шахты, лет; t — продолжи-
тельность периода, за который суммируют будущие затраты,
лет.
10.3. ВСКРЫТИЕ ВЕРТИКАЛЬНЫМИ СТВОЛАМИ
ПРИ ПОЛОГОМ ЗАЛЕГАНИИ ПЛАСТОВ
При центральном расположении стволов их проходят на 3—
30 м ниже отметки околоствольного двора для создания зум-
пфа— короткой тупиковой части ствола, служащей для разме-
щения скипов при их загрузке, сбора стекающей по стволу
воды и высыпающихся в ствол при разгрузке скипов и'клетей
кусков угля и породы. Центральное расположение стволов обес-
печивает высокую концентрацию работ на промплощадке и
в околоствольном дворе.
Одногоризонтные схемы вскрытия вертикаль-
ными стволами применяют при разработке как одиночного пла-
ста, так и свиты пластов (рис. 10.6). При одногоризонтной
схеме вскрытия одиночного пласта выработки околоствольного
двора располагают или непосредственно по пласту, или в ус-
тойчивых породах почвы. Размещение околоствольного двора
в породах кровли возможно в том случае, если почва пред-
ставлена слабыми, пучащими, водоносными или особо выбросо-
опасными породами. При одногоризонтной схеме вскрытия
свиты пластов околоствольный двор размещают в кровле
231
Рис. 10 6. Одногоризонтные схемы
пластом (а) и свитой пластов (б):
1 — главный ствол; 2 — вспомогательный
ный квершлаг
вскрытия шахтных полей с одиночным
ствол; 3 — капитальный штрек,; 4 — капиталь-
одного из пластов свиты, что требует оставления охранных це-
ликов.
Вскрытие свиты пластов при одном транспортном горизонте
требует передачи на него угля из выработок всех пластов. Для
этого по каждому пласту свиты проводят пластовые выработки,
имеющие транспортную связь с околоствольным двором.
С целью сокращения затрат на поддержание пластовых выра-
боток длительное время поддерживают выработки только од-
ного пласта (как правило, нижнего пласта свиты), которые
имеют выход на транспортный горизонт. Выработки остальных
пластов соединяют с выработками указанного пласта квершла-
гами, гезенками или скатами (рис. 10.7), что позволяет пога-
шать выработки верхних пластов по мере их отработки и тем
самым уменьшить затраты на поддержание выработок.
По виду дополнительной вскрывающей выработки разли-
чают следующие одногоризонтные схемы вскрытия вертикаль-
ными стволами, без дополнительной вскрывающей выработки
232
xadxm — 6 ‘•Hidapowadp анаоювги — §
‘янэсэл Ц1чнч1гв1иивм — £ 1иянэеэл Э1чнжв±с — 9 'hhoitmA э1чнч1гв1ицвя — 9 iHJBirmdatiM ©гчн
-ЖВ16 — tr lidacpwadp иннч1гв1иивя — £ ‘.iroaia иинчгэхвлоноиэя — z ‘.iroaxo ипнаиЕЛ — f
:(g) иомнэеэл ипнч1ГВ1иивя и (p) икемнэеал *(v) иивлшгпкЬнм
имннжвхб э ЯО1ЭВ1ГИ нхияэ виичЗяэа нкэхэ эпнхноЕиёолонЯо Y*0I 0Hd
Рис. 10.8. Одногоризонтная схема вскрытия свиты пластов вертикальными
стволами и капитальным квершлагом:
/ — вентиляционный квершлаг; 2 — главный ствол; 3 — вспомогательный ствол; 4 —
транспортный квершлаг; 5 — будущие вентиляционные скважины
(см. рис. 10.6, а); с капитальным квершлагом (см. рис. 10.6, б);
с этажными квершлагами (см. рис. 10.7, а); с этажными гезен-
ками (см. рис. 10.7, б); с капитальным гезенком (см. рис.
10.7, в). При значительном (200 м и более) расстоянии между
пластами вместо гезенка применяют наклонные квершлаги.
При использовании одногоризонтной схемы вскрытия цен-
тральными стволами, особенно на метанообильных шахтах, воз-
никают сложности с проветриванием удаленных от стволов
очистных забоев. Поэтому на газовых шахтах и при углах па-
дения пластов более 10° на вентиляционном горизонте проводят
квершлаг (рис. 10.8), что позволяет создать восходящее про-
ветривание в бремсберговой части шахтного поля. На вентиля-
ционном горизонте устраивают упрощенный околоствольный
двор, обеспечивающий прием вагонеток с оборудованием и ма-
териалами, спуск-подъем людей и зарядку аккумуляторных
электровозов. Для проветривания выработок при отработке
уклонной части шахтного поля проходят одну или две вентиля-
ционные скважины большого диаметра.
К достоинствам одногоризонтных схем вскрытия относятся
транспортировка груза в течение всего срока эксплуатации
шахты по одному транспортному горизонту, наличие только од-
ного околоствольного двора, сравнительно небольшой объем
горнокапитальных работ и отсутствие необходимости в углубке
стволов. Их недостатками являются необходимость в отработке
уклонного поля с транспортировкой угля снизу вверх, слож-
ность проветривания удаленных от стволов забоев, наличие
значительных утечек воздуха между длинными наклонными вы-
работками в бремсберговой и уклонной ступенях.
Схемы находят применение на пластах с углами падения до
25° при наличии в свите не более двух-трех пластов. Схемы
234
Рис. 10.9. Многогоризонтная схема вскрытия двух свит пластов вертикаль-
ными центральными стволами и погоризонтными квершлагами при одновре-
менной эксплуатации двух горизонтов:
/—вспомогательный ствол; 2 — главный ствол; 3, 4 — погоризонтные квершлаги; 5 —
этажный штрек
с капитальными или этажными гезенками обычно используют
при вскрытии двух и более пластов, залегающих под углом до
10—12°, и расстоянии между смежными пластами по вертикали
до 120 м при капитальном и до 90 м при этажных гезенках.
При углах падения более 12° применяют капитальные и этаж-
ные квершлаги. Размеры шахтного поля обычно не превышают
6 км по простиранию и 2,5 км по падению.
Многогоризонтные схемы вскрытия исполь-
зуют при делении шахтного поля по падению на три и более
выемочные ступени при пологом падении и на две и более при
крутом и наклонном. При таком вскрытии главный и вспомога-
тельные центральные стволы проходят с общей промплощадки
шахты до нескольких транспортных горизонтов. При этом прин-
ципиально различают многогоризонтные схемы вскрытия без
углубки и с углубкой стволов. В первом случае стволы прохо-
дят сразу на полную глубину, во втором — лишь, углубляя их
по мере отработки горизонтов. Так как одни и те же стволы
служат для отработки нескольких горизонтов, то в обоих слу-
чаях возникает необходимость в проведении погоризонтных
квершлагов. Многогоризонтные схемы используют для вскры-
тия как одиночных пластов, так и их свит (см. рис. 10.5).
На рис. 10.9 приведена многогоризонтная схема вскрытия
двух свит пластов в одном шахтном поле вертикальными цен-
тральными стволами, которая предусматривает одновременную
эксплуатацию двух горизонтов без углубки стволов. Верхний
погоризонтный квершлаг служит для транспортировки угля
с двух верхних пластов на первом транспортном горизонте,
нижний погоризонтный квершлаг — с трех нижних пластов на
втором транспортном горизонте. Уголь по главному стволу вы-
дают одновременно с двух горизонтов. Для этого в главном
235
стволе устраивают два самостоятельных подъема. Обычно
в стволе более двух самостоятельных подъемов для выдачи
угля не применяют. Поэтому одновременная выдача угля
с трех и более горизонтов не практикуется.
При обеспечении производственной мощности шахты доста-
точным очистным фронтом на верхнем горизонте схема вскры-
тия без углубки может применяться с последовательной экс-
плуатацией горизонтов.
104. ВСКРЫТИЕ ПРИ ДЕЛЕНИИ ШАХТНОГО
ПОЛЯ НА БЛОКИ
Шахтные поля больших размеров (7,5—20 км по простира-
нию и 3,5—5 км по падению) на пологих пластах разделяют
на крупные участки-блоки, которые вскрывают, подготавли-
вают, отрабатывают и проветривают изолированно друг от друга.
Такой способ получил название блокового. Потребность в де-
лении шахтных полей на блоки вызвана возросшими объемами
выделения метана в горные выработки, а также тем, что при
значительной протяженности и разветвленности горных выра-
боток возникают дополнительные сложности с их проветрива-
нием, регулированием температуры шахтной атмосферы, под-
держанием выработок и эксплуатацией оборудования.
Блоковое вскрытие используют на шахтных полях с одним-
семью рабочими пластами. При этом шахтное поле делят по
простиранию на два-семь блоков (оптимально четыре-семь при
одногоризонтной схеме вскрытия и два—четыре при многогори-
зонтной), по падению — на две—четыре ступени. Размеры од-
ного блока по простиранию при отработке пластов лавами, по-
двигаемыми по простиранию, составляет 2,5—3 км, а лавами,
подвигаемыми по падению — 4—4,5 км.
Для выдачи угля из шахты служат одна-две главные (маги-
стральные) выработки единого для всех блоков транспортного
горизонта и один-три вертикальных (наклонных) ствола (рис.
10.10). Главные стволы размещают обычно на линии, делящей
запасы шахтного поля примерно на две равные части. Каждый
блок вскрывают самостоятельными воздухоподающим и возду-
хоотводящим блоковыми стволами, которые размещают по цен-
трально-отнесенной или фланговой схеме. Последнюю приме-
няют при относительной метанообильности шахты более 25 м3/1.
Вскрытие блоков при отработке одиночного пологого пласта
осуществляют следующим образом. С поверхности до транс-
портного горизонта проходят главный и один-два вспомога-
тельных вертикальных ствола. Околоствольный двор шахты
располагают в крепких вмещающих породах кровли или почвы.
Главный транспортный штрек закладывают также в крепких
вмещающих породах. Блоки вскрывают блоковыми квершла-
236
Рис. 10.10. Схема вскрытия блоков вертикальными стволами при разработке
свиты пологих пластов:
/—Л, 6, 10, 11, 14, 16, 22—24 — вентиляционные стволы; 4—блоковые бремсберги; 5, 12,
17, 19, 21, 25 — полевые транспортные погоризонтные штреки; 7 — вспомогательный
ствол; 8 — главный ствол; 9, 13, 20 — погоризонтные гезенки; 15, 18 — погоризонтные
квершлаги; I—IX — номера блоков
гами, проводимыми от главного штрека, блоковыми вентиля-
ционными стволами (шурфами, скважинами).
Для вентиляции очистных забоев и наклонных подготови-
тельных выработок обычно применяют восходящее движение
вентиляционных струй. На пластах, опасных по выбросам угля
и газа, используют только восходящее движение исходящих из
237
забоев струй. По окончании отработки бремсберговой ступени
блока ее воздухоподающий ствол используют для вентиляции
выработок уклонной части в качестве воздухоотводящего
ствола.
Для подачи свежего воздуха в выработки уклонной
ступени у ее нижней границы проходят новый воздухоподаю-
щий ствол или скважину большого диаметра. Вне зависимости
от деления шахтного поля на блоки в газовых шахтах, отра-
батывающих невыбросоопасные пласты с углом падения не бо-
лее 10°, и в негазовых шахтах можно применять нисходящее
движение воздуха в очистных забоях и исходящих струй. В этих
случаях целесообразно воздухоотводящий ствол располагать
у нижней границы выемочной ступени.
Вскрытие блоков при отработке свиты пластов вертикаль-
ными стволами осуществляют так, чтобы транспортные потоки
концентрировались на минимальном числе горизонтов (см. рис.
10.10). Два центральных ствола (главный и вспомогательный)
проходят сначала до среднего пласта (1-й гор.), а затем углуб-
ляют их до нижнего (2-й гор.). На 1-м горизонте сооружают
околоствольный двор и проводят от него наклонный квершлаг
15 и гезенк 9 для вскрытия верхнего пласта. По мере отработки
ступеней и блоков шахтного поля центральные стволы углуб-
ляют до 2-го гор и проводят квершлаг 18 и гезенк 13 для вскры-
тия нижних горизонтов среднего и нижнего пластов.
По мере отработки блоков направление воздушных потоков
в вентиляционных стволах 6, 7, 10, 11, 14 и 16 может меняться.
Например, при отработке блоков I—III вентиляционные стволы
6, 7, 10 служат в качестве воздухоподающих, а при отработке
блоков IV—VI — в качестве воздухоотводящих. Сохранение ство-
лов 6, 7 и 10 в качестве воздухоподающих возможно лишь при
условии, когда пласты в блоках IV—VI отрабатывают с нисходя-
щим проветриванием.
Деление шахтного поля на блоки используют также при отра-
ботке сложноструктурных сильногазоносных месторождений, на
которых пласты часто залегают в виде мульды. В этих случаях
границами блоков служат геологические нарушения, выходы
пластов под наносы, ось мульды и т. д. (рис. 10.11). Централь-
ные (главный 7 и вспомогательный 5) стволы проходят до
уровня транспортного горизонта и сооружают околоствольный
двор 6, от которого проводят транспортные западный (4) и во-
сточный (8) квершлаги. Эти квершлаги вскрывают соответст-
венно западный (/) и восточный (IV) блоки. В месте вскрытия
сооружают воздухоподающие стволы 3 и 9. В каждом блоке
проводят бремсберги с ходками 2 до вентиляционного горизонта,
а затем выемочные штреки 13 и 14. Пластовые выработки сби-
вают с воздухоотводящими стволами 1 и 11 с вентиляционными
установками 12. Транспортировку угля из очистных забоев 15
238
Рис. 10.11. Схема
ведут по конвейерным штрекам 14, блоковым бремсбергам 2 и
10, квершлагам 4 и 8 до околоствольного двора 6.
Деление шахтного поля на блоки ускоряет строительство
шахты, т. к. позволяет проходить вскрывающие и подготавли-
вающие выработки одновременно в нескольких блоках, обеспе-
чивает независимую вентиляцию каждого блока, что дает воз-
можность увеличить нагрузку на очистной забой и их число на
газовых шахтах, упрощает схему подземного транспорта и сни-
жает затраты на поддержание выработок в результате умень-
шения их протяженности.
Недостатки деления шахтного поля на блоки: значительное
число основных вскрывающих выработок с соответствующим
ростом объема их проведения; разбросанность поверхностных
площадок стволов и увеличение общей площади земельных от-
водов; сложность эксплуатации длинных магистральных выра-
боток на транспортном горизонте.
При отработке крутых пластов их отдельные группы в пре-
делах одного этажа вскрывают промежуточными квершлагами.
Группу пластов в пределах одного этажа, заключенную между
промежуточными квершлагами, также называют блоком.
Вскрытие группового блока, включающего выбросоопасные и
невыбросоопасные пласты, производят на каждом этаже этаж-
ными и промежуточными квершлагами.
10.5. ВСКРЫТИЕ ПРИ КРУТОМ
И КРУТОНАКЛОННОМ ЗАЛЕГАНИИ ПЛАСТОВ
На крутых и крутонаклонных пластах шахтное поле разде-
ляют по падению на этажи и на каждом этаже создают отка-
точный горизонт со своим околоствольным двором. При тонких
крутых пластах расстояние по вертикали между транспортными
горизонтами составляет 100—120 м, при мощных крутых пла-
стах— 80—100 м. Шахтное поле вскрывается вертикальными
стволами и этажными квершлагами (рис. 10.12).
Вскрытие этажей и отработку каждого пласта ведут сверху
вниз. В первую очередь вскрывают самый верхний, первый
этаж. При этом основные вскрывающие выработки (главный и
один или несколько вспомогательных вертикальных стволов)
размещаются в породах лежачего бока в центральной по про-
стиранию части шахтного поля. Правда, на действующих шах-
тах стволы расположены примерно в центре запасов шахтного
поля как по простиранию, так и вкрест простирания. Поля
шахт в Центральном районе Донбасса, как правило, вскрыты
не менее чем двумя-тремя центральными стволами. Для улучше-
ния проветривания проходят также фланговые вентиляционные
стволы. Общее число стволов на одной шахте, разрабатываю-
240
Рис. 10.12. Схема вскрытия крутых пластов вертикальными стволами и
этажными квершлагами:
1,2 — клетевые вспомогательные стволы; 3 — главный скиповый ствол; 4, 5 — этажные
откаточные квершлаги действующих этажей; 6 — групповые полевые штреки; 7 — этаж-
ный квершлаг подготавливаемого этажа; 8, 9 — околоствольные дворы действующих
этажей; /(/ — промежуточный квершлаг; 11— пластовые откаточные штреки; 12— очист-
ные забои; 13 — пластовые вентиляционные штреки
щей крутые пласты, в Донбассе достигает шести, в Кузбассе—
двенадцати.
Транспортный горизонт на каждом этаже (см. рис. 10.12)
включает околоствольный двор, этажный откаточный квершлаг,
групповые полевые откаточные штреки, промежуточные квер-
шлаги, пластовые откаточные штреки. После отработки очеред-
ного этажа его откаточный горизонт становится вентиляцион-
ным для нижележащего этажа. Одновременно с отработкой
вышележащего этажа вскрывают пласты на нижележащем
этаже путем углубки не менее двух стволов, сооружают новый
околоствольный двор, проводят этажный квершлаг и другие
выработки.
Продолжительность вскрытия и подготовки нового этажа
(лет)
^у. г = 3,2 -|- 1,1ЛШ. г>
где Дш.г—производственная мощность шахты, млн. т/год.
241
В связи со значительной глубиной разработки в Централь-
ном районе Донбасса углубка стволов осложняет работу подъ-
ема. Поэтому при реконструкции шахт глубокие горизонты
вскрывают слепыми стволами. При неоправданно больших за-
тратах на ремонт главных и вспомогательных стволов, их уг-
лубку и невозможности проведения слепых стволов вскрытие
нижних горизонтов в глубоких шахтах осуществляют путем
проходки новых стволов, которые предпочтительнее размещать
в породах лежачего бока.
10.6. ВСКРЫТИЕ НАКЛОННЫМИ СТВОЛАМИ
Наклонные стволы проводят с поверхности по пласту по-
лезного ископаемого или по достаточно устойчивым породам.
Хотя наклонные стволы длиннее вертикальных, использование
наклонных стволов в качестве основных вскрывающих вырабо-
ток имеет ряд достоинств: скорость проведения наклонного
ствола в среднем в 2—4 раза выше скорости проведения вер-
тикального ствола той же площади поперечного сечения, что
позволяет сократить общий срок строительства шахты на 20—
30%; стоимость проведения 1 м наклонного ствола примерно
в 1,2—1,5 раза меньше, чем вертикального; возможна полная
конвейеризация транспортирования угля от очистного забоя до
поверхности, обеспечивающая снижение трудоемкости работ на
подземном транспорте до 25%; меньшие сроки пуска шахты
в эксплуатацию; получение попутной добычи угля при прове-
дении стволов по мощному или средней мощности угольному
пласту; упрощение схемы околоствольного двора.
При углах наклона стволов до 18° для транспортирования
угля по ним используют ленточные конвейеры, при 19—25° —
вагонетки и при 26—35° — скипы. При горизонтальном или по-
логом залегании пластов наклонные стволы проходят вкрест
простирания по породам висячего бока.
Наклонный ствол состоит из устья и собственно ствола (рис.
10.13). Устье ствола проводят обычно в наносах, его длина
зависит от мощности наносов и угла наклона ствола к гори-
зонту. Возле устья главного ствола сооружают эстакаду, явля-
ющуюся продолжением ствола на поверхности, и здание при-
емного бункера для угля. Под бункер подводят рельсовый путь
для загрузки углем железнодорожных вагонов.
Главный ствол оборудуют скипами или мощным ленточным
конвейером. Для загрузки скипа на транспортном горизонте
ствол сбивают с объездной выработкой коротким гезенком-бун-
кером. Вспомогательные стволы снабжены рельсовыми путями.
Наклонные стволы применяются для вскрытия шахтных по-
лей с одним-тремя пластами, имеющих небольшие размеры (по
простиранию 2,5—3 км и по падению до 2 км). Глубина зало-
242
70
74*
Рис. 10.13. Схема вскрытия шахтного поля наклонными стволами с этажными квершлагами:
1 здание подъемной машины; 2 копер; 3 — приемный бункер; 4 — эстакада; 5 — устье главного ствола; 6 — главный наклонный
в)л; 7 объездная выработка; 8 — этажный вентиляционный квершлаг; 9 — этажный вентиляционный штрек по верхнему пласту 10
этажный откаточный квершлаг; // — этажные откаточные штреки; 12 — этажные вентиляционные штреки; 13 — очистные забои-’ 14 —
в метательный с, вол для механизированной доставки людей,; 15 — вспомогательный грузовой ствол; 16 — загрузочный бункер; 17 — скип
жения наклонных стволов на шахтах страны не превышает
обычно 400 м. Эффективность применения наклонных стволов
возрастает с уменьшением мощности наносов (не должна пре-
вышать 50—70 м) и увеличением мощности пласта.
107. вскрытие штольнями
Штольневое вскрытие применяют, как правило, в гористой
местности. При этом устье штольни должно находиться выше
уровня максимального поднятия паводковых вод в долине. Та-
кой способ имеет явные преимущества перед вскрытием верти-
кальными и наклонными стволами: отсутствует подъем, упро-
щается схема транспортировки грузов, значительно сокраща-
ется объем околоствольного двора.
В благоприятных условиях пласты вскрывают штольнями
без дополнительных вскрывающих выработок (рис. 10.14, а, б).
При крутом залегании пластов (рис. 10.14, в) или расположе-
нии рабочего пласта ниже уровня штольневого горизонта
(рис. 10.14, г) проводят дополнительные вскрывающие выра-
ботки.
Рис. 10.14. Схемы вскрытия штольней наклонных (а), пологого (б), крутых
(в) пластов и пласта, залегающего ниже штольневого горизонта (г):
1 — устье штольни; 2 — штольня; 3 — штрек; 4 — этажный квершлаг; 5 — главный сле-
пой ствол; 6 — вспомогательный слепой ствол; 7 — вентиляционный квершлаг; 8 — вен-
тиляционный шурф (скважина)
244
108. КОМБИНИРОВАННОЕ ВСКРЫТИЕ
При комбинированном вскрытии одновременно используют
разнотипные основные вскрывающие выработки. Комбиниро-
ванные схемы вскрытия в последнее время находят применение
при строительстве шахт большой производственной мощности.
При этом в качестве основной вскрывающей выработки ис-
пользуют главный наклонный ствол, пройденный под углом
11—18° и оборудованный мощными ленточными конвейерами.
Другими основными вскрывающими выработками являются
вертикальные стволы и вентиляционные шурфы. По главному
наклонному стволу выдают уголь на поверхность, вертикаль-
ные стволы служат для спуска-подъема оборудования и людей,
вентиляции и других вспомогательных целей.
В гористой местности используют комбинированное вскры-
тие шахтных полей штольнями, наклонными и вертикальными
стволами. В этих случаях штольня или наклонный ствол слу-
жит для выдачи на поверхность угля, а вертикальные стволы
(шурфы)—для вентиляции и других вспомогательных работ.
Уклонные ступени на нижних горизонтах шахтных полей
действующих шахт часто вскрывают без строительства глав-
ного ствола. В таких случаях уголь из нижележащих очистных
забоев в уклонной ступени доставляют к транспортному гори-
зонту по уклонам (иногда диагональным). В уклонной выемоч-
ной ступени может быть одна или несколько транспортных сту-
пеней. С транспортного горизонта уголь выдают на поверхность
по наклонному стволу, который служит таким образом в тече-
ние всего срока эксплуатации шахты. Такие схемы характерны
для условий Донбасса.
Помимо возможности осуществить полную конвейеризацию
транспорта угля от очистного забоя до погрузочного пункта на
поверхности применение комбинированного вскрытия позволяет
улучшить сортность отгружаемого шахтой угля. По данным
ИГД им. Скочинского, выход штыба (крупность частиц до
6 мм) при транспортировке ленточными конвейерами в 1,5—
2 раза ниже, чем в скипах.
При полной конвейеризации транспортирования угля с ис-
пользованием мощных ленточных конвейеров необходим акку-
мулирующий бункер вместимостью не менее 15 % сменной про-
изводительности подъема по углю. На крупных шахтах его
вместимость достигает 500—1200 т.
КОНТРОЛЬНЫЕ ВОПРОСЫ
1. Дайте понятия и расскажите о назначении основных и дополнитель-
ных вскрывающих выработок.
2. Каковы правила выбора точек заложения основных вскрывающих вы-
работок?
245
3. Дайте характеристику центральному, иентрально-отнесенному, фланго-
вому, секционному и комбинированному расположению главного и вспомога-
тельного стволов в шахтном поле.
4. Что такое способ и схема вскрытия шахтного поля?
5. Данте классификацию схем вскрытия.
6. Какова область применения многогоризонтной схемы вскрытия на по-
логих и наклонных пластах?
7. Укажите достоинства и недостатки вскрытия шахтного поля с разде-
лением его на блоки.
8. Укажите особенности вскрытия свигы крутонаклонных и крутых пла-
стов.
9. Расскажите о достоинствах, недостатках и области применения спо-
соба вскрытия шахтных полей штольнями.
10. В чем заключается сущность комбинированного способа вскрытия?
ЗАДАЧИ
1. Разделите шахтное поле с размерами по простиранию 5,6 км и по па-
дению 3,7 км на части, выберите возможные способы вскрытия и начертите
их схемы при следующих условиях: число пластов—два; их мощность (снизу
вверх) 1,1 и 1,3 м, угол падения 18°; средняя глубина разработки 500 м;
расстояние между пластами 30 м.
2. Разделите шахтное поле с размерами по простиранию 3,8 км и по па-
дению 1,7 км на части, выберите возможные способы вскрытия и начертите
их схемы для следующих условий: число пластов два; их мощность (снизу
вверх) 2,4 и 1,2 м, угол падения 14°; расстояние между пластами 50 м; мощ-
ность наносов 40 м.
3. Дайте возможные варианты вскрытия горизонтального пласта мощ-
ностью 2,6 м, залегающего на глубине 80 м, при мощности наносов 20 м
и размерах шахтного поля по простиранию 9 км и падению 6 км.
4. Дайте возможные варианты вскрытия крутых (70°) пластов мощ-
ностью (снизу вверх) 1,2; 1,1; 1,4; 0,9 м при расстоянии между ними соот-
ветственно 15, 20 и 25 м. Размеры шахтного поля по простиранию 2,8 км и
по падению 1,5 км.
11. ПОДГОТОВКА ШАХТНОГО поля
11.1. способы и схемы подготовки
Подготовкой шахтного поля называют проведение после
вскрытия шахтного поля системы подготавливающих вырабо-
ток, обеспечивающих условия для эффективной и безопасной
выемки полезного ископаемого. Подготовку шахтного поля
обычно ведут частями и по мере их отработки подготавливают
следующие части. Постоянное возобновление готовых к выемке
запасов взамен отрабатываемых называют воспроизвод-
ством запасов.
Существует несколько схем и способов расположения под-
готавливающих выработок при подготовке угольных месторож-
дений к разработке. Каждая такая схема или способ характе-
ризуются своими индивидуальными особенностями. Схемой
подготовки шахтного поля следует считать характер-
ное расположение объединенных с учетом функционального
246
назначения в единый комплекс подготавливающих выработок,
обеспечивающий деление шахтного поля на готовые к выемке
части. Таким образом классификационным признаком схем
подготовки шахтного поля является деление его на характер-
ные части. В соответствии с ним различают погоризонтную, па-
нельную, этажную и комбинированную схемы подготовки шахт-
ного поля.
Способом подготовки шахтного поля или его
части называют расположение подготавливающих выработок
в шахтном поле или его части относительно пласта и элемен-
тов его залегания. В основу разделения способов подготовки
шахтного поля положены два следующих признака: расположе-
ние подготавливающих выработок относительно разрабатывае-
мого пласта и число разрабатываемых пластов, обслуживаемых
одной системой подготавливающих выработок. В первом случае
различают пластовый, полевой и пластово-полевой способы
подготовки, во втором — индивидуальный и групповой спо-
собы подготовки.
К схемам и способам подготовки шахтных полей предъяв-
ляют следующие основные требования: экономичность, безопас-
ность, полнота извлечения запасов полезного ископаемого (ми-
нимум его потерь в недрах), обеспечение охраны сооружений,
природных объектов и окружающей среды.
11.2. ПОГОРИЗОНТНАЯ СХЕМА ПОДГОТОВКИ
П1огоризонтной схемой подготовки шахтного
поля называют пространственное расположение горных выра-
боток, при котором шахтное поле по падению делят транспорт-
ными горизонтами на выемочные ступени, отрабатываемые ла-
вами по падению или восстанию. Рекомендуемая область ее
применения — пласты с углом падения до 10°. При погоризонт-
ной схеме подготовки один транспортный горизонт служит для
отработки как бремсберговой, так и уклонной ступени. Размер
выемочной ступени по простиранию равен длине шахтного поля
или той его части, которую отрабатывают лавами погоризонтно.
По падению размер ступени изменяется от 400 до 2600 м^Тре-
имущественные значения размеров выемочных ступеней по па-
дению составляют в Донецком бассейне 750—1100 м, в Кара-
гандинском— 600—1200 м, в Печорском— 1300—2000 м.(Число
выемочных стволов, размещаемых в выемочной ступени, зави-
сит от длины очистного забоя. С ростом его длины уменьша-
ется число столбов и снижается объем проведения и поддер-
жания наклонных подготавливающих выработок.
В зависимости от направления подвигания очистного забоя
и расположения вентиляционного и транспортного горизонтов
существуют различные варианты погоризонтной подготовки.
247
Рис. 11.1. Схема погоризонтной подготовки с отработкой столбов по
падению при разделении вентиляционного и транспортного горизонтов:
/ — полевой штрек транспортного горизонта; 2 — полевой штрек вентиляционного го-
ризонта; 3— вентиляционная перемычка; 4—вентиляционный промежуточный квер-
шлаг; 5 — охранная бутовая полоса: 6 — монтажный пластовый штрек; 7 — пластовый
воздухоподающий штрек; 8 — гезенк; 9 — конвейерный бремсберг; 10 — воздухоподаю-
щий промежуточный квершлаг; 11 — воздухоподающий ходок
Рис. 11.2 Схема погоризонтной подготовки с отработкой столбов по
падению при расположении вентиляционного и транспортного горизонтов на
одном уровне:
1 — полевой транспортный штрек; 2 — пластовый вентиляционный штрек; 3 — конвей-
ерные бремсберги: 4 — воздухоподающий ходок; 5 — промежуточный квершлаг.; 6 —
гезенк: 7 — вентиляционная перемычка,; № 1—6 —номера столбов
248
Рис. 11.3. Схема погоризонтной подготовки уклонной части шахтного поля
с отработкой лавами по восстанию:
1 — конвейерный уклон; 2 — вентиляционный ходок; 3 — полевой конвейерный штрек;
4 — полевой откаточный штрек; 5 — главный квершлаг транспортного горизонта; 6 —
вспомогательный ствол; 7 — главный ствол; 8 — вентиляционный ствол; 9 — вентиляци-
онный просек; 10 — вентиляционный полевой штрек
I
На рис. 11.1 приведена схема {погоризонтной подготовки
с отработкой столбов по падению при расположении вентиляци-
онного и транспортного горизонтов на различном уровне. Одна
часть конвейерного бремсберга служит для транспортировки
угля к углеспускному гезенку, а другая часть — для отвода ис-
ходящей струи воздуха. Охрану бремсберга со стороны выра-
ботанного пространства осуществляют органной бутовой поло-
сой или крепью. При отработке следующего столба конвейерный
бремсберг используется повторно в качестве воздухоподаю-
щего. Достоинства схемы — эффективное восходящее провет-
ривание очистного забоя с подсвежением исходящей струи и
сокращение объема проводимых наклонных выработок, недо-
статок— значительные утечки воздуха в выработанное про-
странство.
При погоризонтной подготовке шахтных полей в Печорском )
и Карагандинском бассейнах встречаются случаи расположения -
вентиляционного и транспортного горизонтов на одном уровне
(рис. 11.2). К одному из недостатков подобной схемы относится**
возвратноточная схема проветривания выработок выемочного
столба, при которой возможно ограничение нагрузки на лаву
по газовому фактору.
Подготовка горизонтов в уклонной части шахтного поля от-
личается от подготовки их в бремсберговой части. Особен-
249
Рис. 11.4. Погоризонтная схема подготовки уклонной части шахтного поля с отработкой диагональных столбов по
падению:
/ — главный полевой транспортный штрек; 2 — пластовый вентиляционный штрек; 3 — поддерживаемый конвейерный бремсберг; 4 —
людской ходок; 5 — полевой рельсовый уклон; 6 — пластовый рельсовый уклон; 7 — полевой конвейерный уклон; 8 — углеспускные ге-
зенки; 9 — воздухоподающий ходок; 10 — конвейерный штрек; 11 — очистной забой
ностью подготовки уклонных ступеней является необходимость
отвода шахтной воды, накапливающейся в горных выработках
нижнего горизонта, и проведения уклонов сверху.
Схема погоризонтной подготовки уклонного поля ас отра-
боткой столбов по восстанию приведена на рис. Н.З.ГСтолбы
подготавливают уклонами и ходками. Конвейерный уклон слу-
жит для выдачи угля, вентиляционный ходок — для отвода из
очистного забоя исходящей струи воздуха. Часть конвейерного
уклона, расположенная ниже очистного забоя, погашается. На-
клонные выемочные выработки для соседних столбов проводят
вприсечку к погашенным уклонам и ходкам или с оставлением
между ними целика шириною 3—6 м. Схема вентиляции выра-
боток выемочных столбов—прямоточная с подсвежением исхо-
дящей струи.
В тех случаях, когда угол падения пласта превышает 10°,
выемочные выработки проводят под некоторым углом к линии
падения (рис. 11.4). В результате угол наклона диагональных
уклонов к горизонту уменьшается до требуемого (10°), увеличи-
вается длина выемочных столбов. Очистной забой располагается
перпендикулярно к выемочным выработкам и имеет некоторый
угол наклона к горизонту (обычно не более 10—15°).^“
При погоризонтном способе подготовки размер выемочной
ступени по простиранию принимают равным размеру шахтного
поля или блока, а размер ее по падению определяют путем
сравнения вариантов с определением минимальных затрат на
проведение и поддержание вскрывающих и подготавливающих
выработок, транспортирование угля, вентиляцию и водоотливу
И З. ПАНЕЛЬНАЯ СХЕМА ПОДГОТОВКИ
При панельной схеме подготовки шахтное поле
делят на примерно одинаковые по размеру панели. В каждой
панели проводят комплекс подготавливающих выработок, поз-
воляющих эксплуатировать данную панель независимо от дру-
гих. Общими выработками между панелями на одном пласте
являются выработки транспортного и вентиляционного горизон-
тов или только транспортного горизонта.
Панель делят на ярусы, которые вытянуты по простиранию
шахтного поля (рис. 11.5). Ярусы одного горизонта, располо-
женные в соседних панелях, могут иметь общую границу, од-
нако выработки яруса одной панели всегда изолированы от вы-
работок смежного яруса другой панели.
Панельную схему подготовки применяют на пластах любой
мощности с углами падения до 25° (преимущественно 10—20°).
Размер панели по простиранию обычно не превышает 2,5—3 км,
а размер ее по падению равен или кратен наклонной высоте
выемочной ступени.
251
Рис. 11.5. Панельная схема подготовки бремсберговой ступени шахтного
поля:
1 — вентиляционный шурф; 2 — погоризонтный вентиляционный штрек; 3, 4, 5 — соот-
ветственно рельсовые ходки, конвейерные бремсберги и грузолюдские ходки; 6 — ярус-
ный вентиляционный штрек; 7 — ярусный транспортный штрек; 8 — главный полевой
штрек транспортного горизонта; 9 — приемно-отправительная площадка; 10 — главный
ствол; // — вспомогательный ствол; /—V — номера ярусов
Панель может оыть односторонней и двусторонней. В одно-
сторонней (однокрылой) панели (см. левую часть рис. 11.5)
очистные работы ведутся только с одной стороны от панель-
ных наклонных выработок (или при горизонтальном залегании
пласта — от магистральных транспортных выработок). Двусто-
ронняя (двукрылая) панель (см. правую часть рис. 11.5) имеет
очистные забои с обеих сторон панельных наклонных (маги-
стральных) выработок^ Наибольшее распространение получили
двукрылые панели, однокрылые панели находят применение
в основном на нарушенных участках и при горизонтальном за-
легании пластов. Оконтуренные выемочные столбы в ярусах
, панели отрабатывают, как правило, в обратном порядке (от
границы панели к панельным наклонным выработкам).
«Уголь из очистных забоев транспортируют по ярусным кон-
вейерным штрекам до конвейерного бремсберга (уклона), а по
нему — на транспортный горизонт. В месте сопряжения наклон-
ных панельных выработок с магистральным штреком устраи-
вают приемно-отправительную площадку, которая включает
разминовочную площадку, приемный аккумулирующий бункер
под конвейерным бремсбергом (уклоном) и заезд на рельсовый
бремсберг (уклон).
Свежий воздух для проветривания выработок панели по-
дают от вспомогательных, воздухоподающих стволов по маги-
252
стральным штрекам транспортного горизонта, панельным на-
клонным выработкам, ярусным конвейерным штрекам до очист-
ного забоя. Исходящую из очистного забоя струю отводят по
ярусному вентиляционному штреку и далее по панельным на-
клонным выработкам на вентиляционный горизонт^При верх-
нем расположении вентиляционного горизонта исходящую
струю направляют по панельному бремсбергу на панельный
вентиляционный штрек и к вентиляционному стволу (шурфу).
При расположении вентиляционного и транспортного горизон-
тов на одном уровне исходящую струю после вентиляционного
ярусного штрека возвращают по одному из бремсбергов (укло-
нов) вниз (вверх) на данный горизонт и далее к воздухоотво-
дящему стволу. На газовых шахтах обычно используют разде-
ление транспортного и вентиляционного горизонтов.
Достоинства панельной схемы подготовки: возможность вы-
сокой концентрации очистных работ и транспортных потоков,
полной конвейеризации транспорта от очистного забоя до
ствола; сокращение объема одновременно поддерживаемых вы-
работок; достижение большой производственной мощности
шахты. К недостаткам панельного способа относят повышен-
ный объем проведения и поддержания панельных наклонных
выработок, сложность изоляции выработок в смежных ярусах,
что увеличивает утечки воздуха и усложняет регулирование
проветривания выемочных участков.
Размер панели по падению принимается равным наклонной
высоте выемочной ступени шахтного поля^д
Размер панели по простиранию (м) при заданных размерах
шахтного поля и равном числе ярусов в бремсберговом и ук-
лонном полях (без деления яруса на подъярусы) определяют
по формуле
Sn — 'V£1/^2 *»
У.
+ 2Ккам/Яш.
п +(^Спр. пл
Н- 2КМ0Н)/Яяр1;
ш. г
х/2—2 &бр. хН яр/Нш. п + ^х/2 +
-^Ш. г/4л1п-22^0, ц]УоЯяр/(Яш. П^Ш. п)1»
где 0о — скорость подвигания линии очистных забоев, м/год;
Яяр, Яш. п — наклонная высота соответственно яруса и шахт-
ного поля, м; тп — общее число панелей в ступени; Дш. г — про-
изводственная мощность шахты, т/год; 2Лбр. х, 2ЛУ. х, 2£о. ш —
суммарная стоимость проведения 1 м соответственно бремс-
берга и ходка, уклона и ходка, откаточного и параллельного
штреков, руб.; k*— стоимость проведения 1 м ходка, руб.; Ккам,
Кпр. пл» Кмон — стоимость сооружения и оборудования лебедоч-
ных камер, приемно-отправительных площадок и монтажных
камер, руб.; сп. я.ш — стоимость поддержания 1 м ярусного
253
штрека в период использования его в качестве вентиляционного,
руб/год; стр.ш — затраты на транспортирование 1 т-м угля по
штрекам, руб.; £ш. п — размер шахтного поля по простира-
нию, м.
При панельной подготовке и известном размере панели по
простиранию Sn (м) наклонную высоту бремсберговой выемоч-
ной ступени (м) с учетом одновременной углубки стволов на
нижний горизонт находят по формуле
о. д
X 2ко. ш + аПп (Лкам хЯяр);
+ Лш, rcosa (N—А\)сТр. кв + Лш.
sina(cTp.cT
“F Свод, ст
(о),
г
где Коб. у, Ко. д — стоимость проходки и оборудования соответ-
ственно углубляемых стволов и околоствольного двора, руб.;
/Пл.г — расстояние по горизонтали между крайними пластами
в разрабатываемой свите пластов в шахтном поле, м; 2&Кв,
ш, Х^бр. х — суммарная стоимость проведения 1 м соответ-
ственно квершлага, откаточного и параллельного штреков,
бремсберга с ходками, руб.; Scn. бр, Scn. х— суммарная стои-
мость поддержания 1 м соответственно бремсберга и ходков,
руб/год; a — угол падения пластов, градус; W, Ni — соответ-
ственно номера проектируемого и действующего горизонтов;
Стр. кв, стр. ст — затраты на транспортирование 1 т • м угля соот-
ветственно по квершлагу и стволу, руб.; сВод. ст — затраты на
водоотлив 1 м3 воды, отнесенные к 1 м ствола, руб.; со — коэф-
фициент водообильности шахты, м3/т; тп.д — число действую-
щих панелей.
11.4. ЭТАЖНАЯ СХЕМА ПОДГОТОВКИ
1 При этажной схеме подготовки (рис. 11.6) от околостволь-
ного двора или места пересечения пласта капитальным квер-
шлагом проводят главный откаточный штрек, а из него — ка-
питальный бремсберг с ходками. От капитального бремсберга
в обе стороны проводят этажные транспортные и вентиляцион-
ные штреки с просеками. Этажи отрабатывают, как правило,
в нисходящем порядке. Одновременное ведение очистных работ
производят не более, чем на двух смежных этажах. Уклонную
выемочную ступень готовят путем проведения капитальных ук-
лона и ходков и этажных штреков. Порядок отработки этажей
в уклонной ступени обычно принимают нисходящим.
254
Рис. 11.6. Этажная схема подготовки шахтного поля:
1 — капитальный квершлаг, проведенный от околоствольного двора на подготавливае-
мый пласт; 2 — капитальный штрек; 3, 4 — соответственно капитальные бремсберги и
ходки; 5 — этажный транспортный штрек; 6 — этажный вентиляционный штрек под-
готавливаемого этажа; 7 — этажный вентиляционный штрек действующего этажа; 8 —
вентиляционный шурф; 1—VII — номера этажей
Этажную схему рекомендуют применять на пластах с углом
падения свыше 35°. Однако на шахтах она используется также
на пластах с углом падения 8—10° и более. Размер этажа по
простиранию равен размеру шахтного поля по простиранию,
по падению — наклонной высоте этажа. Преобладающие раз-
меры этажа по падению составляют 120—450 м.
I При большой наклонной высоте этаж делят обычно на два
подэтажа. Наклонная высота подэтажа зависит от длины очи-
стного забоя, которая колеблется от 100 до 250 м. I
Для сокращения длины поддерживаемых выработок и уве-
личения числа очистных забоев этажи делят по простиранию
на выемочные поля: при наклонном залегании пласта — участ-
ковыми (промежуточными) бремсбергами, уклонами и ходками
(или только бремсбергами и уклонами), при крутом залега-
нии— промежуточными квершлагами. iB последнем случае вы-
емочные поля группы пластов объединяют в выемочный блок.*
Характерной особенностью варианта этажной подготовки с де-
лением на подэтажи является меньшая продолжительность под-
держания подэтажных штреков за счет их погашения в отрабо-
танных выемочных полях.
При отработке этажа (см. рис. 11.6) уголь из очистного за-
боя поступает на этажный транспортный штрек, далее по ка-
питальному бремсбергу на капитальный штрек, а затем около-
ствольный двор для подъема на поверхность. Свежий воздух
подается по воздухоподающим стволам, капитальному штреку,
ходкам или бремсбергу, этажным транспортным штрекам к очи-
стному забою. (Исходящую струю отводят по вентиляционному
255
этажному штреку, вентиляционному ходку на вентиляционный
горизонт и затем по шурфу на поверхность. На негазовых шах-
тах отработанная струя может отводиться по вентиляционному
ходку на транспортный горизонт и по скиповому стволу на по-
верхность. 1 2
Достоинства этажной схемы подготовки: сравнительно не-
большой объем проведения наклонных подготавливающих вы-
работок; быстрота ввода очистных забоев в эксплуатацию (при
прямом порядке отработки этажей); простота схемы вентиля-
ции. К ее недостаткам относят наличие длинных этажных штре-
ков, разбросанность горных работ, значительные затраты на
поддержание этажных штреков.J
Наклонную высоту этажа при наклонном залегании пласта
определяют, исходя из требуемой линии очистных забоев для
обеспечения заданной производственной мощности шахты (см
ниже разд. 11.7).
Оптимальный размер выемочного поля по простиранию (м)
при делении этажа на два подэтажа и столбовой системе раз-
работки можно определить по формуле
ельных затрат) 1 т-м угля соответственно по подэтажному и
тажному транспортным штрекам, руб.; при обратном порядке
отработки крыла ?2э=0-
1.5. КОМБИНИРОВАННЫЕ СХЕМЫ ПОДГОТОВКИ
комбинированными схемами подготовки шахтного поля счи-
тают такие, при которых одновременно или последовательно
в одном шахтном поле применяют различные схемы подготовки:
ьтажную с панельной или погоризонтной, панельную с погори-
зонтной, все три совместно. Примером может служить шахта
кМайкудукская» в Карагандинском бассейне, где при разра-
ботке пласта применяли сначала этажную схему, а затем
югоризонтную (рис. 11.7).
Комбинированные схемы подготовки шахтного поля часто
используют на шахтах, разрабатывающих пласты с перемен-
ши углом падения и большой мощностью междупластья, т. е.
1ри значительной протяженности группирующих выработок. Их
Применение преследует своей целью повышение концентрации
V2fO 1^бр (Нэ - ^п) 4" -р SKk. п 4~ 4“
______4~ SKm. д 4~ гзбр № ^п) 4~ 2гзхЯэ_
2 (2Г1П±2Г1Э + — *п) ”4>cv0 (qin 4- ?2э)
где vo — скорость подвигания линии очистных забоев, м/год,
&бр, kn — стоимость проведения 1 м соответственно проме-
жуточного бремсберга, ходков при нем и разрезной печи, руб.;
Яэ, hn — наклонная высота соответственно этажа и подэтажа,
м; 2Кк. п — стоимость сооружения лебедочных камер и приемно-
отправительных площадок у промежуточных бремсберга и ход-
ков, руб.; 2ЖМ. д — суммарная стоимость монтажа и демонтажа
оборудования в лавах по всей высоте этажа, руб.; г3бр, гзх—
стоимость перекрепления 1 м соответственно промежуточного
бремсберга и ходков при нем, обусловленная влиянием очист-
ных работ, руб.; Erm — суммарная стоимость поддержания
в массиве 1 м транспортных и вентиляционных подэтажных
штреков, руб/год; 2г1э — суммарная стоимость поддержания
в массиве 1 м транспортных и вентиляционных штреков,
руб/год, берется со знаком «плюс» при транспортировании угля
на передний промежуточный бремсберг и прямом порядке от-
работки запасов в крыле шахтного поля и со знаком «минус» —
при том же направлении транспортирования угля и обратном
порядке отработки запасов в крыле, руб/год; т — мощность
разрабатываемого пласта, м; р — средняя плотность угля в мас-
сиве, т/м3; с — коэффициент извлечения запасов, с=0,75^-0,92;
?2п, ?2э — стоимость транспортирования (без учета дополни-
256
Рис. 11.7. Комбинированная схема подготовки пласта на шахте «Май-
кудукская»:
/ — этажные вентиляционные штреки; 2 — этажные транспортные штреки;
вой вентиляционный штрек; 4 — капитальный уклон с ходками; 5 — транспортный штрек
гор. —52 м.
Р Заказ № 758
3 — поле-
горных работ, улучшение проветривания и отвода воды, сокра-
щение объема поддерживаемых выработок и уменьшение за-
трат на транспортирование угля^
11.6. ПЛАСТОВЫЙ И ПОЛЕВОЙ СПОСОБЫ подготовки
И ГРУППИРОВАНИЕ ПЛАСТОВ
В соответствии с расположением подготавливающих выра-
боток относительно пласта различают пластовый, полевой и
пластово-полевой способы подготовки. Если подготавливающие
выработки проводят по пласту, то способ подготовки называют
пластовым, если по породе — полевым. Комбинация ука-
занных способов представляет собой пластово-полевой
способ подготовки.
Достоинством полевого способа является то, что подготав-
ливающие выработки проводят во вмещающих породах вне
зоны непосредственного влияния очистных работ. Такие выра-
ботки подвергаются меньшему опорному давлению, в резуль-
тате чего увеличивается безремонтный срок их эксплуатации.
Недостаток способа: повышенная трудоемкость проведения вы-
работок, особенно при породах с коэффициентом крепости бо-
лее 5—6.
К достоинствам пластовой подготовки относятся попутная
добыча угля и получение дополнительной информации об усло-
виях залегания пластов, а также большая скорость проведе-
ния выработок, чем при полевой подготовке, к недостаткам —
потенциальная возможность внезапных выбросов угля и газа,
интенсивного метановыделения, меньшая устойчивость выра-
боток.
При подготовке пластов в свите различают два способа —
индивидуальный и групповой. При индивидуальном спо-
собе подготовки проводят подготавливающие выработки
на каждом пласте. По ним ведут транспортирование угля до
магистральных выработок и проветривание. Таким образом, по
каждому пласту свиты проводят и поддерживают полный комп-
лекс подготавливающих выработок, включая капитальные, не-
обходимый для разработки каждого пласта. Индивидуальную
подготовку ведут пластовыми и полевыми выработками. Отра-
ботку пластов на шахте при индивидуальном способе подго-
товки производят раздельно или совместно.
Групповой способ подготовки пластов характеризу-
ется использованием групповых выработок для одновременной
отработки двух или нескольких пластов. Обычно в одно-
временной отработке находятся выемочные поля разных пла-
стов, из которых уголь доставляют на один транспортный гори-
зонт. Объединение пластов выработками для совместной их от-
работки называют группированием. При группировании
258
A-A
Рис. 11.8. Схема группирования крутых пластов на задний (свита а) и
передний (свита в) квершлаги:
/» 2, 3 — групповые штреки; 4 — промежуточные квершлаги; 5 — погашенные участки
пластовых штреков; 6 — этажный откаточный квершлаг; 7 — клетевой ствол; 8 — ски
повой ствол
общими являются выработки транспортного горизонта и часто
вентиляционного. Наиболее характерны для группирования ус-
ловия разработки сближенных тонких крутых пластов (рис.
11.8). Группирование применяют при расстоянии между пла-
стами (мощность междупластья) не более 50 м. В группу объ-
единяют от двух до шести пластов.
От околоствольного двора проводят до верхней свиты пла-
стов этажный транспортный квершлаг. На этажном квершлаге
выбирают точку заложения группового штрека. Таким местом
может быть пересечение квершлага с невыбросоопасным пла-
стом или чаще слой устойчивых пород почвы пласта. Затем
проводят групповой полевой штрек, который сбивают с пла-
стами группы короткими промежуточными квершлагами. Рас-
стояние м^жду промежуточными квершлагами на шахтах Цен-
трального района Донбасса составляет 350—500 м. От проме-
9* 259
жуто^ных квершлагов на длину выемочных полей по пластам
проводят пластовые штреки. Длина выемочных полей соответ-
ствует расстоянию между промежуточными квершлагами.
Отработка полей ведется в прямом или обратном порядке.
Уголь транспортируется на пластовый штрек, затем по проме-
жуточному квершлагу он передается на групповой штрек и
этажный квершлаг.
Если поддерживают опережающую часть пластового транс-
портного штрека по отношению к очистному забою и уголь из
забоя выдают на передний квершлаг, то это — группирова-
ние на передний квершлаг. В случае поддержания
участка пластового штрека позади очистного забоя и выдачи
угля на задний квершлаг говорят о группировании на
задний квершлаг.
Расстояние между промежуточными квершлагами при груп-
пировании крутых пластов определяют по формулам табл. 11.1
в зависимости от направления транспортирования угля по пла-
стовым штрекам на промежуточный квершлаг, порядка отра-
ботки блоков и выемочных полей в этаже относительно этаж-
ного квершлага при условии, что транспорт угля осуществля-
ется электровозами.
При группировании пластов свежий воздух к очистным за-
боям подается по стволам, этажному откаточному квершлагу,
групповым откаточным штрекам, промежуточным квершлагам,
пластовым штрекам. Исходящая струя отводится по пласто-
вому вентиляционному штреку, системе выработок вентиляци-
онного горизонта и воздухоотводящему стволу.
Группирование в свите пологих пластов производят на этаж-
ные или панельные штреки, капитальные или ярусные штреки.
Указанные варианты определяют размеры участков шахтного
поля, группируемые на одну выработку (этаж, панель, под-
этаж, ярус, выемочное поле). С уменьшением размеров участка
уменьшаются срок и затраты на поддержание пластовых выра-
боток по группируемым пластам. Объем работ на проведение
групповых выработок определяется выбранным вариантом
группирования и зависит от горно-геологических условий и тех-
нологии очистных работ.
При сближенных пластах разработка одного из них влияет
на напряженное и газодинамическое состояние соседних. Если
в такой группе отрабатывать в первую очередь какой-либо
пласт, то в результате сдвижения пород соседние пласты испы-
тывают некоторую разгрузку от горного и газового давления,
что уменьшает опасность проявления горных ударов, внезап-
ных выбросов угля и газа. Пласт, при разработке которого сни-
жается опасность проявления указанных явлений, называют
защитным. Подготовку группы пластов, среди которых имеются
опасные по выбросам или горным ударам, производят в таком
260
Таблица 11.1
Направление транспорти- рования угля Порядок отработки блоков в этаже Порядок отработки выемочного поля в блоке
На передний квершлаг Прямой Прямой
На задний квершлаг То же То же
На передний квершлаг Обратный Обратный
На задний квершлаг Прямой То же
Формула для определения
оптимального расстояния
между промежуточными квершлагами
(длины выемочного поля.по простиранию),
м
V^Vp (/кВ^КВ ~Ь ^М- д)
2 Sr* п, ш -|" Sfi г, ш -|- Г
Примечание. Приняты следующие условные обозначения: uQ — скорость по-
двигания линии очистных забоев, м/год: /Кв — длина промежуточного квершлага, м;
2ЛКВ = £О К4-Лв —суммарная стоимость проведения 1 м откаточного и вентиляци-
онного квершлагов, руб.; Zr1 п ш = rl Q щ -|- г1 ш—-суммарная стоимость поддержа-
ния 1 м в массиве пластовых откаточного и вентиляционного штреков, руб/год;
2^1 г< ш = ri о г + г1в г — суммарная стоимость поддержания 1 м в массиве откаточ-
ного и вентиляционного групповых штреков, руб/год; Т = vQHcq lp (Нэ — наклон-
ная высота этажаг м; с — коэффициент извлечения угля, для крутых тонких пластов
с = 0,9 -г- 0,92, для крутых мощных пластов с = 0,8 4- 0,85; — затраты на транспор-
тирование 1 т-м груза при электровозном транспорте, руб.; 2р —суммарная произво-
дительность разрабатываемых угольных пластов в группе пластов, т/м3); Ег4 ш —
= г4О-г”^Г4в г — суммарная стоимость поддержания 1 м в выработанном простран-
стве при установившемся горном давлении откаточного и вентиляционного групповых
штреков, руб/год; — суммарная стоимость проведения 1 м разрезных печей по
всем группируемым пластам, руб.; 2ЖМ д — суммарная стоимость монтажа и демон-
тажа оборудования в лавах по всем группируемым пластам, руб.
порядке, чтобы в первую очередь подготовить и отработать за-
щитные пласты.
Сближенные пласты подготавливают обычно к отработке
в нисходящем порядке. Восходящий порядок отработки допу-
скается на тонких и средней мощности пластах мощностью
междупластья не менее чем в 6 раз большей мощности разра-
батываемого пласта при применении управления кровлей пол-
ным обрушением и не менее чем в 3 раза при использовании
полной закладки выработанного пространства. Восходящий по-
рядок отработки мощных пластов применен при отработке пла-
стов, опасных по выбросам угля и газа, или с углем, склонным
к самовозгоранию.
261
117. ВЫБОР СХЕМЫ ПОДГОТОВКИ И ОБОСНОВАНИЕ
ЕЕ ПАРАМЕТРОВ
Для конкретных горно-геологических условий схема подго-
товки шахтного поля должна соответствовать области ее при-
менения. Так, при углах падения пластов до 10° следует приме-
нять погоризонтную и панельную подготовку, при 13—18° — па-
нельную, при 19° и более — этажную. При наличии в пределах
шахтного поля крыльев или выемочных ступеней с различными
углами падения используют комбинированные схемы подго-
товки. Выбор той или иной схемы подготовки из возможных
производят на основе сравнения удельных приведенных затрат.
При одинаковой нагрузке на подготавливаемую часть шахтного
поля (в более редких случаях на шахтное поле) выбирают ва-
риант, характеризующийся меньшими удельными приведенными
затратами.
К основным параметрам погоризонтной, панельной и этаж-
ной подготовки относят размеры по простиранию и падению со-
ответственно выемочной ступени, панели и этажа. Параметрами
схемы подготовки являются также размеры яруса, выемочного
поля, расстояние между промежуточными квершлагами одного
горизонта, протяженность проводимых и поддерживаемых вы-
работок на 1000 т годовой добычи и длина транспортирования
угля.
Рекомендуемые размеры выемочной ступени при погоризонт-
ной и панельной подготовке, панели и выемочного поля по про-
стиранию, расстояние между промежуточными квершлагами
приведены выше.
Высоту этажа или яруса рассчитывают исходя из требуемой
длины линии действующих на шахте очистных забоев (м):
__ Г^ОЧ^Д. 3
Д— “----- ’
v^pc
где Лш. г — производственная мощность шахты, т/год; k04 —
коэффициент, учитывающий долю добычи угля из очистных за-
боев в суммарной добыче на шахте, при проведении подготав-
ливающих выработок по тонким и средней мощности пластам
узким забоем £Оч=1, широким забоем £Оч=0,9, при разра-
ботке пласта короткими забоями ko4 = lo. 3/(/0. з— 2йш)
(/о. з —длина забоя, м; 2ЛШ — суммарная ширина подготавли-
вающих выработок, примыкающих к одному забою, м); kA, 3 —
коэффициент, учитывающий неравномерность добычи угля из
действующих очистных забоев, kA. 3 =0,92-4-0,94 в благоприят-
ных и ^д. 3 = 0,864-0,9 в сложных горно-геологических условиях;
ид — скорость подвигания действующих очистных забоев, м/год,
v^Nrn^ (JV — число рабочих дней в году; г—ширина выни-
262
маемой в очистном забое полосы угля за один цикл, м; пц —
среднее число выполняемых в забое циклов за сутки; /гр— ко-
эффициент, учитывающий ритмичность работы очистного забоя,
его рекомендуют принимать равным 0,85—0,95); — суммар-
ная производительность одновременно разрабатываемых пла-
стов, т/м2; с — коэффициент извлечения угля.
Далее рассчитывают длину лавы или принимают ее равной
длине механизированного очистного комплекса. Зная длину
одной лавы /л (м), находят число всех действующих очистных
забоев на шахте
Яд — Ljxj Lji.
Общее число очистных забоев на шахте
Яоб = Яд “И Ярез,
где ярез — число резервных забоев.
При известном числе очистных забоев размещают их по
пластам, принятым в проекте к одновременной разработке. При
этом учитывают взаимное влияние сближенных пластов, золь-
ность и марочный состав добываемых углей и порядок отра-
ботки пластов, крыльев, выемочных ступеней и других частей
шахтного поля.
Зная число одновременно действующих в крыле пласта очи-
стных забоев, находят наклонную высоту этажа или яруса (м)
по формуле
Нэ (Я) — ял/л
где ял — число лав в этаже или ярусе (число подэтажей или
подъярусов); 2/гц— суммарная ширина целиков, оставляемых
в этаже (ярусе) между штреками, м; 2/1ш — ширина штреков.
В целях своевременной подготовки линии действующих очи-
стных забоев (фронта очистных работ) рассчитывают на какой-
либо период времени требуемую длину подготавливающих вы-
работок. Например, при панельной подготовке и известных зна-
чениях оставшейся длины действующего яруса а (м) и скорости
подвигания в нем очистного забоя v0 (м/мес) положение забоя
ярусного штрека в подготавливаемом ярусе (его протяженность
от панельного ходка, м) определяют по формуле
У~ LK, я' ~{ciIVq /л/^р. п — Аи — ^р) Уп. з,
где £к. я — длина подготавливаемого крыла яруса, м; /л — длина
очистного забоя в ярусе, м; ир. п—скорость проведения разрез-
ной (монтажной) печи, м/мес; /м — продолжительность монтажа
очистного и транспортного оборудования в ярусе, мес, обычно
263
/м = 0,6-^1,5 мес; /Р— время резерва, /р—1-4-2 мес, ип, 3 — ско-
рость проведения подготавливающих выработок, м/мес.
Удельная протяженность проводимых подготавливающих вы-
работок на 1000 т добычи угля составляет при погоризонтной
подготовке 5,4—12,3 м, панельной — 8—12,5 м, этажной — 6,3—
14,8 м и комбинированной 5,9—13,2. Удельная протяженность
поддерживаемых выработок на 1000 т добычи угля соответ-
ственно равна 18,8—63,3; 40—73,5; 50,5—84,5 и 44,1—76,9 м.
КОНТРОЛЬНЫЕ ВОПРОСЫ
1. В чем заключается назначение подготовки шахтного поля?
2. Дайте определение схеме и способу подготовки шахтного поля.
3. Какие бывают схемы подготовки?
4. Укажите общие и отличительные признаки погоризонтной подготовки
шахтного поля с совмещенными и разделенными транспортным и вентиля-
ционным горизонтами.
5. Расскажите о сущности и области применения панельной подготовки.
6. Какова последовательность проведения подготавливающих выработок
при этажной подготовке?
7. В чем заключается сущность пластового, полевого и пластово-поле-
вого способов подготовки?
8. Расскажите об индивидуальном и групповом способах подготовки пла-
стов.
ЗАДАЧИ
1. Определите оптимальное расстояние между промежуточными квершла-
гами при подготовке группы крутых пластов при следующих условиях: об-
щая производительность пластов 5 т/м2; скорость подвигания очистной линии
забоев 720 м/год; длина промежуточного квершлага 60 м; наклонная высота
этажа 120 м; порядок отработки блоков в этаже и отработки выемочного
поля в блоке прямой. Стоимость проведения 1 м промежуточного квершлага
600 руб.; затраты на поддержание в массиве 1 м пластовых и групповых
штреков равны соответственно 25 и 20 руб/год; затраты на транспортирова-
ние на передний квершлаг 1 т-м грузов 4,7-10~5 руб.
2. Рассчитайте оптимальные расстояния между промежуточными квер-
шлагами при подготовке группы крутых пластов при следующих условиях:
общая производительность пластов 6,2 т/м2; скорость подвигания очистной
линии забоев 500 м/год; длина промежуточного квершлага 300 м; наклонная
высота этажа НО м; порядок отработки блоков в этаже — прямой, а выемоч-
ных полей в блоке-—обратный. Стоимость проведения 1 м промежуточного
квершлага и разрезных печей соответственно 200 и 30 руб.; затраты на мон-
таж и демонтаж забойного оборудования 5000 руб.; затраты на поддержа-
ние 1 м пластовых и групповых штреков в массиве соответственно 22х и
18 руб/год; затраты на транспортирование 1 т-м грузов на задний квершлаг
6,9 • 10-5 руб.
3. Определите протяженность линии действующих очистных забоев на
шахте при сроке ее службы 50 лет, отрабатывающей в сложных условиях
пласты мощностью 0,9 и 1,5 м. Скорость подвигания линии очистных забоев
960 м/год; запасы шахтного поля 60 млн т, плотность угля 1,35 т/м3 и коэф-
фициент извлечения 0,9.
4. Рассчитайте требуемое положение подготовительного забоя в подго-
тавливаемом ярусе, если скорость подвигания очистного забоя длиной 120 м
в действующем ярусе равна 100 м/мес, скорость проведения ярусного штрека —
150 м/мес, разрезной печи — 120 м/мес, длина крыла яруса — 1300 м, а очист-
ной забой отошел от панельного бремсберга на 420 м.
264
12. СИСТЕМЫ РАЗРАБОТКИ
УГОЛЬНЫХ ПЛАСТОВ
12.1. ПОНЯТИЕ О СИСТЕМАХ РАЗРАБОТКИ
Система разработки — определенный, увязанный в прост-
ранстве и времени порядок ведения очистных и подготовитель-
ных работ в пределах участка шахтного поля. Таким участком
может являться выемочная ступень, панель или этаж.
Основные факторы, влияющие на выбор системы разра-
ботки: элементы, форма залегания и строение угольных пла-
стов; свойства угля и вмещающих пород; газоносность и водо-
носность месторождения; склонность пластов к внезапным
выбросам угля и газа, горным ударам; склонность угля к само-
возгоранию; расстояние между разрабатываемыми пластами;
глубина разработки; способы и средства механизации произ-
водственных процессов в очистных и подготовительных забоях.
Элементы залегания пластов сохраняются на значительных пло-
щадях или могут изменяться в пределах одного шахтного поля.
Поэтому при составлении программы развития горных работ
на шахте предусматривают возможность перехода от одной си-
стемы разработки к другой. Переход должен быть произведен
с минимальными затратами средств и времени на базе сущест-
вующего способа подготовки шахтного поля или применения
нового.
Мощность пласта влияет на выбор способа проведения и под-
держания подготовительных выработок, управления горным дав-
лением и технологию ведения очистной выемки. С увеличением
мощности пласта растет зона сдвижения пород над выработан-
ным пространством. Усложняются процессы крепления и управ-
ления горным давлением в очистном забое. При мощности пла-
стов менее 3,5—3,8 м их разрабатывают на полную мощность,
при большей мощности — их разделяют на слои. Исключение
составляют случаи разработки на полную мощность мощных
крутых пластов и пологого пласта (мощностью до 4,5 м) с ис-
пользованием механизированного комплекса 2УКП.
Угол падения пласта оказывает влияние на выбор средств
механизации очистной выемки и доставки угля по забою, спо-
собов крепления и управления горным давлением, формы и
длины очистного забоя. Так, на пластах с углом падения до 30°
уголь в очистных забоях доставляют скребковыми конвейерами,
с углом падения 30—45° — самотеком по металлическим ли-
стам или рештакам, с углом падения свыше 45 —самотеком по
почве пласта.
Свойства вмещающих пород определяют выбор способов уп-
равления кровлей и поддержания примыкающих к очистному
забою выработок, их расположение относительно элементов
265
залегания пласта. В зависимости от устойчивости пород выби-
рают средства механизации основных производственных процес-
сов в забое.
От газоносности пласта и вмещающих пород зависят коли-
чество воздуха, подаваемое в очистные и подготовительные за-
бои, и сечение подготавливающих выработок. Так как скорость
движения воздуха по горным выработкам ограничена, то на-
грузка на очистной забой во многом зависит от метанообиль-
ности и схемы вентиляции выемочного участка.
При разработке обводненных месторождений применяют си-
стемы, которые устраняют скопление воды в очистных забоях.
На пластах с углем, склонным к самовозгоранию, стремятся
использовать системы, ограничивающие возможность возникно-
вения эндогенных пожаров.
Система разработки должна обеспечивать безопасность ве-
дения работ, их экономичность и высокую производительность
труда, минимальные потери и наибольшую добычу полезного
ископаемого.
Системы разработки классифицируют по следующим призна-
кам: без деления или с делением пласта на слои; с длинными
или короткими очистными забоями; по порядку проведения под-
готавливающих выемочных выработок по отношению к очист-
ному забою.
По порядку проведения подготавливающих выемочных вы-
работок относительно очистного забоя различают системы раз-
работки: столбовую, сплошную и комбинированную.
Отдельно выделяют варианты систем разработки, ха-
рактеризующиеся направлением подвигания очистного за-
боя относительно элементов залегания пласта: по про-
стиранию, падению, восстанию, диагонально и вкрест прости-
рания.
12.2. СТОЛБОВАЯ СИСТЕМА РАЗРАБОТКИ
^Столбовая система разработки предполагает
разделение в пространстве и во времени очистных и подготови-
тельных работ. При столбовой системе все подготавливающие
выработки в выемочном поле проводят до начала очистной вы-
емки.
Столбовая система позволяет отрабатывать подготовленный
столб в обратном порядке — от границ этажа (яруса) к центру
шахтного поля (панели), что позволяет погашать часть выра-
боток.
Очистные забои при столбовой системе на пологих и наклон-
ных пластах имеют прямолинейную форму, на крутых — пря-
молинейную и потолкоуступную. Они могут подвигаться по про-
стиранию, падению, восстанию, или диагонально к линии про-
стирания пласта./
266 .
При подвигании лавы по простиранию подготовленный этаж
или ярус отрабатывают на всю наклонную высоту или делят
его на два (в отдельных сиучаях три) подэтажа (подъяруса).
При этом очистные забои в верхних подэтажах (подъярусах)
опережают забои в нижних] на 20—30 м. Вентиляцию лав, рас-
положенных в подэтажах (подъярусах) одного этапа (яруса),
осуществляют последовательно, с подсвежением исходящей
струи или обособленно в за1 исимости от газоносности, угла па-
дения, мощности пласта и дл\цы лавы.
(При столбовой системе применяют как возвратноточную, так
и прямоточную схему проветривания выемочного участка. Воз-
вратноточная схема проветривания характеризуется тем, что
направление движения исходящей струи воздуха противопо-
ложно направлению движения свежей. При прямоточной схеме
проветривания свежая и исходящая струи имеют одно направ-
ление.
Основным способом управления горным давлением в лаве
при столбовой системе является полное обрушение, реже ис-
пользуют полную закладку выработанного пространства. При
отработке тонких крутых пластов применяют также удержание
кровли на кострах или плавное опускание]
Рассмотрим варианты столбовой системы разработки поло-
гих пластов при панельной подготовке шахтного поля. При
разработке тонких пластов (рис. 12.1, а) от основного штрека 5,
расположенного на транспортном горизонте, проводят три па-
нельные выработки — один конвейерный бремсберг 4 и два
ходка 5 (вспомогательный и людской). От бремсберга на длину
столба проводят ярусные вентиляционные (/, 3) и конвейерный
(2) штреки. На границе яруса, которая является и границей
панели, штреки соединяют разрезной печью, в которой монти-
руют очистное оборудование. После этого начинают очистные
работы. Отработку столба ведут в обратном порядке — от гра-
ниц панели к панельному бремсбергу. Добытый в очистном за-
бое уголь транспортируют сначала скребковым, а затем лен-
точным конвейерами по конвейерному штреку до конвейерного
бремсберга. Материалы и оборудование в лавы доставляют от
основного откаточного штрека 6 по вспомогательному рельсо-
вому ходку 5 и вентиляционному штреку 1. Свежий воздух
в очистные забои подают по вспомогательному рельсовому и
людскому ходкам 5 и конвейерным штрекам 2. Исходящую
струю воздуха отводят по ярусному вентиляционному штреку
/, панельному вентиляционному штреку 7.
Для подготовки нижележащего яруса его вентиляционный
штрек 3 проводят совместно с конвейерным штреком 2 выше-
лежащего яруса. Так как проведение выработок по тонким пла-
стам сопровождается выдачей на поверхность значительного
объема пустой порода, то для его уменьшения йентиляционный
267
Рис. 12.1. Столбовая система разработки при проведении выемочных штре-
ков широким (а) и узким (б) забоями
и конвейерный штреки проводят широким забоем, а отбитую
породу размещают в раскоску. Для предотвращения утечек
воздуха между указанными штреками отработку нижележа-
щего яруса начинают после полной отработки и изоляции вы-
шележащего яруса или производят изоляцию полосами из
твердеющей закладки.
На пластах средней мощности и мощных между конвейер-
ным и вентиляционным штреками смежных ярусов оставляют
угодьные целики шириной 15—25 м.
цВ целях снижения потерь угля в недрах широкое распро-
странение получила столбовая система разработки без остав;
ления целиков между выемочными выработками в соседних
столбах. Сущность такого варианта системы заключается
в том, что выемочную выработку действующего Столба повторно
используют при отработке соседнего столба или выемочную
выработку в соседнем столбе проводят вприсечку к выемочной
выработке в отработанном столбе. По такой технологии на
шахтах страны добывают 74,2 % общей добычи из действую-
щих очистных забоев./
При повторном ^использовании выработок конвейерный
штрек после отработки столба становится вентиляционным для
нижележащего столба (рис. 12.1,6). Уголь транспортируют по
конвейерным штрекам 4, конвейерному уклону 6 на полевой
откаточный штрек /. Свежий воздух в очистные забои подают
с полевого штрека 1 по ходкам 5 и воздухоподающим (венти-
ляционным) штрекам 3. Исходящую струю отводят по кон-
вейерным штрекам 4, фланговым ходкам 7 на полевой венти-
ляционный штрек 2. Указанный вариант столбовой системы ха-
рактерен тем, что в очистных забоях используют нисходящее
движение воздушной струи. Это возможно только в негазовых
шахтах, а также в газовых шахтах при угле падения пласта не
более 10°. На пластах, опасных по внезапным выбросам угля и
газа, и метаноносных пластах с углом падения более 10° дви-
жение воздуха в очистных забоях и на всем дальнейшем пути,
как правило, должно быть восходящим.
(При погоризонтной подготовке шахтного поля или выемоч-
ной ступени на газоносных пластах мощностью 0,7—3,5 м и
углом падения до 10° применяют столбовую систему с отработ-
кой столбов по падению (рис. 12.2, а). Характерными особен-
ностями варианта являются поддержание конвейерного бремс-
берга позади очистного забоя и прямоточная схема проветри-
вания. Длину столба для тонких и средней мощности пластов
принимают равной 800—1000 м, длину лавы— 150—180 м.
В водообильных шахтах на пластах мощностью 0,7—2 м
с углом падения не более 8° широко используют столбовую си-
стему с отработкой столбов по восстанию (рис. 12.2, б}. Длину
выемочного столба, как правило, принимают равной до 1000 м,
269
a
Рис. 12.2. Столбовая система разработки с отработкой столбов по падению
(а) и восстанию (б):
а — одинарным забоем (/, 2 — соответственно вентиляционный и транспортный поле-
вые штреки; 3 — воздухоподающий пластовый штрек; 4 вентиляционный ходок; 5 —
конвейерный бремсберг); б — спаренными забоями (/, 2 — соответственно транспортный
и вентиляционный штреки выемочной ступени; 3 — вентиляционные ходки; 4 — конвей-
ерный уклон; 5 — кроссинг)
длину очистного забоя— 150—200 м. От лавы уголь транспор-
тируют до транспортного горизонта по конвейерному уклону,
свежий воздух подается по ходкам, а отработанный отводится
по конвейерному уклону. Один из ходков поддерживается по-
зади лавы либо проводится вприсечку с охраной его бутовой
полосой^
Столбовая система разработки при этажной подготовке с де-
лением этажа на подэтажи показана на рис. 12.3. Из лавы
каждого подэтажа уголь транспортируют на этажный откаточ-
ный штрек. Между подэтажами проводят один (см. рис. 12.3, а)
или два (см. рис. 12.3,6) промежуточных штрека. Два проме-
жуточных штрека с оставлением между ними целиков угля
проводят в случае обособленного проветривания лав в подэта-
жах. Верхние лавы опережают нижние соответственно на 10—
12 и 50—70 м. Между выемочными полями через каждые 350—
600 м проводят участковые скаты или промежуточные квер-
шлаги. Длина лавы в подэтаже 60—100 м. Вертикальная вы-
сота этажа обычно равна 100—120 м. Порядок отработки под-
этажей нисходящий. Область применения указанного варианта
системы: крутонаклонные и крутые пласты мощностью 1,2—
2,4 м.
Разновидностью столбовой системы является также так на-
зываемая щитовая система, применяемая на мощных крутых
пластах (рис. 12.4). Этаж делят по простиранию промежуточ-
270
050’500
ш-боо -*h
Рис. 12.3. Столбовая система разработки при этажной подготовке с деле-
нием этажа на подэтажи:
/ — этажный вентиляционный штрек; 2 — углеспускной и воздухоподающий скаты; 3 —
этажный откаточный штрек; 4 — промежуточный штрек
ными квершлагами 4 на выемочные поля длиной по 250—300 м.
В пределах каждого выемочного поля ближе к почве пласта
проводят вентиляционный (2) и откаточный (5) полевые этаж-
ные штреки, которые сбивают с пластом квершлагами 3 и 4.
По пласту проводят на длину выемочного поля вентиляцион-
ный (/) и откаточный (6) штреки. Для облегчения передвиже-
ния людей, повышения надежности эксплуатации щитового пе-
рекрытия и снижения затрат на доставку оборудования этаж
делят промежуточным штреком 7 примерно на две равные ча-
сти. Из-под щита уголь доставляется на откаточный штрек 5
самотеком по углеспускным печам Достоинствами щитовой
системы — отсутствие процесса крепления забоя, незначитель-
ная трудоемкость работ по управлению кровлей, малый расход
материалов и относительно высокая производительность труда
рабочего по забою, недостатки — высокие (до 40%) потери
271
Рис. 12.4. Щитовая система разработки мощного крутого пласта
угля, сложность управления щитовым перекрытием и повышен-
ная пожароопасность при отработке пластов с углем, склон-
ным- к самовозгоранию.
Тк общим достоинствам столбовой системы относят: прове-
дение выемочных выработок в массиве, не подверженном не-
посредственному влиянию очистных работ, и в соответствии
с этим большая их устойчивость; разделение в пространстве и
времени подготовительных и очистных работ в выемочном
поле; получение дополнительной информации о горно-геологи-
ческих условиях залегания пласта при подготовке запасов
к выемке; возможность погашения выемочных выработок по
мере подвигания очистных забоев.
Недостатками системы разработки являются: большой
объем проведения выработок до начала очистных работ; слож-
ность проветривания длинных (до 1500 м) выемочных вырабо-
ток при их проведении, особенно на высокогазоносных пла-
стах; необходимость поддержания длинных выемочных вырабо-
ток как в период их проведения, так и во время ведения очист-
ных работ.
Доля столбовой системы разработки в общей добыче из дей-
ствующих очистных забоев составляла в 1988 г. около 7¥%-
12.3. СПЛОШНАЯ СИСТЕМА РАЗРАБОТКИ
Сплошная система разработки предполагает од-
новременное ведение очистных и подготовительных работ в вы-
емочном поле или этаже. При этом очистной забой и забои от-
каточного (конвейерного) и вентиляционного штреков, оконту-
ривающих выемочное поле или этаж, движутся в одном
направлении.
Одновременное ведение очистных и подготовительных работ
позволяет уменьшить срок ввода в эксплуатацию очистных за-
боев и частично исключить выдачу породы, получаемой при
проведении подготавливающих выработок, за счет ее размеще-
ния в выработанном пространстве. Сплошную систему разра-
ботки применяют на пластах мощностью до 1,8—2 м, в основ-
ном на тонких, с любым углом падения. Ее использование
требует строгого соответствия между скоростями подвигания
очистного и подготовительного забоев, а также поддержания
выработок позади очистного забоя в зонах интенсивного
влияния опорного давления. Сплошную систему разработки
применяют как при этажной, так и при панельной подго-
товке.
В зависимости от наклонной высоты этажа (яруса) в его
пределах может размещаться от одного до трех (обычно не
более двух) очистных забоев. Если в этаже (ярусе) размещен
один очистной забой, то такой вариант сплошной системы раз-
работки называют лава-этаж (лава-ярус), если более одного
забоя, то — сплошной системой разработки с делением этажа
(яруса) на подэтажи (подъярусы^
Система разработки лава-этаж показана на рис. 12.5. От
капитального бремсберга (уклона) или ходка на длину 90—
100 м проводят этажный откаточный штрек (см. рис. 12.5,а),
а затем на расстоянии 40 м от бремсберга (уклона)—разрез-
ную печь. От бремсберга проводят вентиляционный штрек
до разрезной печи, обеспечивая второй выход из забоя и воз-
можность его вентиляции. В разрезной печи монтируют выемоч-
ное оборудование, после чего начинают очистные работы. На
пуск очистного забоя в эксплуатацию уходит, как правило, не
более 4 мес.
При очистной выемке забои откаточного штрека и просека
опережают лаву не менее чем на 50 м. Вентиляционный штрек
проводят вслед за подвиганием очистного забоя путем под-
рывки кровли или почвы пласта. Уголь из забоя выдают на
просек, откуда скребковым конвейером он транспортируется че-
рез сбойки на откаточный штрек. Вентиляционный штрек со
стороны выработанного пространства охраняется бутовой по-
лосой шириной 12—24 м. Для механизации выкладки бу-
товой полосы используют дробильно-закладочный комплекс
273
Рис. 12.5. Сплошная система разработку лава-этаж с опережением (а) и
без опережения (б) лавы забоем откаточного штрека:
/ — капитальный бремсберг; 2 — людской ходок; 3 — этажный откаточный штрек; 4 —
сбойка; 5 — просек; 6 — лава; 7 — этажный вентиляционный штрек; 8 — погашенная
разрезная печь; Р—бутовая полоса; 10 — целик угля; 11 — берма
«Титан-1». Откаточный штрек охраняют угольными целиками,
бутовыми полосами и кострами J
(Сплошную систему разработки без опережения лавы забоями
откаточного и вентиляционного штреков (см. рис. 12.5,6) при-
меняют на пластах, опасных по внезапным выбросам угля и
газа. В этих случаях откаточный штрек проводят широким хо-
дом, а уголь из лавы выдают скребковым конвейером, располо-
женным на берме. Вентиляционный и откаточный штреки охра-
няют бутовыми полосами.
К основным достоинствам варианта сплошной системы раз-
работки лава-этаж относятся небольшой объем проведения под-
готавливающих выработок перед пуском лавы в эксплуатацию
и простоя схем вентиляции, к недостаткам — поддержание
штреков в самой активной зоне опорного давления, сопряжен-
ное с повышенными расходами, малое число одновременно дей-
ствующих очистных забоев на пласте и ограниченное время на
предварительную дегазацию пласта.
274
При сплошной системе разработки с делением этажа
(яруса) на подэтажи (подъярусы) этаж (ярус) делят промежу-
точными штреками. Число подэтажей (подъярусов) в этаже
(ярусе) принимают не более трех (обычно два). В каждом под-
этаже размещают не более одного очистного забоя. Опереже-
ние забоя верхнего подэтажа забоем нижнего обычно состав-
ляет 20—30 м. Областью применения такого варианта системы
являются пласты мощностью не более 1,2 м с устойчивыми бо-
ковыми породами.
Для сокращения объема поддерживаемых штреков этаж де-
лят промежуточными (участковыми) бремсбергами и ходками
на выемочные поля. Размер выемочного поля по простиранию
равен 150—300 м.
Сплошная система разработки с делением этажа (яруса) на
подэтажи (подъярусы) при транспортировании угля на задний
бремсберг (рис. 12.6) требует проведения промежуточных
бремсберга и ходка в породах выработанного пространства или
вприсечку к забою лавы. Охрану этих выработок, а также этаж-
ного вентиляционного штрека, промежуточного и этажного от-
каточного штреков осуществляют бутовыми полосами шириной
6—12 м. Из лавы верхнего подэтажа уголь транспортируется
до этажного откаточного штрека по промежуточному штреку и
участковому бремсбергу, из лавы нижнего подэтажа он посту-
пает непосредственно на этажный откаточный штрек. Вентиля-
ция очистных забоев в этаже принимается последовательная
или обособленная. При последовательном проветривании за-
боев исходящий из лавы нижнего подэтажа воздух поступает
через промежуточный штрек в забой верхнего подэтажа, под-
свежаясь воздухом, подаваемым по промежуточным брем-
сбергу и штреку. В этом случае последовательно можно про-
ветривать не более двух лав, общая длина которых при мета-
нообильности свыше 10 м3/т не должна превышать 400 м,
а расстояние между лавами — 300 м. На пластах, опасных по
внезапным выбросам угля и газа, применение последователь-
ной схемы запрещено. Обособленное проветривание забоев
в этаже требует двух промежуточных штреков и оставления
между ними целиков или достаточно герметичных бутовых
полос.
Достоинство указанного варианта сплошной системы разра-
ботки — незначительное число в выемочном поле тупиковых
подготовительных забоев, недостатки — сложность в эксплуата-
ции и высокая трудоемкость поддержания участковых наклон-
ных выработок в выработанном пространстве.
Для повышения устойчивости пластовых наклонных вырабо-
ток и улучшения условий транспортирования по ним грузов
применяют вариант с делением этажа (яруса) на подэтажи
(подъярусы) при транспортировании угля на передний брем-
275
Рис. 12.6. Сплошная система
разработки с разделением
этажа на подэтажи при транс-
портировании угля на задний
промежуточный бремсберг:
1 — этажный вентиляционный
штрек; 2 — очистной забой верхне-
го подэтажа; 3 — промежуточный
штрек; 4 — промежуточный люд-
ской ходок; 5 — промежуточный
рельсовый бремсберг; в — очистной
забой нижнего подэтажа; 7 —
этажный откаточный штрек; 8 —
капитальный рельсовый бремсберг;
9 — погашенные разрезные печи;
10 — капитальный ходок
сберг (уклон). Для этого этажный откаточный и промежуточ-
ный штреки проводят с опережением по отношению к очист-
ному забою на длину выемочного поля, а от него — участковые
наклонные выработки на длину, равную наклонной высоте ниж-
него подэтажа. При таком варианте верхний подэтаж отраба-
тывают в пределах выемочного поля по сплошной системе раз-
работки и нижний подэтаж — по столбовой. К моменту под-
хода к переднему промежуточному бремсбергу очистных забоев
откаточный и промежуточный штреки, а также промежуточный
бремсберг следующего выемочного поля должны быть прой-
дены. Переход лавой нижнего подэтажа промежуточного брем-
сберга осуществляют без перемонтажа лавного оборудование
Оба варианта сплошной системы разработки отличаются
высокой трудоемкостью.
Сплошная система разработки широко распространена при
отработке тонких крутых пластов. На рис. 12.7 показана сплош-
ная система разработки крутого тонкого пласта с потолко-
уступным забоем при транспортировании угля на передний
квершлаг. На этаже проводят этажные групповые штреки. Их
располагают обычно в крепких устойчивых породах лежачего
бока группы обслуживаемых пластов. От них на пласты прово-
276
уступа; 7 — просек; 8 — промежуточный откаточный
костров. Породу ДЛЯ
между квершла-
промежуточными
Рис. 12.7. Сплошная система разработки тонкого крутого пласта с потолко-
уступным забоем:
/ — групповой полевой вентиляционный штрек;
квершлаг; 3 — пластовый вентиляционный штрек; 4 — уступы;
зинного
вый откаточный штрек; 10 — целик
2 — промежуточный вентиляционный
5, 6 — подуступы мага-
квершлаг; 9 — пласто-
Н) О-воин
дят промежуточные квершлаги. Расстояние
гами принимают равным 400—600 м. Между
квершлагами проводят пластовые вентиляционный и откаточ-
ный штреки, сбивая их разрезной печью, которой придают по-
толкоуступную форму. В верхней части лавы выкладывают бу-
товую полосу размером по падению до 20 м, под которой раз-
мещают один ряд усиленных упорных
выкладки бутовой полосы получают от подрывки при проведе-
нии вентиляционного штрека. В нижней части лавы устраивают
магазинный уступ и просек. Очистной забой при выемке угля
277
крепят по падению рамной крепью. Рамы устанавливают ря-
дами через 0,9—1 м. Управление кровлей — удержание на ко-
страх, возводимых через 3,6—4 м по падению и через 2,7—
3 м по простиранию. Пластовый откаточный штрек охраняется
целиками, костровой крепью или кустами стоек. Уголь из усту-
пов доставляется самотеком на пластовый откаточный штрек,
далее транспортируется к стволу по промежуточному кверш-
лагу, групповому штреку, этажному квершлагу. Свежий воздух
в лаву подается по пластовому откаточному штреку, отработан-
ный отводится по пластовому вентиляционному штреку, проме-
жуточному вентиляционному квершлагу на групповой этажный
венхиляционный штрек.
(Достоинствами сплошных систем разработки являются бы-
стрый ввод очистных забоев в эксплуатацию, возможность раз-
мещения породы, получаемой при проведении вентиляционного
штрека, в выработанном пространстве, сравнительно невысокая
трудоемкость проведения вентиляционного штрека. Недостатки
сплошной системы разработки — сложность совмещения подго-
товительных и очистных работ в одном выемочном столбе или
поле, повышенные нагрузки на крепь подготавливающих вы-
работок в зонах активного опорного давления, невозможность
доразведки пласта при подготовке выемочных столбов или
полей.
12.4. СИСТЕМЫ РАЗРАБОТКИ МОЩНЫХ ПЛАСТОВ
С ДЕЛЕНИЕМ НА СЛОИ
Мощные пласты могут отрабатываться одновременно на
полную мощность или по частям — слоями. Слой — часть мощ-
ного пласта, ограниченная двумя параллельными плоскостями
и предназначенная для самостоятельной отработки, как пласты
средней мощности.
Условная граничная плоскость, разделяющая слои, может
располагаться параллельно плоскости напластования пород
(параллельно почве и кровле пласта), горизонтально или на-
клонно к плоскости напластования (рис. 12.8). В соответствии
с этим различают деление мощных пластов на наклонные, го-
ризонтальные и поперечно-наклонные слои.
Слои отрабатывают в нисходящем, восходящем или комби-
нированном порядке. При нисходящем порядке первоначально
вынимают самый верхний слой, а затем нижележащие. При
восходящем порядке отработка слоев начинается с нижнего и
заканчивается самым верхним слоем. Выбор того или иного по-
рядка и мощности отдельных слоев зависит от состава и
свойств вмещающих пород и угля, мощности и угла падения
пласта, его метаноносности, склонности угля к самовозгоранию
и др. При нисходящем порядке отработки слоев обычно ис-
278
Почва
Рис. 12.8. Схемы деления мощного пласта на наклонные (а), горизонтальные
(б) и поперечно-наклонные (в) слои
пользуют способ управления кровлей полным обрушением,
а при необходимости закладкой выработанного пространства.
При восходящем порядке применяют закладку выработанного
пространства, при комбинированном — полное обрушение и за-
кладку.
При разделении пласта на наклонные слои
наибольшее распространение получил нисходящий порядок от-
работки слоев. Восходящий порядок применяют при разработке
крутых мощных пластов с гидравлической закладкой вырабо-
танного пространства.
Отработку каждого слоя ведут по столбовой системе при
подвигании очистного забоя по простиранию, падению или вос-
станию. Мощность наклонного слоя при индивидуальной крепи
в очистном забое не должна превышать 3,5 м. При наличии
в пласте значительных породных прослойков граница между
слоями может проходить по этим прослойкам.
При делении пласта на наклонные слои принимают две ос-
новные схемы их отработки: последовательную (слой—пласт)
и одновременную.
При первой схеме сначала подготавливают и отрабатывают
верхний слой, затем нижележащий и т. д. Она в основном при-
меняется на пластах с породами кровли, склонными к слежи-
ванию.
В случае исслеживающихся пород кровли применяют одно-
временную отработку слоев при некотором опережении очист-
ного забоя по нижележащему слою забоем верхнего. Отстава-
ние очистного забоя каждого нижележащего слоя от границы
обрушенного или заложенного пространства очистного забоя
вышележащего слоя при их нисходящей выемке должно быть
279
не менее 20 м. В связи с тем, что слишком большое отставание
забоя нижнего слоя от забоя верхнего слоя может привести
к самовозгоранию угля в выработанном пространстве, расстоя-
ние между забоями смежных Слоев обычно принимают в пре-
делах 25—35 м.
Для защиты рабочего пространства в очистном забое ниж-
него слоя от проникновения обрушенных в верхнем слое по-
род существует несколько способов: использование породных
прослоев в пласте сложного строения; оставление угольных па-
чек; возведение межслоевых перекрытий.
На рис. 12.9 показана система разработки мощного поло-
гого пласта наклонными слоями с одновременной отработкой
слоев. Очистные забои по обоим слоям подвигаются в одном
направлении. Система разработки в каждом слое — столбовая.
Способ управления кровлей — полное обрушение. Из очистного
забоя по верхнему слою уголь транспортируется по конвейер-
ному штреку до гезенка, по которому он передается на кон-
вейерный бремсберг нижнего слоя. На тот же бремсберг
транспортируется уголь из забоя по нижнему слою. С конвейер-
ного бремсберга уголь передается на главный полевой штрек
по углеспускной печи. Вентиляцию очистных забоев в слоях
производят самостоятельными струями. Слоевые штреки после
прохода очистного забоя обычно погашают. С целью сокра-
щения потерь угля при подготовке смежных выемочных стол-
бов в одном слое соседние выемочные выработки проводят без
оставления между ними целиков вприсечку друг к другу.
При слоевой выемке рекомендуется только обратный поря-
док отработки выемочных столбов.
При подвигании очистных забоев по падению или восстанию
схема отработки слоев не претерпевает сколько-нибудь сущест-
венных изменений. Однако для нее существуют некоторые осо-
бенности, к основным из которых относятся следующие: длина
выемочного столба определяется наклонной высотой выемоч-
ной ступени; наклонные выемочные выработки проводятся впри-
сечку к выработанному пространству или сохраняются на гра-
нице с ним.
При отработке мощных крутых и наклонных пластов с уг-
лем, склонным к самовозгоранию, а также в случае необходи-
мости сохранения земной поверхности применяют разделение
пласта на наклонные слои с гидравлической закладкой вырабо-
танного пространства (см. рис. 8.8). Особенностями этого ва-
рианта системы разработки наклонными слоями являются ко-
роткие очистные забои (длиной 12—15 м), встречное подвига-
ние очистных забоев в крыле выемочного поля, восходящий
порядок отработки пласта в слое и слоев в пласте. Двукрылые
выемочные поля ограничены по простиранию промежуточными
квершлагами, по восстанию — вентиляционным штреком, по па-
280
2
Рис. 12.9. Система разработки мощного пологого пласта наклонными слоями
с одновременной отработкой слоев:
/, 2 —- вентиляционные штреки соответственно нижнего и верхнего слоев; 3, 4 — кон-
вейерные штреки соответственно нижнего и верхнего слоев; 5 — главный полевой штрек
транспортного горизонта; 6 — пластовый вентиляционный ходок по верхнему слою; 7 —
конвейерный бремсберг по нижнему слою.; 8 — углеспускная печь-бункер; 9 — промежу-
точный квершлаг
дению— откаточным штреком. Длина выемочного поля дости-
гает 300 м, длина крыла выемочного поля—150 м, наклонная
высота выемочной ступени—100 м. Отбойку угля в очистных
забоях ведут буровзрывным способом, доставку его — скребко-
вым конвейером по слоевому штреку и самотеком по углеспуск-
ному скату. Закладочный материал подают в выработанное
пространство по трубам, проложенным во фланговых вентиля-
ционных скатах и вентиляционном слоевом штреке каждого
слоя. Шаг возведения закладочного массива составляет 12—
15 м.
Разделение пласта на горизонтальные слои
применяют на мощных пластах с углом падения не менее 30°.
Обычно крутонаклонный или крутой пласт в пределах этажа
делят на горизонтальные слои при мощности пласта не менее
281
Рис. 12,10. Система разработки мощного пласта горизонтальными слоями:
/ — слоевой конвейерный штрек; 2 — углеспускная печь; 3 — вентиляционная печь; 4 —
слоевой вентиляционный штрек
5 м. Вынимаемую мощность горизонтального слоя принимают
равной 3—3,0 м. При вертикальной высоте этажа 80—100 м
в нем размещается до 30 горизонтальных слоев. По простира-
нию каждый слой делят на выемочные поля длиной 100—600 м.
Очистной забой располагают в горизонтальной плоскости
вкрест простирания пласта, а подвигают по простиранию.
В пределах слоя выемочное поле отрабатывают по столбовой
системе. В зависимости от угла падения и мощности пласта
длина очистного забоя может составлять 15—50 м.
Горизонтальные слои, отрабатывают обычно в нисходящем
порядке с обрушением, пневматической закладкой или заклад-
кой выработанного пространства твердеющим материалом. Воз-
можен также восходящий порядок отработки слоев. Однако по-
следний используется только с гидравлической закладкой вы-
работанного пространста и из-за высокой трудоемкости работ
практически не имеет распространения.
Вариант системы разработки мощного крутого пласта гори-
зонтальными слоями с пневматической закладкой приведен на
рис. 12.10. Для него характерны нисходящий порядок отра-
ботки слоев, ведение закладочных работ в каждом слое, по-
вторным использованием выемочных выработок, прилегающих
к очистному забою каждого верхнего слоя, при отработке ниж-
него. Мощность горизонтального слоя принимают равной 3,5 м.
Этаж разделяют на выемочные поля длиной по простира-
нию 200—600 м каждое. На границах выемочного поля пласт
вскрывают промежуточными квершлагами, которые соединяют
пластовые выработки с откаточным и вентиляционным поле-
выми штреками, проведенными в лежачем боку пласта. Отка-
точный и вентиляционный полевые штреки также соединены по-
282
левыми скатами. На вентиляционном горизонте проводят в пер-
вом (верхнем) слое вентиляционный штрек и орт, в котором
монтируют механизированный комплекс КМ-130 и забойную
часть углового конвейера. Одновременно во втором (нижеле-
жащем) слое проводят конвейерный штрек, где располагают
штрековую часть углового конвейера. Длину слоевых штреков
принимают равной длине выемочного поля. В каждом -нижеле-
жащем слое проводят только один конвейерный штрек, так как
в качестве вентиляционного штрека используется конвейерный
штрек вышележащего слоя. Закладку ведут за МПК.
Пласт разделяют на поперечно-наклонные слои,
когда требуется обеспечить самотечную доставку угля на
слоевой скребковый конвейер и закладку выработанного про-
странства. Очистной забой располагается под углом 30—45°
к горизонтальной плоскости. Поперечно-наклонные слои отра-
батываются в восходящем порядке (см. рис. 8.9). Размер
выемочных полей по простиранию 300—400 м. Очистные забои
в слоях подвигаются по простиранию. В каждом слое проводят
свой -конвейерный штрек, по которому уголь скребковым кон-
вейером доставляют к углеспускной печи.
12.5. СИСТЕМЫ РАЗРАБОТКИ С КОРОТКИМИ
ОЧИСТНЫМИ ЗАБОЯМИ
К коротким очистным забоям относят выемочные камеры и
заходки. Выемочные камеры имеют ширину преимущественно
10—16 м и значительную длину — до 150 м. Системами с ко-
роткими забоями добывают калийные соли, сланцы и уголь.
Они имеют то достоинство, что при устойчивых породах кровли
позволяют ограничиться анкерным креплением, в достаточной
мере механизированным, а то и вовсе отказаться от крепления
забоя. Между камерами оставляют межкамерные целики. Зная
прочностные и упругие характеристики вмещающих пород и
угля, рассчитывают пролет камеры (расстояние между сосед-
ними целиками) с тем, чтобы при отработке пласта не произо-
шло обрушения кровли. Поэтому при системах разработки
с короткими забоями в большинстве случаев отпадает необходи-
мость в управлении кровлей. Однако оставление межкамер-
ных Беликов ведет к повышенным потерям полезного ископае-
мого, в отдельных случаях достигающим 30—40 %.
Системы разработки с короткими забоями разделяют на ка-
мерную, камерно-столбовую и короткими столбами (рис. 12.11).
Кумерно-столбовую систему разработки с подвиганием за-
боя по падению (см. рис. 12.11, а) применяют в основном на
наклонных и крутонаклонных пластах средней мощности при
метановыделении не более 10 м3/т и глубине разработки
до 300 м. При этажной схеме подготовку в каждом подэтаже
283
/
Рис. 12.11. Системы разработки с короткими забоями:
а — камерно-столбовая; б — камерная: в “ короткими столбами; / — горловина камеры;
2 —откаточный штрек; 3 — сбойки; 4 — межкамерный целик; 5 — выемочная камера
осуществляют длинными столбаци по простиранию шириной
60—80 м. Столб в подэтаже разделяют на камеры шириной
по 14—16 м, между которыми оставляют целики шириной по
6—8 м.
Короткий очистной забой образуют путем проведения угле-
спускной печи между откаточным и вентиляционным штреками
и последующего расширения ее верхней части, расположенной
под вентиляционным штреком, до ширины камеры. Забой ка-
меры располагают по простиранию, а подвигают его по паде-
нию. Выемку угля обычно ведут с помощью ^буровзрывных ра-
бот. После выемки полезного ископаемого в камере на шаг
посадки (10—16 м) или на полную длину камеры кровлю в ней
обрушают, частично разгружая тем самым соседние камеры от
горного давления. Для вентиляции в межкамерных целиках
проводят сбойки.
Камерную систему разработки (см. рис. 12.11,6) применяют
на пластах средней мощности с углом падения до 10°. После
проведения откаточного и параллельного штреков перпендику-
лярно или наклонно к ним проводят короткие узкие (до 2 м
в ширину) пластовые выработки — горловины камер. Затем
их расширяют до 4—12 м, образуя короткий очистной забой.
Забой подвигают по восстанию пласта или диагонально. По
284
Рис. 12.12. Камерная система разработки горизонтального сланцевого пласта:
1 — главный откаточный штрек; 2 — главный вентиляционный штрек; 3 — панельный от-
каточный штрек; 4 — панельный вентиляционный штрек; 5 — бортовой штрек; 6 —
сборный штрек
мере подвигания забоя образуется камера шириной до 12 м и
длиной до 220 м. Между камерами оставляют целики полезного
ископаемого шириной по 3—5 м. В одновременной работе
в выемочном поле могут находиться до 5—6 камер. Обычно за-
бои соседних камер работают с некоторым опережением отно-
сительно друг друга.
Выемку угля в камерах осуществляют проходческими ком-
байнами или с помощью буровзрывных работ. Доставку угля
в камерах к откаточному штреку производят конвейерами или
самоходными вагонетками (при угле падения пласта до 4—
6°). Кровлю камер крепят анкерами, управление кровлей —
удержание на целиках.
Камерная система разработки широко используется при
добыче сланца на шахтах Прибалтийского бассейна (ПО «Ле-
нинградсланец» и «Эстонсланец»). В камере очистной забой
имеет длину до 8—12 м (рис. 12.12). При горизонтальном зале-
гании пласта камеры образуют путем проведения панельных
штреков 3 и 4 от главных откаточного (/) и вентиляционного
(2) штреков. Панельные штреки проводят на всю длину панели.
Ширину панели (расстояние между панельными штреками)
принимают равной 600—800 м. В пределах панели через каж-
дые 135—170 м проводят бортовые (5) и сборные (6) штреки,
между которыми осуществляют выемку сланца в камерах.
Очистное оборудование (врубовые машины, скребковые
конвейеры, погрузочные машины, бульдозер и бурильные
285
установки БУА-ЗС) монтируют в разрезной поперечной камере
шириной 8 м, проводимой параллельно панельному штреку. От-
бойку сланца ведут буровзрывным способом. Забой подвига-
ется в направлении, перпендикулярном к панельным штре-
кам. Для удержания кровли оставляют межкамерные столбча-
тые целики размером 3,6—6 м в продольном и поперечном
направлениях. Кровлю в пролетах между целиками крепят ан-
керами.
Систему разработки короткими столбами (см. рис. 12.11, в)
применяют на горизонтальных или пологих пластах средней
мощности. При панельной подготовке короткий столб образуют
путем проведения ярусных и подъярусных (промежуточных)
штреков, а также системы взаимоперпендикулярных сбоечных
печей и ходков шириной по 4—5 м. Короткий столб имеет
форму квадрата со стороной 15—30 м. Выемочное поле подъ-
яруса выключают 40—50 коротких столбов, которые отрабаты-
вают обычно в обратном порядке — от границы панели к па-
нельному бремсбергу (уклону). Длину каждого подъяруса по
падению принимают равной 50—90 м, по простиранию — длине
крыла панели.
Выемку полезного ископаемого ведут проходческими ком-
байнами или с помощью буровзрывных работ. Короткий забой
имеет уголковую форму. Направление отработки короткого
столба — от массива к выработанному пространству. Очистные
забои крепят анкерами или стоечной индивидуальной крепью.
Управление кровлей — полное обрушенйе или удержание на це-
ликах, оставляемых между столбами. Транспортирование угля
производят самоходными вагонетками или конвейерами. Наи-
более эффективна рассмотренная система разработки на пла-
стах мощностью 2 м и более с углом падения до 6°.
Общими достоинствами систем разработки с короткими за-
боями являются мадооперационность, меньшая, чем в длинных
забоях, трудоемкость очистных работ, более высокая произво-
дительность труда. Однако эти системы в большинстве случаев
требуют устойчивых кровель, вспомогательных средств провет-
ривания очистных забоев, самоходных доставочных механизмов
и характеризуются высокими потерями полезного ископаемого
в недрах.
12.6. СИСТЕМЫ РАЗРАБОТКИ ПРИ ГИДРАВЛИЧЕСКОЙ
ДОБЫЧЕ УГЛЯ
Область применения гидравлической добычи угля — пласты
мощностью 0,9—20 м с углом падения 5—80°. Важной особен-
ностью гидравлической добычи является выемка угля в корот-
ких забоях, которые располагают в длинных выемочных стол-
бах, ориентированных по падению (восстанию), простиранию
286
Рис. 12.13. Системы разработки при гидравлической добыче угля:
1 — выемочный столб; 2 — короткий столб в выемочной полосе; 3 — гидромонитор; 4 —
водопровод
или диагонально (рис. 12.13). Размер длинного столба по паде-
нию колеблется от 80 до 200 м, по простиранию — от 800 до
1500 м. В длинном столбе проводят печи и сбойки, образуя ко-
роткие столбы. В коротком столбе ®ыемку угля ведут гидро-
монитором открытыми или закрытыми заходками. В открытой
заходке забой непосредственно сообщается с выработанным
пространством, в закрытой он отделен от выработанного про-
странства целиком угля. Заходка может быть односторонняя и
двухсторонняя. В односторонней заходке гидромониторная
струя постоянно направлена в одну сторону от угледоставочной
печи и при выемке заходки монитор работает без разворота
через печь. В двухсторонней заходке струю монитора пооче-
редно разворачивают через печь.
Систему разработки длинными столбами (полосами) по па-
дению с выемкой двухсторонними заходками (см. рис. 12.13, а)
используют на пластах мощностью менее 4,5 м с углом падения
до 25°. Схема подготовки — панельная. Выемочный столб ши-
риной 6—16 м и длиной 150—200 м в ярусе располагают по па-
дению. Для выемки угля используют гидромониторы ГМДЦ-ЗМ
или 12ГД-9, которые размещают в выемочной печи. К выемоч-
ной печи прилегают целики угля шириной 6 м со стороны вы-
работанного пространства и 16 м со стороны массива.
Выемочные печи проводят механогидравлическим комбай-
ном «Урал-38» и крепят анкерами или стоечной индивидуаль-
287
ной крепью. Заходки не крепят. Водоугольную пульпу из забоя
транспортируют по проложенным в выемочных печах желобам
до аккумулирующего штрека. Свежий воздух подают на забой
от аккумулирующего и параллельного штреков по выемочным
печам. Исходящую струю отводят по сбойкам и вентиляцион-
ным печам на вентиляционный ярусный штрек. Проводимые
выемочные печи проветриваются с помощью вентиляторов ме-
стного проветривания.
Систему разработки длинными диагональными столбами
(полосами) с двухсторонними заходками (см. рис. 12.13, б)
применяют на пластах мощностью до 4,5 м с углом падения
менее 25° при сложных горно-геологических условиях их зале-
гания. Подготовка шахтного поля — в основном панельная.
Длина крыла панели 800—1500 м, наклонная высота яруса
200—250 м на пластах тонких и средней мощности и 80—120 м
на мощных пластах. Между вентиляционным и аккумулирую-
щим ярусными штреками проводят диагонально расположен-
ные выемочные печи, образуя между ними выемочные столбы
(полосы) шириной 10—12 м со стороны массива и 6—8 м со сто-
роны выработанного пространства (см. рис. 12.13,в). Диаго-
нальное расположение печам придают с целью уменьшения
угла наклона выработки, по которой транспортируют водо-
угольную смесь, а также для увеличения длины выемочной по-
лосы.
Систему разработки длинными столбами по простиранию
с делением яруса на блоки и односторонними заходками (см.
рис. 12.13, г) применяют на пластах мощностью более 4,5 м
с углом залегания 5—35° и мощностью менее 4,5 м с углом
падения до 25°, залегающих в сложных горно-геологических
условиях. Ярус (этаж) делят блоковыми печами на выемочные
поля длиной по простиранию 80—120 м и наклонной высотой
100—200 м. Между блоковыми печами через каждые 12—14 м
по падению проводят выемочные штреки с углом наклона 3—
5° в сторону блоковой угледоставочной печи. Для удобства ве-
дения выемочных работ и проветривания очистных забоев
в межштрековых полосах через каждые 25—30 м проводят
сбойки.
При угле наклона пласта до 15° блоковые печи и выемоч-
ные штреки проводят механогидравлическими комбайнами
К-56Г и ГПКГ, при большем угле — с помощью гидромонито-
ров.
Выемку угля осуществляют гидромониторами ГМДЦ-ЗМ
12ГД-2 и 12ГП-2. В пределах одного действующего блока одно-
временно работают 2—4 гидромонитора и гидротранспортные
системы. Пульпу транспортируют по выемочной и блоковой пе-
чам на аккумулирующий штрек и далее в участковый пульпо-
сборник. Рабочее пространство в заходках не крепится. Све-
288
a 3 11
Ш-2500
Рис. 12.14. Система разработки длинными столбами по простиранию с под-
этажной гидроотбойкой угля (а) и порядок отработки заходки в под-
этаже (6j:
/— этажные вентиляционные штреки; 2 —блоковая печь; 3 — ходок; 4 — подэтажный
штрек; 5 — этажные аккумулирующие штреки; 6 — главный аккумулирующий штрек;
7 —заходка; 8 — гидромонитор; 9 — водовод; 10 — желоба; // — вентиляционная труба
жий воздух подают по блоковой печи и выемочному штреку,
отработанный отводят на со-седнюю вентиляционную блоковую
печь, вентиляционный ярусный штрек и в общую исходящую
струю из других блоков.
При гидравлической выемке пластов мощностью 0,8—8 м и
более с углом падения более 40° используют систему разра-
ботки длинными столбами по простиранию с подэтажной от-
бойкой угля (рис. 12.14). Этаж разделяют двойными печами
на выемочные поля длиной по простиранию 150—250 м. Вы-
емочное поле по падению делят на подэтажи вертикальной вы-
сотой 12—18 м. Отбойку угля из нависающего массива ведут
гидромонитором, располагающимся в подэтажном штреке, за-
ходками шириной по 3—5 м. От забоя до пульпоспускной печи
уголь транспортируется по желобам, уложенным в подэтажном
штреке. Управление кровлей — полное обрушение.
Большим достоинством систем разработки при гидравличе-
ской добыче угля является высокая производительность труда
рабочего по очистному забою, доходящая до 100 т/чел-смену.
Системы характеризуются малооперационностью и невысо-
кой материалоемкостью. В то же время они требуют большого
Ю Заказ № 758 2 89
объема подготовительных работ (80—100 м подготавливающих
выработок на 1000 т добычи) и высоких затрат энергии (до
120 кВт-ч на 1 т добытого угля).
12.7. КОМБИНИРОВАННЫЕ СИСТЕМЫ РАЗРАБОТКИ
К комбинированным системам разработки относят такие,
которые сочетают в себе характерные особенности двух и бо-
лее систем разработки. К одной из таких систем относится так
называемая система разработки парными штреками (рис.
12.15), при которой сначала отрабатываются по сплошной си-
стеме выемочные поля II и IV, а затем по столбовой системе —
поля / и III. Одна из ее особенностей — сохранение конвейер-
ного (откаточного) и вентиляционного штреков позади очист-
ного забоя в выемочном поле, отрабатываемом по сплошной
системе. Штреки охраняются бутовыми или полосами из твер-
деющей закладки.
Достоинство системы — меньшая длина подготавливающих
выработок, недостаток — сложность длительной эксплуатации
выемочных выработок с двухкратным воздействием на них
зоны опорного давления.
Отработка может вестись одинарным и спаренными очист-
ными забоями.
Примером отработки одинарным забоем может служить ва-
риант, предложенный МГИ. Он предусматривает крепление
формируемого вентиляционного ходка секциями специальной
присечной крепи, демонтируемыми в конвейерном бремсберге
по мере подвигания лавы (рис. 12.16,а). Длину выемочного
столба по падению принимают равной 500—800 м, длину очист-
ного забоя— 130—165 м. Уголь транспортируют по конвейер-
ному бремсбергу на откаточный (конвейерный) штрек транс-
портного горизонта. По этому же бремсбергу подают свежий
воздух. Исходящую струю отводят по вентиляционному ходку
на вентиляционный штрек. Достоинство системы — незначи-
тельный объем проведения подготовительных выработок (2,5—
3,5 м на 1000 т добычи), недостаток — сложность перемонтажа
присечной крепи.
При спаренных очистных забоях (рис. 12.16,6) левый забой
работает в предварительно оконтуренном столбе. Его выемоч-
ными выработками являются сборный конвейерный уклон и ле-
вый воздухоподающий ходок. Этот ходок обычно проводят
вприсечку к выработанному пространству ранее отработанного
столба. Правый забой имеет только одну готовую выемочную
выработку — сборный уклон. Правый воздухоподающий ходок
формируют вслед за подвиганием лавы. Транспортирование
угля и отвод исходящей струи воздуха на вентиляционный го-
ризонт осуществляют по сборному уклону.
290
Рис. 1215. Комбинированная система
разработки парными штреками
Рис. 12.16. Системы разработки длин-
ными столбами с формированием вы-
емочных выработок в процессе очист-
ной выемки при одинарном (а) и спа-
ренных (б) забоях:
/ — конвейерный бремсберг; 2 — вентиляцион-
ный ходок; 3 — вентиляционный штрек,; 4 —
откаточный (конвейерный) штрек транспорт-
ного горизонта; 5 — сборные уклоны; 6 — воз-
духоподающий штрек; 7 — ходки
а
Схема отработки крутых тонких и средней мощности пла-
стов щитовыми агрегатами (см. рис. 8.2) по существу анало-
гична схеме с одинарным забоем (см. рис. 12.16,а).
12.8. РАСЧЕТ ПАРАМЕТРОВ СИСТЕМЫ
РАЗРАБОТКИ
К основным параметрам, характеризующим систему разра-
ботки, относят длину очистного забоя, длину столба (выемоч-
ного поля), размеры охранных целиков, разделяющих выемоч-
ные выработки, а также нагрузку на очистной забой.
Длину очистного забоя принимают исходя из длины в по-
ставке комплекта механизированного очистного комплекса или
на основании расчета (см. разд. 7). В глубоких шахтах длину
очистного забоя проверяют по условию передачи тепла от гор-
ных пород и угля шахтному воздуху. В конечном счете прини-
мают наименьшую длину забоя из сравниваемых значений.
Ю* 291
Выбранную длину очистного забоя на каждом пласте со-
гласовывают с общей линией действующих на шахте очистных
забоев. При выборе оптимальной длины лавы в основном ори-
ентируются на прогрессивные технологические схемы разра-
ботки пластов на угольных шахтах и рекомендации бассейно-
вых Научно-исследовательских угольных институтов.
Длину выемочного поля при делении этажа на два под-
этажа и столбовой системе разработки, этажной подготовке и
группировании крутых пластов, а также размер панели по про-
стиранию определяют по приведенным выше формулам.
Ширину целиков, оставляемых между выработками, обычно
принимают исходя из следующих требований. Ширина целиков,
оставляемых между панельными наклонными выработками не
должна превышать 30 м, ширина целиков, предназначенных
для охраны панельных бремсбергов (уклонов) со стороны выра-
ботанного пространства — 40 м, ширина околоштрековых цели-
ков в пределах этажа— 15—25 м, ширина целиков между длин-
ными столбами, расположенными по падению, на пластах с уг-
лами падения до 12° — 5—15 м; ширина целиков между поло-
сами, расположенными по падению, при щитовой выемке кру-
тых мощных пластов принимается равной 10—20 м.
Средняя по шахте нагрузка на очистной забой по эксплуа-
тационным показателям выемочной техники (т/сут)
лэ ____ бОТсмПсмС
/1о. 3 -
лпл. о. р
м Ь
где Тем — продолжительность смены по добыче угля, ч 1 Лем
число смен по добыче угля в сутки; с — коэффициент извлече-
ния угля при работе выемочной машины, с = 0,974-0,98;
лпл. о. р — число одновременно разрабатываемых пластов; /\—
расчетная производительность выемочной машины на гм
пласте, т/мин; kM i — сменный коэффициент машинного времени
при работе выемочной машины на ьм пласте.
Значение Л°о. 3 увязывают со скоростью крепления очист-
ного забоя и пропускной способностью доставочных средств.
В газовых шахтах нагрузку Лэ0.3 проверяют по газовому фак-
тору, определяя максимально возможную нагрузку Лг0.3 (т/сут)
при данном уровне метановыделения. При коэффициенте ма-
шинного времени Ам>0,5 максимально возможная нагрузка на
забой по газовому фактору
о. з — 0,6vmaxSоч. рСыТм/ (^оч^оч) >
где итах — максимально допустимая скорость движения воздуха
в очистной выработке, м/с; So4. р — расчетная площадь попереч-
ного сечения призабойного пространства очистной выработки,
292
M2, 5оч. p — 5оч^ут. в (5оч — минимзльнзя площздь свободного для
проходз воздухз поперечного сечения очистного ззбоя, м2, ко-
торзя ззвисит от вынимземой мощности плзстз и типз крепи и
колеблется от 1 м2 для мехзнизировзнной крепи 1МК-97Д до
6,3 м2 для крепи М-130; йут. в— коэффициент утечек воздухз
через вырзботзнное прострзнство, который ззвисит от схемы
проветривзния выемочного учзсткз, способз упрзвления кров-
лей и 'структуры вмещзющих пород, feyT. в= 1,14-1,85); см — до-
пустимзя концентрзция метзнз в исходящей из очистного зз-
боя струе воздухз, %, см=1 % и см=1,3 при контроле содер-
жзния метзнз в исходящих вентиляционных струях стзционзр-
ными автомзтическими приборзми; Тм — длительность рзботы
забоя по добыче в сутки, мин, Тм = псмТсм; ko4 — коэффициент,
учитывающий природную метаноносность и эффективность де-
газации пласта, £оч = 0,84-1,2; q04— относительная газообиль-
ность очистной выработки, рассчитанная по выделению метана
из пласта и выработанного пространства и коэффициентам эф-
фективности дегазации этих источников метановыделения, м3/т.
При коэффициенте &м=С0,5
До. з — 0>6umaxSоч. ₽СМТм/<?О4,
где qQ4' — расчетная относительная метанообильность очистной
выработки, полученная с учетом поступления метана из отдель-
ных источников выделения, эффективности их дегазации и ес-
тественной дегазации пласта в зоне выемки, м3/т.
Из двух значений Дэ0.3 и Дго. 3 выбирают меньшее.
По выбранной нагрузке на очистной забой и принятой длине
лавы находят необходимое число выемочных циклов (полос)
в сутки по формуле
Пц = До. 3/(/л/ПвГрус),
где /Ив — вынимаемая мощность пласта, м; г — ширина выни-
маемой полосы угля за один цикл, м; ру — плотность угля, т/м3.
По значению лц и числу рабочих дней в году находят средне-
годовое подвигание линии очистных забоев.
КОНТРОЛЬНЫЕ ВОПРОСЫ
1. Дайте определение понятию «система разработки».
2. Укажите факторы, определяющие выбор системы разработки.
3. Какие требования предъявляются к системе разработки?
4. По каким признакам классифицируются системы разработки пласто-
вых месторождений?
5. Расскажите о сущности и области применения столбовой системы раз-
работки.
6. Опишите столбовую систему разработки при панельной подготовке
шахтного поля.
7. Опишите столбовую систему разработки при этажной подготовке
шахтного поля.
293
8. Укажите особенности столбовой системы разработки при погоризонт-
ной подготовке.
9. Опишите отработку крутых мощных пластов по столбовой системе.
10. Расскажите о сущности и области применения сплошной системы раз-
работки.
11. Укажите общие признаки и различия в вариантах сплошной системы
разработки лава-этаж и с делением этажа па подэтажи.
12. Расскажите об особенностях применения сплошной системы разра-
ботки на тонких крутых пластах.
13. Расскажите о делении пласта на слои.
14. Опишите разработку мощных пластов с делением на наклонные слои
с отработкой по последовательной и одновременной отработкой слоев.
15. Дайте понятие о разработке мощных пластов с делением на горизон-
тальные и поперечно-наклонные слон.
16. В чем заключается сущность систем с короткими забоями, их досто-
инства и недостатки?
17. Укажите особенности систем разработки пластов при гидравлической
добыче угля.
18. Что такое комбинированные системы разработки?
19. В чем заключается сущность столбовой системы разработки длин-
ными столбами с формированием выемочных выработок в процессе ведения
очистных работ.
ЗАДАЧИ
1. Определите среднюю нагрузку на очистной забой по эксплуатацион-
ным характеристикам выемочной техники, если на шахте одновременно от-
рабатывают два пласта с углом падения 18° мощностью 1,2 и 1,5 м с приме-
нением очистных комбайнов 1К-101У п 1 ГШ-68. Сменные коэффициенты
машинного времени составляют соответственно 0,4 и 0,6; число 6-часовых ра-
бочих смен в сутки — три (воспользоваться данными табл. 7.1).
2. Рассчитайте нагрузку на очистной забой по эксплуатационным харак-
теристикам выемочного комбайна 2КШ-3 и проверьте ее по газовому фак-
тору, если относительная метанообильность лавы равна 20 м3/т. Лава обо-
рудована механизированной крепью 20КП-70 с площадью свободного для
прохода воздуха поперечного сечения 4,2 м2; £м=0,6; /гут. в = 1,3; £оч=1,1;
длительность рабочей смены 6 ч; число рабочих смен в сутки — три (вос-
пользоваться данными табл. 7.1)
Часть V
РУДНИЧНАЯ ВЕНТИЛЯЦИЯ
13. ШАХТНАЯ АТМОСФЕРА
И УПРАВЛЕНИЕ ЕЕ СОСТОЯНИЕМ
13 1. СОСТАВ ШАХТНОГО ВОЗДУХА
В результате выполнения производственных процессов в гор-
ных выработках шахт образуется характерная воздушная среда,
которую называют рудничной (шахтной) атмосферой,
состоящей из атмосферного воздуха, природных газов (метан,
углекислый газ, сероводород и др.), технологических газов (про-
дукты взрывных работ, газы, выделяющиеся в зарядных каме-
рах и при работе двигателей), угольной и породной пыли и па-
ров воды.
Природные и технологические газы, выделяющиеся в шах-
тах и рудниках, получили название рудничных газов.
Сухой атмосферный воздух состоит из азота (78,08 %), кис-
лорода (20,95 %), аргона (0,93 %), углекислого газа (0,03 %)
и других газов (0,01 %). Состав воздуха довольно стабилен как
по территории, так и до высоты 85 км от поверхности Земли.
Объемная доля водяного пара в атмосферном воздухе колеб-
лется от 0,1 до 4 %.
Рудничные газы подразделяют на токсичные, взрывоопасные
и инертные.
К токсичным газам относят распространенные в шахтах уг-
лекислый газ, оксид углерода, сероводород, сернистый газ, ок-
сиды азота и редкие (мышьяковистый, фтористый и фосфори-
стый водород, аммиак, радон и продукты его распада, пары
ртути и бензина, акролеин). Редкие газы встречаются в шахтах
в весьма малых количествах.
Кислород (Ог) — газ без цвета, запаха и вкуса. Плот-
ность его при давлении 101,3 кПа и 0°С (нормальные условия)
равна 1,43 кг/м3. Химически активен, хорошо окисляет органи-
ческие вещества, уголь. В воде растворяется только 5 % по
объему. Обычно человек вдыхает атмосферный воздух с содер-
жанием кислорода около 21 %, выдыхает — с содержанием кис-
лорода 17%. При интенсивной работе человек потребляет до
130 л воздуха в минуту, что в 16 раз превышает потребление
воздуха в нормальном состоянии. В подземных условиях содер-
жание кислорода в воздухе менее 17 % вызывает одышку и
295
сердцебиение, при содержании 12 % быстро наступает смерть.
Поэтому в выработках, где могут находиться люди, содержа-
ние кислорода в воздухе не должно быть менее 20 %.
Азот (N2) — инертный газ, без цвета, запаха и вкуса. Его
плотность при нормальных условиях равна 1,25 кг/м3.’ В воде
растворим слабо—1,5 % по объему. Азот не поддерживает го-
рения, с увеличением его содержания в воздухе на 3—4 % го-
рение веществ становится невозможным. В действующих выра-
ботках большинства угольных шахт содержание азота по срав-
нению с атмосферным воздухом изменяется незначительно.
Лишь в Подмосковном бассейне из пластов может выделяться
смесь, содержащая до 95 % азота, что на какое-то время может
изменить общее содержание азота в шахтном воздухе. Выделя-
ется азот также в калийных шахтах.
Углекислый газ (СО2) или диоксид углерода — устой-
чивое химическое соединение, образующееся в результате био-
химических и химических реакций окисления и разложения кар-
бонатных пород в горных выработках. Бесцветен, не горит, не
поддерживает горения и дыхания. Плотность при нормальных
условиях составляет 1,98 кг/м3. При концентрации свыше 3—
4%—токсичен. Допускаемая концентрация углекислого газа
в рудничном воздухе: на рабочих местах и в исходящих струях
выемочных участков и тупиковых выработок — 0,5 %, в выра-
ботках с исходящей струей крыла, горизонта и шахты в це-
лом— 0,75 %, при проведении и восстановлении выработок по
завалу— 1 %. Углекислый газ хорошо растворяется в воде, сор-
бируется на угле. Влага уменьшает сорбционную способность
угля к углекислому газу в 5—6 раз. Углекислый газ выделя-
ется в горные выработки в основном за счет очисления угля
и древесины в выработанных пространствах, старых горных
выработках и из целиков. В плохо проветриваемых выра-
ботках может образовать в нижней их части местные скоп-
ления.
Оксид углерода (СО) является продуктом окисления
углерода. Газ без цвета и запаха, очень токсичен. Плотность
при нормальных условиях 1,25 кг/м3. В природных газах встре-
чается редко. Основными источниками оксида углерода явля-
ются шахтные пожары, окисление угля, горение взрывчатых ве-
ществ и топлива. В больших количествах оксид углерода обра-
зуется при взрывах метана с участием угольной пыли.
Оксид углерода горюч и взрывается при концентрации от
16,2 до 73,4 %. Он особенно взрывчат в смеси с воздухом при
концентрации 30 %. Температура воспламенения 630—810° При
концентрации в воздухе 0,05 % У человека через 1 ч наступает
легкое отравление, при 0,13 % через 0,5—1 ч — тяжелое. При
содержании в воздухе оксида углерода 0,4 % через короткое
время наступает смерть. Предельно допустимая концентрация
296
оксида углерода в воздухе действующих выработок равна
0,0017%.
В воде оксид углерода растворяется слабо. Для индивиду-
альной защиты от оксида можно использовать влажную мате-
рию, но эффективность этого низка. При концентрации СО
свыше 1,5 % самоспасатели фильтрующего типа применять
нельзя, т. к. в них происходит экзотермическая реакция превра-
щения СО в СО2, в результате чего вдыхаемый человеком воз-
дух нагревается до температуры свыше 60 °C и становится не-
пригодным для дыхания.
Сероводород (H2S)—газ без цвета, с характерным за-
пахом тухлых яиц. Плотность при нормальных условиях
1,54 кг/м3. Горюч и при содержании 6 % в воздухе образует
взрывчатую смесь. Легко растворяется в воде, ядовит, раздра-
жает слизистые оболочки глаз и дыхательных путей. При со-
держании в воздухе 0,01 % у человека через несколько часов
происходит легкое отравление, при 0,05 %—опасное отравле-
ние, через 0,5—1 ч при концентрации 0,1 % наступает быстрая
смерть. Допустимое содержание газа в шахтной атмосфере
0,00071 %• Концентрация H2S в рудничной атмосфере обычно
достаточно низка. Образуется он при гниении органических ве-
ществ, разложении водой серного колчедана, гипса, а также
выделяется из трещин и пустот в породах и минеральных ис-
точников. Горючая концентрация в смеси с воздухом состав-
ляет от 4 до 46 %, наиболее взрывчатая— 12 %.
Сернистый газ (SO2)—бесцветный, с кисловатым вку-
сом, сильно разъедает слизистые оболочки. Весьма ядовит.
Плотность при нормальных условиях 2,93 кг/м3. Хорошо раство-
ряется в воде — до 40 объемов на один объем воды. Опасен
для жизни при концентрации 0,05%, присутствие его ощуща-
ется при концентрации 0,0005 %. Допустимая концентрация
в рудничном воздухе 0,00038 %• Источники образования — шахт-
ные пожары, гниение органических веществ. Хорошо растворя-
ется в воде, поэтому для его нейтрализации места выделения
или образования SO2 в выработках обильно орошаются водой
Оксиды азота (NO, NO2, N2O4, N2O5)—газы, имеющие
бурый цвет и резкий запах. В воздухе N2O5 и NO переходят
в другие соединения. Наиболее устойчивы NO2 и N2O4. Оксиды
азота легко растворяются в воде.
Оксиды азота ядовиты. Их допустимое содержание в руднич-
ном воздухе по объему 0,00026 %. Источником образования ок-
сидов азота в шахте являются главным образом взрывные ра-
боты.
Пары бензина — взрывоопасны, ядовиты В угольных
шахтах выделяются в незначительных количествах (Кизелов-
ский, Донецкий и Печорский бассейны). Пары бензина в три
раза тяжелее воздуха, поэтому они могут образовывать в ниж-
297
них частях поперечных сечений выработок газовые слои с по-
вышенной концентрацией паров.
Водород (Н2)—бесцветный газ с плотностью при нор-
мальных условиях 0,09 кг/м3. В воде растворяется только 2,1 %
по объему. Газ взрывается при концентрации в воздухе 4—
74 %. В шахтный воздух водород поступает из пород, угля и
калийных руд, образуется при зарядке аккумуляторных бата-
рей. Допустимая концентрация водорода в зарядных камерах
составляет 0,5 %.
Тяжелые углеводороды (этан С2Н6, пропан С3Н8)
в угольных пластах встречаются в ограниченных количествах —
до 5 % этана и 1—2 % пропана в объеме метановой смеси. При
нахождении в воздухе совместно с метаном они снижают ниж-
ний предел взрывчатости газовоздушной смеси.
13.2. МЕТАН В УГОЛЬНЫХ ШАХТАХ
Метан — газ без цвета и запаха с плотностью при нормаль-
ных условиях 0,716 кг/м3. При содержании в воздухе до 4—6 %
горит почти бесцветным пламенем. Взрывается при объемной
концентрации в воздухе от 4,9 до 15,4 %. Наиболее легковос-
пламеняемая объемная доля (концентрация)—8%. Наиболь-
шей силы взрыв метана достигает при объемной доле, равной
9,5 %. Если в атмосфере кроме метана присутствуют другие
взрывчатые газы (водород, этан и др.), то нижний предел
взрывчатости смеси (%) определяют по формуле
Рн= 1001(с1/р1 + с2/р2+ . . . +сп/рп),
где ci, с2,-..,сп — объемная доля каждого из п горючих компо-
нентов в газовой смеси при условии, что их суммарное содер-
жание в смеси равно 100%; Рь р2, ...,рп— нижние пределы
взрывчатости каждого из компонентов, %.
Взрывчатость метановоздушных смесей при атмосферном
давлении определяют по графику (рис. 13.1). Точка А харак-
теризует содержание кислорода в атмосферном воздухе, точки
В и С — соответственно нижний и верхний пределы взрывча-
тости метановоздушной смеси. Точка Е соответствует нижнему
пределу взрывчатости смеси по кислороду. Все точки ниже ли-
нии ABCD характеризуют горючие и взрывчатые смеси метана
с кислородом воздуха. Линия BE соответствует нижнему пре-
делу взрывчатости смеси, СЕ — верхнему. Смеси в области 1
являются взрывчатыми, в области 2— горючими при наличии
источника тепла, в области 3 — горючими и взрывчатыми при
добавлении кислорода. В области, лежащей выше линии ADt
метановоздушную смесь приготовить нельзя. Треугольник СВЕ
называют треугольником взрывчатости метановоздушных сме-
сей. Например, при концентрации метана 8 % и кислорода 16 %
298
Рис. 13.1. График взрывчатости мета-
новоздушных смесей в зависимости от
концентрации кислорода и метана
в шахтной атмосфере:
1 — взрывчатая смесь; 2 — невзрывчатая смесь;
3 — смесь, которая становится взрывчатой при
разбавлении воздухом
метановоздушная смесь является взрывчатой, а при концентра-
ции кислорода 8 % — невзрывчатой.
Увеличение температуры ведет к уменьшению нижнего пре-
дела взрывчатости метановоздушной смеси. При температуре
400°C этот предел равен 3%. При насыщении метановоздуш-
ной смеси водяными парами предел ее взрывчатости снижа-
ется. Наличие диоксида углерода также снижает верхний пре-
дел взрывчатости. Увеличение запыленности шахтной атмо-
сферы с 5 до 30 г/м3 уменьшает нижний предел взрывчатости
с 3 до 0,5 %. При этом энергия воспламенения пылегазовой
смеси увеличивается в 100—300 раз по сравнению с метановоз-
душной смесью. Температура воспламенения метана 700—800 °C,
теплота сгорания при 0°С и постоянном объеме 55,6 МДж/кг.
Метан содержится в угольных пластах и вмещающих поро-
дах. При ведении горных работ метан выделяется в выработки
из разрабатываемых, подрабатываемых и надрабатываемых
угольных пластов, вмещающих пород и выработанных про-
странств. Интенсивность метановыделения из угольных пластов
и пород определяется газоносностью, давлением и температу-
рой, а также проницаемостью, пористостью, газоотдающей спо-
собностью, газоемкостью угля или породы, строением пласта и
технологией ведения горных работ.
В угольных пластах метан находится в свободном, связан-
ном с углем и растворенном в воде состоянии. Основная доля
метана (до 85—90 %) находится в связанном состоянии. В рас-
творенном состоянии на больших глубинах в 1 м3 воды может
находиться до 2—2,5 м3 метана. Вследствие низкой пористости
пород содержание в них растворенного в воде метана весьма
незначительно. Поэтому общую мет аноносность угольного пла-
ста определяют суммированием объемов свободного и сорбиро-
ванного метана, заключенных в единице массы угля. Газонос-
ность угольных пластов зависит от глубины их залегания,
степени метаморфизма и тектонической нарушенности, приуро-
299
ченности к определенным геологическим структурам и может
достигать 40—45 м3 на 1 т горючей массы.
С увеличением стратиграфической глубины залегания пласта
и степени метаморфизма метаноносность его в целом растет.
Метаноносность пласта (ма/т г. м.) с глубиной изменяется
по гиперболическому закону
с (Н — Нм)
ПЛ — э
\+Ь(Н-Нм)
где с, b — постоянные для данного пласта коэффициенты; Н —
глубина залегания пласта, м; Нм— глубина границы (поверх-
ности) метановой зоны, м.
Связь газоносности со степенью метаморфизма угля носит
более сложный характер. Максимальной метаноносйостью обла-
дают низкометаморфизованные антрациты. Угли с выходом ле-
тучих от 4,5 до 24 % имеют метаноносность свыше 20 м3/т г. м.
с выходом летучих 4—4,5 и 24—45 %—от 10 до 20 м3/т г. м.
Г азоносность пород находят путем суммирования объемов
свободного и связанного с органическими включениями газа, за-
ключенных в 1 м3 породы. Газоносность углевмещающих пород
колеблется от 0,2 до 3—5 м3/м3.
Давление метана в угольных пластах ниже, границы мета-
новой зоны нарастает примерно пропорционально глубине зале-
гания пласта. В аномальных зонах газовое давление и мета-
ноносность могут быть значительно большими, чем на соседних
участках.
При разработке наблюдаются различные виды выделения
метана. Обычно источниками его выделения являются обнажен-
ные поверхности угля и пород, отбитый от массива уголь и вы-
работанные пространства. Интенсивность метановыделения в ес-
тественных условиях невелика. В начальный период после
отбойки угля она составляет от 5 до 50 л/мин с 1 м2 пласта,
затухая до весьма малых значений через 2—12 мес.
В некоторых случаях выделения метана в шахте происхо-
дят внезапно, в короткие промежутки времени и отличаются ин-
тенсивностью, превышающей в десятки и сотни раз интенсив-
ность обычных выделений. К их числу относят суфлярные
выделения газа, прорывы из полостей в породах и мощные выде-
ления метана при внезапных выбросах угля и газа. Суфлярные
выделения происходят с интенсивностью до 50 м3/мин. При
внезапных выбросах угля и газа зарегистрировано выделение
метана до 750 тыс. м3 (Канада, 1904 г.) и угля 14,5 тыс. т
(СССР, 1969 г.). Однако наиболее часто выброс характеризу-
ется объемами метана до 10—15 тыс. м3 и угля до 500 т.
К числу необычных метанопроявлений в шахтах относят
также выбросы породы и метана (СССР, ФРГ), угля и смеси
300
метана с углекислым газом (Польская Республика), калийной
соли и смеси метана с водородом (СССР).
Метанообильност ью угольной шахты (горизонта, крыла,
участка, забоя) называют объем выделяющегося в выработки
метана за какой-либо период. Различают абсолютную и относи-
тельную метанообильность. Абсолютная метанообиль-
ност ь шахты /ш (участка, забоя)—объем метана (м* * 3), выде-
ляющегося в выработки шахты (участка, в забой) в единицу
времени. Абсолютную метанообильность измеряют в м3/с,
м3/мин (чаще всего) и м3/сут. Относительная метано-
обильность шахты qin (участка, забоя)—объем метана
(м3), выделяющегося в выработки на 1 т добытого на шахте
(участке, в забое) угля. Относительную метанообильность оп-
ределяют ежегодно не позднее 15 января по результатам еже-
месячных измерений в истекшем году абсолютной метанообиль-
ности шахты (участка) и добыче угля за тот же период вре-
мени:
п \ п
Дь
z=l / i=l
где п— число месяцев работы данного объекта (шахты,
I участка) в году; Ici— средняя абсолютная метанообильность
I объекта в i-м месяце, м3/мин; Д\ — число фактически отрабо-
В тайных дней в месяц по добыче угля на объекте; k3 — коэффи-
циент, учитывающий зольность добываемой горной массы, для
В выемочных участков &3 = АГ. М/Апл, для других объектов &3=1
Н (Аг.м — зольность горной массы, %; Апл— зольность угольных
пачек пласта, %); At — количество добытого угля в i-м месяце
В в учитываемом году, т.
По относительной метанообильности и виду выделения ме-
В тана газовые шахты делят на следующие категории (табл. 13.1).
К шахтам, опасным по газу, относят такие, в которых хотя
В бы в одной выработке обнаружен метан. Такие шахты перево-
В Таблица 13.1
Категория шахт по метану
I
I п
III
Сверх категорные
Опасные по внезапным
выбросам
Относительная метанообильность шахты. мэ/т
До 5
От 5 до 10
От 10 до 15
15 и более; шахты, опасные по суфлярным вы-
делениям
Шахты, разрабатывающие пласты, опасные по
внезапным выбросам угля и газа; шахты с вы-
бросами породы
301
।
Таблица 13.2
Доля шахт, %
Бассейны опасных по внезапным выбросам угля и газа сверх- категор- ных ш п 1 негазовых
Донецкий 35,5 28,5 6,5 3,8 6 19,7
Кузнецкий 25,7 50 18,9 1.3 4,1 —
Карагандинский 74,1 25,9 11 ' —• —
Печорский 31,5 21,1 10,5 26,4 10,5 —
Всего по Минуглепрому СССР 26,9 30,5 7,5 5,1 а 10 20
дят на газовый режим/jB табл. 13.2 приведено распределение
действовавших на начало 1989 г. шахт по газообильности.
На современных шахтах в выработки выделяется до
500 м3/мин метана (шахта им. Костенко ПО «Карагандауголь»).
Относительная метанообильность отдельных шахт превышает
150 м3/т (шахта им. XVII партсъезда ПО «Шахтерскантрацит»).
^Газовый баланс шахты (выработки)—абсолютная ме-
танообильность, представленная суммой метановыделений по
отдельным источникам. Обычно сумму метановыделений прини-
мают за 100 %, а составляющие газового баланса выражают
в процентах. Например, на шахтах Донецкого бассейна доля
выделения метана из пласта колеблется от 20 до 60 %, из вы-
работанного пространства — от 40 до 80 %J
Предельно допустимые концентрации метана в атмосфере
горных выработок приведены в табл. 13 3.
Выемочный участок включает обособленно проветриваемые
очистной забой и прилегающие к нему выемочные выработки.
В том случае, если на исходящей струе из очистного забоя или
выемочного участка установлена автоматическая аппаратура
Таблица 13.3
Вентиляционная струя
Недопустимая концентрация
метана по объему. %
Исходящая из очистной или тупиковой выработки,
камеры, выемочного участка
Исходящая крыла или шахты
Поступающая на выемочный участок, в очистные
выработки, к забоям тупиковых выработок и в ка-
меры
Местные скопления метана в очистных, тупиковых
и других выработках
Более 1
Более 0,75
Более 0,5
2 и более
302
контроля содержания метана в шахтном воздухе стационарного
типа, то ее датчики настраивают на отключение электроэнергии
при концентрации метана 1,3 %.
13.3. УПРАВЛЕНИЕ МЕТАНОВЫДЕЛЕНИЕМ
В ГОРНЫЕ ВЫРАБОТКИ
Управляют метановыделением в горные выработки путем:
выбора рациональной схемы проветривания выемочного участка,
от которой существенно зависит его газовый баланс, способа
управления кровлей, от которого зависит уровень метановыде-
ления из сближенных пластов и вмещающих пород, порядка
отработки пластов в свите; регулирования интенсивности очист-
ной выемки угля; подводу к источникам интенсивного выделе-
ния метана подсвежающих струй воздуха; изолированного от-
вода метановоздушных смесей через специальные дренажные
выработки; дегазации источников выделения метана.
Широко применяемым активным способом управления мета-
новыделением в горные выработки является дегазация — комп-
лекс технологических процессов, направленных на предотвраще-
ние выделения метана в атмосферу горных выработок путем
его извлечения, улавливания и изолированного отвода по тру-
бам шахтной дегазационной системы, нейтрализации и связыва-
ния метана в угленосной толще. К дегазации относят такж:е
перераспределение метановых потоков в горных выработках
путем изолированного отвода метана из выработанного про-
странства по трубопроводам или неподдерживаемым горным
выработкам за пределы выемочных участков, где предвари-
тельно разбавленный в смесительной камере до безопасной кон-
центрации метан выпускается в общую исходящую вентиляци-
онную струю участка, этажа, панели или крыла шахты.
Способ дегазации — совокупность технических и техно-
логических решений, направленных на дегазацию источников
выделения метана в рудничную атмосферу. К техническим ре-
шениям относят выбор конструкции и размещения дегазацион-
ных скважин, сооружений, устройств и контрольно-измеритель-
ной аппаратуры, к технологическим — установление парамет-
ров, приемов и последовательности ведения дегазационных
работ.
Дегазация предусматривается в случаях, когда из пласта
или из выработанного пространства выделяется более 2 м3/мнн
метана на тонких пластах, более 3 м3/мин— на пластах сред-
ней мощности и более 3,5 м3/мин — на мощных пластах, а сред-
ствами вентиляции обеспечить содержание метана в воздухе
в пределах установленных норм невозможно.
Условием применения дегазации является превышение об-
щего метановыделения в выработку от i-ro числа источников
303
Hi (м3/мин) над уровнем, допускаемым нормами, /вепт (м3/мин):
2 / j /цент'— 0,6Пд5с//^н,
где ид—максимально допустимая скорость движения воздуха
в забое, м/с; S — минимальная площадь поперечного сечения
очистного забоя, свободная для прохода воздуха, м2; с — мак-
симально допустимая концентрация метана в исходящей струе,
%; — коэффициент неравномерности метановыделения в за-
бое, Лн = 1,054-1,25.
Различают следующие способы дегазации: дегазация нераз-
груженных разрабатываемых угольных пластов и вмещающих
пород; дегазация сближенных угольных пластов и вмещающих
пород при их подработке и надработке; дегазация выработан-
ного пространства; комбинированные способы дегазации; кап-
таж (отвод по трубам) метана при его суфлярном выделении.
Эффективность применения того или иного способа дегаза-
ции определяют по уменьшению метанообильности горных вы-
работок и обозначают через коэффициент эффективности дега-
зации д или степень дегазации Лд:
лэ. д=(q—qf)tq\ лд=(%—%;)/%,
где q и qf—метанообильность выработки соответственно до и
после дегазации источников выделения метана в данную выра-
ботку, м3/т; х и хо' — метаноносность угольного пласта соответ-
ственно до и после дегазации, м3/т.
Дегазация неразгруженных разрабатываемых угольных
пластов и вмещающих пород. При проведении капитальных
горных выработок дегазацию пласта и вмещающих горных по-
род применяют в случаях, когда газообильность выработки со-
ставляет 3 м3/мин и более. При вскрытии газоносного пласта
или газосодержащей породы выработками из них бурят на га-
зовый коллектор специальные скважины диаметром 80—100 мм
и длиной 30—100 м. Скважины обсаживают трубами, гермети-
зируют и соединяют с системой трубопроводов, по которым газ
отводят на поверхность с помощью дегазационных вакуумных
установок.
При проведении полевых выработок вблизи газоносных плас-
тов из этих выработок бурят на пласты (вверх — через 20—25 м,
вниз — через 10—15 м) дегазационные скважины, наклоненные
под углом 30—60° к оси выработки.
При проведении горизонтальных и наклонных выработок по
угольным пластам дегазацию осуществляют при метанообиль-
ности выработки 3 м3/мин и более. Параллельно оси выработки
бурят барьерные скважины. Если длина выработок (участковые
бремсберги, уклоны, ходки, разрезные печи и др.) не превышает
200 м, скважины бурят сразу на всю длину выработки. При
304
длине выработки более 200 м (штреки, капитальные бремсберги,
уклоны и др.) скважины бурят из специальных буровых камер
или ниш, устраиваемых по обеим сторонам выработки через
каждые 180—185 м. При проведении выработок по мощным
пластам вокруг забоя выработки бурят от четырех до семи сква-
жин в зависимости от расположения выработки и мощности
пласта.
Если выработку проводят по пласту с невыдержанной гип-
сометрией, то под углом 30° к оси выработки через каждые Юм
бурят дренажные шпуры диаметром 42—50 мм. Концы шпуров
должны находиться на расстоянии не менее 5 м от боков вы-
работки. Расстояние между устьями шпуров по вертикали со-
ставляет 1,5 м, между концами шпуров — 2 м. Вакуумирование
дегазационных скважин производят при разрежении до 200 гПа,
при содержании же метана в отсасываемой смеси выше 50 %
разрежение должно составлять 270—330 гПа.
Дегазацию разрабатываемых угольных пластов производят
подготовительными выработками и скважинами. Подготови-
тельные выработки используются для дегазации при пластовой
подготовке и столбовой системе разработки. Срок дегазации
оконтуренного выработками угольного массива составляет 6—
8 мес. Эффективность дегазации возрастает с увеличением про-
ницаемости угольного массива и характеризуется коэффициен-
том £э. д=0,2-4-0,3.
Дегазацию разрабатываемых угольных пластов скважинами,
пробуренными из подготовительных выработок, осуществляют
при всех системах разработки. Расположение скважин бывает
параллельное, веерное, кустовое и комбинированное (рис. 13.2).
При выборе схемы дегазации разрабатываемого пласта ис-
ходят из следующих условий: если дегазация участка возможна
восстающими и нисходящими скважинами, то предпочтение от-
дают восстающим скважинам; веерное расположение скважин
применяют при невозможности бурить параллельные скважины,
отсутствии необходимой длины выемочных выработок и в зонах
геологических нарушений; диаметр пластовых скважин прини-
мают равным 80—150 мм, а угол их наклона — равным углу па-
дения пласта (при расположении скважин по восстанию или
падению) или 0—15° к линии простирания (при горизонталь-
ном расположении скважин); длину параллельных скважин ус-
танавливают на 10—15 м меньше длины лавы или равной ей
(при оконтуренном выемочными выработками участке) и на
15—20 м больше длины лавы, если вентиляционная выработка
еще не пройдена; расстояние между параллельными скважи-
нами принимают в пределах 5—30 м; расстояние между кус-
тами скважин при веерно-кустовой схеме расположения прини-
мается равным 30—70 м, а расстояние между концами сква-
жин— 10—35 м.
305
а
б
Рис. 13.2. Схемы располо-
жения скважин при дегаза-
ции угольных пластов па-
раллельным (а), веерными
(б) и веерно-кустовыми (в)
скважинами:
1 — дегазационная скважина;
2 — очистной забой; 3 — дегаза-
ционный трубопровод
Коэффициент эффективности дегазации при использовании
пластовых параллельных скважин составляет 0,2—0,5, веерных
скважин, пробуренных вкрест простирания пласта, 0,1—0,3.
Дегазация сближенных угольных пластов и вмещающих по-
род при их подработке и надработке. Эффективность дегазации
таких пластов и пород определяется степенью разгрузки, кото-
рая зависит от мощности разрабатываемого и сближенного
пластов, свойств вмещающих пород, удаленности сближенного
пласта от разрабатываемого и других факторов. Различают
схемы дегазации пологих и наклонных, крутых тонких и крутых
мощных подрабатываемых и надрабатываемых угольных
пластов.
При дегазации пологих и наклонных пластов дегазационные
скважины бурят из откаточных, вентиляционных или полевых
штреков. Схемы расположения дегазационных скважин, пробу-
ренных на подрабатываемые пласты, при сплошной и столбовой
системах разработки приведены на рис. 13.3.
При выборе схемы дегазации исходят из следующих усло-
вий: при сплошной системе разработки скважины бурят из вен-
тиляционного или откаточного штрека параллельно линии
очистного забоя, либо под углом 20—45° в сторону подвигания
лавы, а также из откаточного штрека вышележащего этажа;
при столбовой системе разработки с обратным порядком обра-
ботки выемочных полей скважины бурят с разворотом в сто-
306
Рис. 13.3. Схемы дегазации
подрабатываемых пологих
и наклонных пластов, отра-
батываемых по сплошной
(а) и столбовой (б) си-
стемам-.
/ — вентиляционный штрек; 2 —
конвейерный штрек; 3 — дегаза-
ционная скважина
рону лавы; дегазацию нескольких подрабатываемых пластов
одной скважиной производят при расстоянии между пластами
до 10 м при М/тв^30 и до 15—20 м при М/тв>30 (М — рас-
стояние по нормали между разрабатываемым и подрабатывае-
307
мыми пластами, м; тв — вынимаемая мощность разрабатыва-
емого пласта, м).
Эффективность дегазации подрабатываемого пологого пласта
при бурении скважин из вентиляционных штреков выше на 30—
50 %, чем из откаточных. Разрежение в устье скважины прини-
мают равным 120—135 гПа.
Дегазацию вмещающих пород скважинами применяют при
метановыделении в выработки выемочного участка более
2 м3/мин или недостаточной эффективности дегазации сближен-
ных пластов. При близком залегании газоносных пород и сбли-
женного пласта рекомендуют одновременную их дегазацию. Ко-
эффициент эффективности дегазации пород достигает 0,3.
Дегазацию разгруженных тонких крутых пластов осуществ-
ляют при помощи как породных, так и пластовых скважин
(рис. 13.4, а). Породные скважины бурят из выработок по раз-
рабатываемым пластам, полевых выработок и выработок по не-
разрабатываемым пластам, пластовые — из группового штрека,
проводимого по одному из сближенных пластов, или промежу-
точного квершлага.
Коэффициент эффективности дегазации тонких крутых сбли-
женных пластов возрастает с увеличением расстояния между
разрабатываемым и сближенным пластами М. Он составляет
при подработке 0,2 (М= 10—20 м), 0,3—0,6 (А4 = 20-4-60 м) и
0,6—0,7 (М>60 м) и при надработке 0,1—0,2 (7Й<10 м),
0,2—0,4 (М=10~30 м) и 0,4—0,6 (М>30 м).
Дегазация надрабатываемых мощных крутых пластов осу-
ществляют скважинами из выработок, пройденных по одному из
разрабатываемых пластов свиты (рис. 13.4, б), полевого штрека
(рис. 13.4, в), промежуточных квершлагов, и при помощи газо-
сборных выработок, пройденных по дегазируемому пласту.
Из полевого штрека дегазационные скважины бурят ве-
ером, состоящим из двух-четырех скважин, по восстанию пласта
через каждые 20—30 м по длине полевого штрека. Диаметр
дегазационных скважин 60—200 мм, глубина герметизации их
устьев не менее 3 м. Разрежение в скважинах принимают рав-
ным 135—160 гПа. Опережение бурения скважин на надраба-
тываемые мощные пласты 2—3-месячного подвигания лавы по
простиранию разрабатываемого пласта. Коэффициент эффектив-
ности дегазации крутых мощных пластов при их надработке
или подработке равен 0,2—0,4.
Дегазацию сближенных угольных пластов, вмещающих по-
род и выработанного пространства с помощью газосборных
выработок и скважин применяют в тех случаях, когда в каче-
стве газосборной можно использовать выработку, пройденную
для технологических целей, или когда нельзя осуществить де-
газацию скважинами, буримыми из горных выработок. Опти-
мальное расстояние до газосборной выработки от разрабаты-
308
z
Рис. 13.4. Схемы дегазации крутых
пластов скважинами, пробуренными
(а, б) и из полевого штрека (в):
-'«тпвый штрек; 2 — квершлаг; 3 —
подрабатываемых и надрабатываемых
из выработок разрабатываемого пласта
дегазационные скважины; 4 — полевые штреки
заемого пласта равно 20—30 м и составляет 0,2—0,3 высоты
этажа от вентиляционного штрека. При глубине горных работ
до 500 м и значительном выделении метана из выработанных
пространств и сближенных пластов дегезацию ведут буримыми
с поверхности вертикальными скважинами, которые распола-
гают так, чтобы к моменту окончания оборудования скважины
от нее до лавы оставалось не менее 30 м. Расстояние между
вертикальными скважинами по направлению подвигания лавы
принимают равным 50—100 м, а от вентиляционной выработки
до места пересечения скважины с пластом—10—25 м при
Л4/тв^20, 15—40 м при М//пв = 20—40 и 30—70 м при
Af/mD>40. Коэффициент эффективности дегазации при исполь-
зовании газосборных выработок и скважин в благоприятных
условиях равен 0,7, а при бурении вертикальных скважин с по-
верхности — 0,5—0,6.
Дегазацию выработанного пространства действующего вы-
емочного участка применяют или в комплексе с другими спо-
собами, или самостоятельно при метановыделении на участке
более 3—4 м3/мин, когда другими способами дегазации либо
средствами вентиляции невозможно обеспечить снижение содер-
жания метана в воздухе до допустимых норм.
На действующих участках при разработке тонких и средней
мощности пластов дегазацию выработанного пространства осу-
ществляют скважинами, пробуренными над куполом обруше-
ния пород кровли. Расстояние между скважинами принимают
равным 10—20 м. Старые выработанные пространства дегази-
руют с помощью скважин, которые бурят из поддерживаемых
горных выработок. В этом случае расстояние между скважи-
нами по простиранию составляет 150—400 м и более.
Для дегазации выработанных пространств при разработке
мощных крутых пластов скважины бурят из полевых вырабо-
ток или выработок нижележащего пласта с таким расчетом,
чтобы они пересекали выработанное пространство на расстоя-
нии 0,7 высоты этажа по вертикали от откаточного штрека.
Одним из способов управления метановыделением из выра-
ботанных пространств в очистные забои является подача в об-
рушенные породы суспензии метанпотребляющих микроорга-
низмов. Усвоение метана микроорганизмами позволяет умень-
шить выделение газа на 25—35 %.
Перераспределение метановых потоков на вентиляционных
участках при помощи изолированного отвода метана из выра-
ботанных пространств осуществляют газоотсасывающими уста-
новками по трубам или газодренажным выработкам. Метан от-
водят за пределы выемочного участка в смесительную камеру,
где его разбавляют до безопасной концентрации. Такую схему
применяют при газовыделении на выемочном участке не менее
4 м3/мин при мощности пласта 0,5—1 м, 5,5 м3/мин при мощ-
310
ности 1,1—1,3 м, 7 м3/мин — при мощности от 1,4—1,6 м и
8 м3/мин при мощности 1,7—2 м. При этом доля участия выра-
ботанного пространства в газовом балансе участка должна со-
ставлять не менее 35%. Диаметр газоотводящего трубопровода
равен 500—700 мм. Коэффициент эффективности дегазации спо-
соба может достигать 0,7—0,8.
Если использование рассмотренных выше способов дегаза-
ции не дает должного эффекта, то применяют способы интен-
сификации дегазации угольных пластов, позволяющие повысить
эффективность дегазации до 60—70 %.
Интенсификация дегазации достигается путем гидравличе-
ского расчленения или физико-химической обработки угленос-
ной толщи растворами соляной кислоты и поверхностноактив-
ных веществ за два—три года до начала ведения горны
работ с заблаговременным извлечением метана. Для этого с зем-
ной поверхности до дегазируемых разрабатываемых и сближен-
ных пластов бурят скважины, которые обсаживают металличе-
скими трубами с внутренним диаметром 100—125 мм и толщи-
ной стенок не менее 7—9 мм. Расстояние между скважинами
выбирают исходя из направления основной трещиноватости
пласта и программы развития горных работ. В среднем оно
равно 250—300 м. Затем в скважины нагнетают рабочую жид-
кость под давлением 10—35 МПа, в результате чего происхо-
дит раскрытие трещин с объединением в единую гидравличе-
скую систему, по которой фильтруется и через скважину уда-
ляется на поверхность метан. Коэффициент эффективности
дегазации составляет 0,4—0,6.
Комплексные схемы дегазации применяют при невозможно-
сти обеспечить допустимые нормы содержания метана в руднич-
ной атмосфере в случае использования какого-либо одного спо-
соба дегазации. При разработке мощных пластов, когда в очист-
ные выработки выделяется значительное количество метана из
пласта и выработанного пространства, применяют пластовые
скважины и вертикальные скважины, буримые с поверхности,
для дегазации выработанного пространства и сближенных плас-
тов, а также изолированный отвод метана по дренажным выра-
боткам. В случае значительного газовыделения из разрабаты-
ваемого пласта используют пластовую дегазацию и гидрорас-
членение. При сближенных пластах бурят скважины под купо-
лами обрушения и применяют дегазацию выработанного про-
странства путем изолированного вывода из него метана.
13.4. УГЛЕКИСЛЫЙ ГАЗ И МЕРЫ БОРЬБЫ С НИМ
Содержание углекислого газа в рудничной атмосфере не
должно превышать: на рабочих местах и в исходящих струях
выемочных участков и тупиковых выработок — 0,5%, в исходя-
311
щих струях крыла, горизонта и шахты в целом — 0,75 % и при
проведении и восстановлении выработок по завалу— 1 %. При-
менительно к выделениям углекислого газа в горные выработки
применяют аналогичное понятие—углекислотообильность выра-
боток, применительно к содержанию его в пласте — углекисло-
тоносность.
В ряде случаев выделение углекислого газа в шахтах пре-
вышает выделение метана. В настоящее время углекислый газ
является преобладающим компонентом при газовыделении
в горные выработки буроугольных шахт Подмосковного бас-
сейна и антрацитовых шахт Восточного Донбасса. На крупных
шахтах абсолютная углекислотообильность достигает 12 м3/мин
и более. Количество подаваемого в такие шахты воздуха рас-
считывают по условию разбавления углекислого газа до допус-
тимых норм.
На территории Восточного Донбасса углекислотоносность
антрацитов составляет 0,5—0,7 м3/т, содержание СОг в угле
меняется от 0,9 до 15,8 %. В Алмазно-Марьевском районе Дон-
басса основное количество СОг приурочено к зонам разрывных
нарушений.
Газы угольных пластов Подмосковного бассейна представ-
лены азотом (36,1—95,6%), углекислым газом (2,8—26,8 %) и
метаном (0—8,7 %). Накопление газов происходит в выработан-
ном пространстве. При этом объемная доля СОг зависит от
времени существования выработанного пространства и количе-
ства угля, оставленного в завале. В атмосфере выработанных
пространств содержится 5,8—12,7% углекислого газа, 82,3 %
азота и 0—7 % метана. Углекислотоносность углей бассейна со-
ставляет 6—7 м3/т.
Угли Подмосковного бассейна обладают высокой окисли-
тельной способностью. Наиболее интенсивно процесс низкотем-
пературного окисления угля протекает в выработанном про-
странстве, где уголь находится в измельченном состоянии, а вы-
сокая-проницаемость обрушенных в выработанном пространстве
пород обеспечивает достаточный свободный доступ кислорода
к реагирующей поверхности угля. Поэтому выработанное про-
странство шахт является одним из основных источников выделе-
ния в горные выработки газовой смеси с высоким содержанием
углекислого газа. К второстепенным источникам выделения
углекислого газа в шахтах относятся дыхание людей, поступле-
ние углекислого газа с поверхности вместе со свежим воздухом,
горение взрывчатых и других веществ, работа двигателей вну-
треннего сгорания.
Различают обычные выделения углекислого газа, суфлярные
выделения и внезапные выбросы. В СССР внезапные выбросы
СОг не зафиксированы, тогда как в других странах (Польше,
Франции, Австралии, ГДР) они наблюдались.
312
Интенсивность выделения углекислого газа зависит от угле-
кислотоносности, газопроницаемости и степени дегазации мас-
сива. В шахтах Восточного Донбасса и Подмосковного бас-
сейна удельное выделение СОг с момента обнажения поверхно-
сти угля постепенно снижается с 0,05—0,3 до 0,01 м3/(м2-сут).
Давление углекислого газа в пластах Восточного Донбасса
на глубине 650 м достигает 0,7 МПа. Остаточная углекислото-
носность антрацитов составляет от десятых долей до 7 м3/т.
Выделение углекислого газа из глинистых и песчанистых
сланцев Восточного Донбасса незначительно и составляет в об-
щем газовом балансе 3,6—15,3 и 2—7,1 % соответственно для
подготовительных и очистных выработок. В Подмосковном бас-
сейне газовыделение из вмещающих пород незначительно.
Активность источников выделения СОг в газовом балансе
зависит от природных и технологических факторов. В горные
выработки шахт Восточного Донбасса значительная часть угле-
кислого газа (14,1—52,5%) поступает со свежей струей
воздуха. В лавах выделение СО2 составляет 6,8—21,2 % об-
щего объема. Из выработанного пространства выделяется
18,8—67,6 % СО2.
На шахтах Подмосковного бассейна в тупиковых выработ-
ках выделяется около 20 % углекислого газа, в подготавлива-
ющих сквозных выработках — 5—6 %, из старых выработок и
выработанных пространств поступает 50—60 % газа.
Основным способом борьбы с поступлением углекислого
газа в выработки является деятельное проветривание. При вы-
боре способа вентиляции на углекислотообильных шахтах учи-
тывают порядок отработки шахтного поля, глубину разра-
ботки, депрессию выемочных участках, склонность углей плас-
тов к самовозгоранию, утечки воздуха через выработанное про-
странство и вентиляционные сооружения, интенсивность газо-
выделения, места установки регуляторов воздуха, соотношение
аэродинамических сопротивлений вентиляционных участков
шахты, схемы проветривания участков и шахты в целом, тех-
нико-экономическая целесообразность.
Применяют также различные средства и способы управле-
ния углекислотовыделением, которые позволяют регулировать
поступление газа в вентиляционные струи. Их условно делят на
две группы: способы, локализующие углекислый газ в источни-
ках его выделения и, способы, изолирующие источники выде-
ления. К первой группе относят поглощение газа щелочными
растворами или твердыми адсорбентами, искусственное повы-
шение давления воздуха в периоды падения атмосферного дав-
ления, удаление газа из источника газовыделения на поверх-
ность. Вторая группа включает покрытие газоотдающих по-
верхностей слабопроницаемыми материалами (глина, бетон,
пластмассы), сооружение газопроницаемых перемычек и др.
313
13.5. ШАХТНАЯ ПЫЛЬ
Шахтная (рудничная) пыль — совокупность тонкодисперсных
минеральных частиц, образующихся из ископаемого угля и пус-
той породы и находящихся во взвешенном или осевшем состоя-
нии в горных выработках. Размеры частиц пыли в поперечнике
изменяются от 1 мм до долей микрона. Взвешенные частицы
пыли образуют дисперсную систему, называемую пылевым аэро-
золем. В этой системе воздух является дисперсной средой,
а витающая в нем пыль — дисперсной фазой. Осевшую на
почву, кровлю, стенки горных выработок пыль называют аэро-
гелем. При измельчении твердого вещества в пыль происходит
значительное увеличение площади его поверхности.
По крупности пыль делят на три класса. К первому классу
относят пыль с размерами частиц более 10 мкм. Такие частицы
сравнительно быстро оседают на почву и бока выработки и со-
ставляют основную массу осевшей пыли. Второй класс включает
пыль с размерами частиц от 10 до 0,1 мкм. Эти частицы нахо-
дятся продолжительное время во взвешенном состоянии и пе-
реносятся на большие расстояния вентиляционными потоками
воздуха по горным выработкам. К третьему классу относят
пыль с размерами частиц менее 0,1 мкм, которая практически
не оседает из воздуха. Пыль второго и третьего классов, нахо-
дящуюся в воздухе во взвешенном состоянии, называют вита-
ющей.
Количественное соотношение | фракций разной крупности
в пыли называют ее дисперсным состав ом. Определение
лабораторным путем количественного содержания различных
частиц пыли входит в задачу дисперсного анализа, который
осуществляют с помощью микроскопов или микропроекционных
аппаратов с кратностью увеличения от сотен до нескольких ты-
сяч раз.
Вещественный состав пыли в основном зависит от минераль-
ного состава угольного пласта, вмещающих пород и породных
прослойков.
Шахтная пыль образуется в основном при добыче и транс-
портировании полезного ископаемого, отбойке горных пород,
погрузке и транспортировании горной массы, бурения шпуров и
скважин и др.
Содержание пыли по массе или числу частиц в единице
объема воздуха называют концентрацией и выражают в грам-
мах или миллиграммах на 1 м3 аэрозоля. Ориентировочный
уровень запыленности шахтного воздуха в горных выработках
при различных производственных процессах характеризуется
данными табл. 13.4.
Запыленность атмосферы шахт зависит от удельного пыле-
выделения, которое определяется после разрушения угля по
314
Таблица 13.4
Производственные процессы
Запыленность
шахтного воздуха.
Г/м3
Взрывные работы в тупиковом забое
Работа угольного комбайна, врубовой машины, качаю-
щегося конвейера, перегрузка угля с конвейера в ва
гонетки
Работа отбойными молотками по углю
Сухое бурение шпуров по породе
Погрузка машинами сухой горной породы
Погрузка сухой породы в вагонетку вручную
Перегрузка угля с конвейеров на конвейер при высоте
падения угля 0,4 м
0,5—20
0,5—30
0,5—15
0,1—10
0,1—5
0,06-0,34
0,11—0,17
суммарному содержанию частиц размером менее 70 мкм, спо-
собных временно или постоянно находиться во взвешенном
состоянии. Способность пылинок оставаться взвешенными в воз-
духе продолжительное время зависит от тонкости пыли, удель-
ного ее веса и формы пылинок, а также от влажности, темпе-
ратуры и скорости движения воздуха. Данные о продолжитель-
ности осаждения в спокойном воздухе частив, пыли, находя-
щихся на расстоянии 1 м от почвы, приведены ниже.
Диаметр частиц, мкм 100 10 5 1 0,5 0,2
Продолжител ьность
осаждения пыли ... 1,3 с 2,2 мин 9 мин 3 ч 11ч 46 ч
По действию на организм человека различают токсичную и
неядовитую пыль. Действие пыли на организм человека зави-
сит от ее химического состава и дисперсности. Заболевания,
вызываемые неядовитыми пылями, называют в зависимости от
вдыхаемой пыли. При запылении легких пылью, содержащей
свободный диоксид кремния (SiO2), заболевание легких назы-
вают силикозом, угольной — антракозом. Особенно ак-
тивно действуют на легкие человека частицы пыли размером
0,25—10 мкм. Санитарными нормами установлены предельно
допустимые концентрации пыли по массе (мг/м3) в воздухе
горных выработок и производственных помещений. Для камен-
ного угля с содержанием свободного диоксида кремния от 2 до
10 % предельно допустимая концентрация пыли составляет
4 мг/м3, от 10 до 70 % —2 мг/м3.
Угольная пыль обладает взрывчатыми свойствами. При на-
личии источника воспламенения вначале воспламеняются лету-
чие горючие вещества, выделенные при нагревании из пылинок,
а затем загораются твердые остатки пыли. К опасным по взрыву
пыли относят пласты угля и горючих сланцев с выходом лету-
315
чих веществ 15 % и более, а также пласты угля, взрывчатость
пыли которых установлена лабораторными испытаниями.
Взрыв угольной пыли имеет ряд особенностей по сравнению
со взрывом метана. Взрыву пыли предшествуют накопление
тепла в результате реакции окисления и образование газооб-
разных продуктов. Облако угольной пыли способно самозаря-
жаться электричеством вследствие трения пылинок друг
о друга и разряжаться с появлением искр, которые могут вос-
пламенить пыль. При взрыве угольной пыли образуется много
оксида углерода, тогда как при взрыве метана — преимущест-
венно диоксид углерода и другие газы. Температура воспламе-
нения угольной пыли составляет 700—800 °C. При сгорании
1 кг угольной пыли выделяется около 34 МДж тепла.
Основными факторами, оказывающими влияние на взрывча-
тость угольной пыли, являются: выход летучих веществ, дис-
персность, состав шахтной атмосферы, зольность угля, массо-
вая концентрация пыли. Во взрыве участвует пыль с разме-
ром частиц менее 100 мкм.
Так как отложившаяся в выработках пыль потенциально
взрывчата, существует нижний предел взрывоопасной запылен-
ности выработок, при котором поднявшаяся в воздух пыль об-
разует концентрацию пылевого аэрозоля 70—100 г/м3. При на-
личии в шахтной атмосфере метана степень взрывчатости пыли
повышается.
Содержание метана в воздухе, % .... 0,5 1 1,5 2 2,5 3
Нижний предел взрывоопасной концентра-
ции пыли, г/м3 ................... 30 25 15 10 8 5
Нижний предел взрывчатости взвешенной угольной пыли
при концентрации метана 1 % колеблется для различных плас-
тов и марок углей от 5 до 100 г/м3. Верхний предел взрывной
концентрации пыли в шахтном воздухе может достигать 2—
3 кг/м3. Наибольшую силу взрыв шахтной пыли имеет при кон-
центрации 300—400 г/м3. Нижний предел взрывчатости пыли
горючих сланцев при влажности 3,6 % составляет 75 г/м3.
Повышение зольности угольной пыли способствует снижению
ее взрывчатости. Угольная пыль не взрывается при содержании
в ней 60—70 % золы или инертных частиц. Рост влажности
также снижает взрывчатость угольной пыли. Влага действует
как инертная добавка, уменьшающая тепловой баланс системы,
и как среда, способствующая слипанию мелких частиц в более
крупные и их осаждению. При влажности 20 % и более осевшая
пыль не переходит во взвешенное состояние и не может участ-
вовать в создании взрывоопасных концентраций. Источниками
воспламенения угольной пыли в шахте служат вспышки или
взрывы метана, выгорание ВВ, электрические искры и дуги,
открытое пламя и т. д. Наиболее частой причиной воспламене-
316
ния пыли является взрыв метана и взрыв или выгорание ВВ.
Взрывчатость пыли устанавливают лабораторным анализом.
Если пыль взрывчата, то такой пласт относят к опасным по
пыли и шахту переводят на пылевой режим.
I
13.6. БОРЬБА СО ВЗРЫВЧАТОСТЬЮ УГОЛЬНОЙ ПЫЛИ
Мероприятия по предотвращению и локализации взрывов
угольной пыли делят на три группы: препятствующие образо-
ванию пыли и пылевого облака; препятствующие появлению ис-
точников воспламенения пыли; локализующие взрыв (ограничи-
вающие его распространение).
Мероприятия, связанные с предотвращением пылеобразова-
ния в горных выработках, рассмотрены ниже (см. 13.7).
Мероприятия, препятствующие появлению источников вос-
пламенения пыли, заключаются в применении предохранитель-
ных ВВ, электрического взрывания, взрывозащищенного элект-
рооборудования и светильников, запрещении открытого огня
и т. д.
Мероприятия по локализации взрывов угольной пыли осно-
ваны на применении инертной пыли или воды с целью огра-
ничения зоны распространения взрыва. К ним относят осланце-
вание выработок, применение сланцевых или водяных заслонов.
Сущность осланцевания горных выработок за-
ключается в повышении зольности осевшей угольной пыли и
образовании смеси угольной и инертной пыли в такой пропор-
ции, при которой исключается взрыв пылевого облака. Инерт-
ную пыль готовят главным образом из известняка или глини-
стого сланца. К инертной пыли предъявляют следующие тре-
бования: она не должна содержать более 1 % горючих веществ
и более 10 % свободного кремнезема; содержание вредных и
ядовитых примесей не должно превышать санитарных норм;
тонкость пыли должна быть такой, чтобы она на 99 % прохо-
дила через сито № 66 и не менее чем на 50 % — через сито
№ 0075; инертная пыль должна обладать способностью перехо-
дить во взвешенное состояние (образовывать пылевое облако)
во влажной атмосфере.
Осланцеванию подвергают все поверхности выработок: бока,
кровлю, почву и доступные места в закрепном пространстве.
Расход инертной пыли на осланцевание (кг/м) рассчитывают по
нижнему пределу взрывчатости пыли и норме осланцевания, ус-
тановленной для каждого шахтопласта, по формуле
<7Mn = 0,16OTS/(100—Мс),
где бот — нижний предел взрывчатости отложившейся угольной
пыли, г/м3; S — площадь поперечного сечения выработки
в свету, м2; Мс — норма осланцевания, %.
317
Рис 13.5. Конструкции сланцевых (а—в) и водяного с принудительным сра-
батыванием (г) заслонов в выработках с деревянной (а), железобетонной
(б) и арочной (в) крепями:
/ — фотоэлектрический датчик; 2 — механизм опрокидывания; 3 — продольная опорная
рейка,; 4— сосуд с водой; 5 — трос с кулачками; 6 — опорная стойка; 7—механизм
спуска
Осланцевание осуществляют вручную или с помощью специ-
альных машин.
Назначение заслонов — остановить взрывную волну и по-
гасить горение пыли, что достигается мгновенным увеличением
зольности или влагосодержания аэрозоля при опрокидывании
полок с установленными на них сосудами с инертной пылью или
водой и охлаждением газопылевого облака. По условию приме-
нения заслоны делят на основные и первичные, по применяе-
мому материалу — на сланцевые и водяные.
Основной сланцевый заслон представляет собой ряд полок,
расположенных поперек выработки у ее кровли, на которых раз-
мещают инертную пыль (рис. 13.5, а—в). Количество инертной
318
пыли в заслоне составляет 400 кг на 1 м2 площади поперечного
сечения выработки в свету в месте установки заслона. Сланце-
вые заслоны устанавливают на расстоянии не менее 60 м и не
далее 300 м от забоев очистных и подготавливающих вырабо-
ток, сопряжений откаточных и вентиляционных штреков с брем-
сбергами уклонами и квершлагами.
Основной водяной заслон состоит из ряда опрокидываю-
щихся пластмассовых или жестяных сосудов вместимостью не
более 80 л каждый. Общая длина заслона не менее 30 м. Ко-
личество воды в заслоне должно составлять 400 л на 1 м2 пло-
щади поперечного сечения выработки в свету в месте установки
заслона. Водяные заслоны устанавливают на расстоянии не ме-
нее 75 м и не более 250 м от мест, указанных для сланцевых
заслонов.
Забои штреков, отстоящие от очистных забоев на расстоя-
нии 40—150 м, защищают первичными водяными заслонами
с принудительным срабатыванием (рис. 13.5, г). Первичный
заслон состоит из шести металлических сосудов, заполненных
водой из расчета 100 л на 1 м2 площади поперечного сечения
выработки в месте установки заслона. Длина заслона 6—6,5 м,
расстояние от забоя выработки не менее 25 м и не более 40 м.
При взрыве угольной пыли тепловое излучение улавливается
фотоэлектрическим датчиком, расположенным в 5—7 м от за-
боя. Возникающий ток взрывает электродетонатор в механизме
спуска, который опрокидывает сосуды с водой.
Заслонами защищают очистные забои, забои подготавлива-
ющих выработок, проводимых по углю или углю и породе,
крылья шахтного поля на каждом пласте, конвейерные выра-
ботки и пожарные участки.
13.7. СПОСОБЫ БОРЬБЫ С ОБРАЗОВАНИЕМ ПЫЛИ
И ПЫЛЕВОГО ОБЛАКА
В шахтах наиболее распространены следующие способы
борьбы с образованием пыли и пылевого облака: орошение ис-
точников пылеобразования; предварительное увлажнение уголь-
ного массива; промывка шпуров при их бурении; применение
пены для связывания пыли; сухое пылеулавливание; обеспыли-
вающая вентиляции; индивидуальные средства защиты от пыли.
Орошение источников пылеобразования явля-
ется одним из наиболее эффективных способов борьбы с уголь-
ной и породной пылью. Определяющее влияние на эффектив-
ность орошения оказывают гидрофильность (способность к сма-
чиванию) и дисперсность пыли, размер капель жидкости, их
число в факеле орошения, образующегося при истечении жид-
кости из распыляющей форсунки под давлением, и скорость
встречи капель с частицами пыли.
319
Эффективность орошения повышается при применении
поверхностно-активных веществ, обеспечении требуемых скоро-
стей встречи капель с частицами пыли и строгом соблюдении
параметров работы оросительных устройств. Наибольший эф-
фект достигается при использовании высоконапорного ороше-
ния с давлением жидкости 10—12 МПа и полном перекрытии
источников пылеобразования.
Если к забою подведены коммуникации сжатого воздуха, то
применяют пневмогидроорошение, заключающееся
в том, что смачивающую жидкость с помощью сжатого воздуха
диспергируют при вылете из форсунки на очень мелкие час-
тицы. В результате обеспечивается высокая плотность капель
в факеле водяной струи и повышается коэффициент захвата
частиц пыли. Во избежание сноса тонкодиспергированного об-
лака жидкости воздушным потоком факел орошения должен
быть направлен на источник пылеобразования. Пневмогидро-
орошение обеспечивает максимальную эффективность пылепо-
давления (90—98%) при давлении воды перед форсункой
0,2 МПа, сжатого воздуха 0,5—0,6 МПа.
В системах орошения в шахтах применяются оросительные
устройства различного вида: конусные, плоскоструйные и зон-
тичные форсунки, туманообразователи, насадки и др.
Если при передвижке механизированных крепей поддержи-
вающего типа образуется большое количество породной пыли,
то применяют систему орошения, показанную на рис. 13.6, а.
Воду подают по забойному трубопроводу и через форсунки,
расположенные вдоль межсекционных зазоров, распыляют
в сторону выработанного пространства. Расход воды на ороше-
ние составляет 10 л/мин.
Крепи оградительно-поддерживающего типа также имеют
оросительные устройства (рис. 13.6,6). Расход воды в такой
системе пылеподавления равен 35 л/мин при давлении 1 —
1,5 МПа.
В очистных забоях, оборудованных механизированными
комплексами, орошение производят как при выемке угля, так
и при его доставке. Отбитый уголь орошают с помощью форсу-
нок, смонтированных на крепи. В уступных забоях крутых плас-
тов применяют отбойные молотки с оросителями, которые вклю-
чаются автоматически одновременно с включением отбойного
молотка.
Пылеподавление при проведении горных выработок комбай-
нами осуществляют оросительными устройствами различной
конструкции, которыми комбайны оснащаются на заводах-изго-
товителях. Вода подается непосредственно под режущий инстру-
мент с помощью форсунок или насадок. Воду к оросительной
системе комбайна подают по напорным рукавам от насосной
установки или противопожарно-оросительного трубопровода.
320
Рис. 13.6. Схемы орошения при интенсивном пылеобразовании в процессе
передвижки крепи поддерживающего (а) и оградительно-поддерживающего
(б) типа :
/ — оросительное устройство; 2— гибкий водяной шланг; 3 — форсунки; 4 — вентиль;
5— редукционный клапан; 6 — противопожарный трубопровод; 7 — фильтр; 8 — манометр.;
9 — забойный трубопровод
Удельный расход воды на орошение составляет 30—50 л на 1 т
горной массы, давление воды у форсунок 1—3 МПа.
При наличии в проходческих забоях сжатого воздуха при-
меняют также пневмогидроорошение. При этом вокруг коронки
режущего органа образуют двойную водяную завесу из грубо-
распыленной в форсунке воды и тонкораспыленного сжатым
воздухом водяного облака. Воду и сжатый воздух к комбайну
П Заказ № 758 321
подают под давлением не менее 0,4 МПа, расход воды состав-
ляет 40—80 л/мин, сжатого воздуха—1—2 м3/мин.
При работе погрузочных машин пылеподавление осущест-
вляют с помощью смонтированных на них оросительных систем.
Максимальная эффективность пылеподавления достигается при
установке оросительного устройства на расстоянии не более
0,5 м от источника пылеобразования.
На полустационарных и переносных пунктах погрузки угля
или породы применяют орошение водой с помощью зонтичных
или конусных форсунок. Расход воды на орошение в таких
пунктах составляет 5 л/мин. Пылеподавление на стационарных
автоматизированных погрузочных пунктах обеспечивается оро-
сительными устройствами с автоматическим включением и вы-
ключением форсунок.
Предварительное увлажнение угольного
массива предполагает бурение скважин и нагнетание через
них в пласт воды. Увеличение влажности угля значительно сни-
жает пылеобразование. Предварительное увлажнение угольных
пластов при ведении очистных работ применяют во многих слу-
чаях. Ведение очистных работ в неувлажненном массиве допус-
кают, если запыленность воздуха на всех рабочих местах очист-
ного забоя при применении других мер пылеподавления не пре-
вышает предельно допустимой нормы и в случае невозможности
нагнетания жидкости в пласт.
Применяют высоконапорное и низконапорное предваритель-
ное увлажнение. Выбор того или иного из них зависит от ин-
тенсивности выемки угля, его свойств и условий залегания ме-
сторождения. При высоконапорном увлажнении применяют
буровые станки, насосные установки, рукава, герметизаторы,
гидрозатворы и другое оборудование, рассчитанное на требуе-
мое максимальное давление нагнетания. Низконапорное увлаж-
нение угольного пласта производят путем подключения нагнета-
тельной системы к противопожарно-оросительному трубопро-
воду.
Давление нагнетаемой жидкости (МПа) не должно превос-
ходить давления, при котором наблюдается гидроразрыв пласта:
р» < 0,8уЯ,
где у— удельный вес породы, кН/м3, уг«25 кН/м3; Н — глубина
залегания пласта рт земной поверхности, м.
Объем жидкости (м3), нагнетаемой через одну скважину,
1 ,3/л^С^Ц/Ру,
где /л — длина лавы или высота этажа, на которую бурят сква-
жины, м; Lc—расстояние между скважинами, м, Lc=10-?30 м;
т — общая мощность пласта, м; q — удельный расход жидко-
сти, м3/т, 9=0,014-0,03 м3/т; ру — плотность угля в массиве, т/м3.
322
Длительность нагнетания жидкости в каждую скважину (ч)
/н Vж/Qh,
где QH — темп нагнетания, м3/ч.
При низконапорном увлажнении пологих
воды (м3), нагнетаемой в каждую скважину,
пластов объем
Уж — 1Д (^скв "4" 1,5) ,
где /Скв — длина нагнетательной скважины, м, /Скв = /л/2—15.
Нагнетательные скважины герметизируют на длину 10—15 м
от устья.
На крутых разгруженных от горного давления пластах объем
воды (м3), подаваемой в скважину при низконапорном увлаж-
нении,
Уж----- 1)1 (^СКВ 15)
В этом случае удельный расход воды принимают равным
0,02 м3/т.
При бурении скважин диаметром 75—150 мм применяют
станки БС-1М, СБГ-1М, 2УГНС, БИП-2, БИК-2, позволяющие
бурить скважины под углом от 18 до 90° и длиной до 300 м.
Для изоляции нагнетательной части скважин (шпуров) при-
меняются герметизаторы ПГШ-1, АГ-4А и «Таурус», рассчитан-
ные на давление нагнетания до 40 МПа.
Нагнетание жидкости в скважины осуществляют насосными
установками УНШ, УН-35, УНРО-2 и другими с подачей 30—
60 л/мин и рабочим давлением до 20—30 МПа. Насосные уста-
новки поставляют в комплекте с гибким высоконапорным рука-
вом, гидрозатворами и устройством для автоматического регу-
лирования параметров нагнетания.
Для повышения эффективности увлажнения в воду добав-
ляют поверхностно-активные вещества (ДБ, синтанол, ДТ-7 и
др.), обычно в концентрации до 0,1—0,2 %.
Для пылеподавления при бурении шпуров осуществляют их
промывку. Образующаяся при разрушении угольного или
породного массива пыль смачивается водой или водными рас-
творами поверхностно-активных веществ в забое шпура. Из
шпура суспензия выносится в виде шлама. Применяют боковую
и осевую промывку. При боковой промывке жидкость подают
через специальную муфту, укрепляемую на буровой штанге
с продольным каналом диаметром 6—10 мм. Расход воды при
бурении шпуров колонковыми и переносными перфораторами
зависит от скорости бурения и составляет 4—15 л/мин. Давле-
ние воды, подаваемой для промывки шпуров, поддерживают на
уровне 0,4—0,5 МПа.
При осевой промывке шпуров промывочную жидкость по-
дают через специальное устройство в бурильной машине и
323
штангу. Давление воды, подаваемой для промывки шпу-
ров, принимают на 0,05 МПа меньше давления сжатого воз-
духа.
Применение пены для борьбы с пылью позволяет
уменьшить удельный расход воды, снизить требуемое ее давле-
ние и повысить эффективность пылеподавления при транспор-
тировании горной массы. Вместе с тем пена имеет специфиче-
ский запах и сравнительно высокую стоимость, что ограничи-
вает область ее применения.
В шахтах применяют пену высокой кратности. Оптимальная
кратность ее находится в пределах 300—600. Пену выбирают
определенной стойкости с заданным временем ее гашения ес-
тественным путем. Пена должна иметь высокую смачивающую
способность. Исходя из указанных требований в качестве пено-
образующих веществ применяют пенообразователь ПО-1 с до-
бавлением смачивателя ДБ. Допускается использование дру-
гих пенообразователей, отвечающих санитарно-гигиеническим
нормам.
Пену высокой кратности получают с помощью пеногенера-
торов ПГП (производительность до 20 м3/мин) и ПГПВ (про-
изводительность 40—100 м3/мин при кратности пены 300—650 и
длине подачи пены 50—300 м).
В выработках с исходящей вентиляционной струей при ин-
тенсивности отложения пыли не более 50 г/(м2*сут) и в выра-
ботках со свежей струей рекомендуют производить смыв
пыли. При интенсивном отложении пыли ее смыв производят
с добавкой 0,1 %-ного раствора смачивателя.
.Сухое пылеулавливание заключается в том, что за-
пыленный воздух отсасывают вентиляторами из мест пылеоб-
разования с последующей сухой или мокрой очисткой аэрозоля.
Сухая очистка предусматривает инерционное и гравитационное
осаждение пыли на фильтрующей ткани или в специальных ка-
мерах, мокрая — смачивание пыли водой, подаваемой на ло-
патки рабочего колеса вентилятора.
Эффективность пылеулавливания во многом зависит от крат-
ности отсоса QoTc/Qn, где QOTC — количество отсасываемого воз-
духа, м3/мин; Qn — количество подаваемого в забой воздуха,
м3/мин. В газовых шахтах кратность отсоса должна составлять
0,7—1, в негазовых— 1 —1,3.
Для очистных комбайнов при эффективности пылеулавлива-
ния 90 % необходима кратность отсоса 0,6—0,8. С учетом та-
кого требования и данных о запыленности шахтной атмосферы
каждая пылеулавливающая установка должна отсасывать
в шахтах Кузнецкого бассейна 250—320 м3/мин, Карагандин-
ского — 900 м3/мин, Донецкого — 360 м3/мин.
Ограждающие щиты перед исполнительными органами ком-
байнов позволяют повысить эффективность пылеулавливания
324
в 4—5 раз и снизить кратность отсоса до 0,3—0,5. Эффектив-
ность пылеулавливания при этом может достигнуть 85—90 %.
Конец всасывающего трубопровода располагают на расстоя-
нии 0,5—1 м от мест пылеобразования. Очищенный воздух вы-
брасывается на расстоянии 1,5—2 м от комбайна по направле-
нию исходящей струи. В очистных забоях применяют пылеулав-
ливающие установки ПШ-150, УАК-62, 2ПАК-52 и др., подача
которых колеблется от 60 до 150 м3/мин. При комбайновом про-
ведении выработок используют пылеулавливающие установки
П-14М1, П-17М1, 1П-150 с подачей 120—190 м3/мин. Пылеуло-
витель П-14М1 предназначен для очистки воздуха при работе
комбайнов 4ПУ и ПК-ЗР, пылеуловитель П-17М1 —для очистки
воздуха от пыли при работе комбайнов 4ПП-2. Эффективность
пылеулавливания указанных пылеуловителей достигает 90 % и
выше.
ЦНИИподземмаш разработал на базе пылеуловителя
П-17М1 передвижные пылеулавливающие установки ППУ-2 и
ППУ-4 с подачей соответственно 75—350 и 80—380 м3/мин, обес-
печивающие эффективность пылеулавливания 90—94 %•
При бурении шпуров и скважин сухое пылеулавливание
осуществляют за счет отсоса пыли от устья скважины или
из забоя шпура. Для сухого пылеотсоса применяют воздуш-
ные эжекторы, вентиляторы В-1800, В-2000, В-2400 и ваку-
умные насосы. Очистку отсасываемого воздуха производят при
помощи переносных пылеуловителей с синтетическими филь-
трами.
Обеспыливающая вентиляция предусматривает
вынос пыли из забоя и разжижение пылевого аэрозоля посту-
пающим свежим воздухом.
Для использования вентиляции в качестве пылезащитного
средства рекомендуют принимать следующие оптимальные ско-
рости движения воздуха по пылевому фактору: в подготовитель-
ных выработках 0,4—0,7 м/с; в очистных забоях 1—3 м/с.
В выработках с конвейерной транспортировкой скорость дви-
жения воздуха относительнр движущегося потока горной массы,
как правило, не должна превышать 1—2 м/с. Однако при влаж-
ности угля свыше 8 % допускают скорость движения воздуха
относительно транспортируемого угля до 3 м/с.
На каждой шахте разрабатывают мероприятия по комплекс-
ному обеспыливанию шахтного воздуха. Обычно эти мероприя-
тия оформляют в виде паспорта противопылевых мероприятий
на выемочном или проходческом участке. В паспорте приводят
технологическую схему пылеподавления с указанием размеще-
ния в выработках оросителей, водяных завес, дозаторов, ороси-
тельных устройств, насосных установок, увлажнительных сква-
жин, а также схему установки оросителей на комбайне.
Кроме того, в паспорте указывают параметры пылеподавления
325
(давление воды и ее расход, концентрация и расход смачивателя,
количество и тип оросителей), вынимаемую мощность пласта,
угол его падения, марку угля, группу пыльности пласта, длину
лавы, тип и производительность комбайна, скорость подвигания
забоя и скорость движения воздуха.
В качестве индивидуальных средств защиты от
пыли применяют противопылевые респираторы Ф-62Ш, «Ас-
тра-2», У-2К, ШБ-1 («Лепесток»), ПРШ-741 и ПРШ-742. Срок
защитного действия индивидуальных респираторов ПРШ-741 и
ПРШ-742 при запыленности 1 г/м3 составляет 6—7 ч, при за-
пыленности 0,1—0,3 г/м3 — от 1 до 26 ч. Эффективность инди-
видуальных средств пылезащиты при чистых фильтрах оцени-
вают на уровне 96—99 %. Масса респираторов колеблется от
10 г (ШБ-1) до 220 г (ПРШ-742).
13.8. КЛИМАТИЧЕСКИЕ УСЛОВИЯ
В ГОРНЫХ ВЫРАБОТКАХ
Важной особенностью работы человека под землей является
его нахождение в специфических климатических условиях. Ос-
новными параметрами, определяющими климатические условия
в горных выработках, являются температура, влажность, плот-
ность, энтальпия и давление шахтного воздуха. Обычно шахт-
ный воздух представляет собой смесь газов и паров воды, каж-
дый компонент которой находится под своим парциальным дав-
лением. Так, барометрическое давление смеси сухого воздуха и
водяного пара (кПа)
Ра = Рс + рВ.п,
где рс, Рв. п — парциальное давление соответственно сухого воз-
духа и водяного пара, кПа.
Уравнения состояния сухого шахтного воздуха и водяного
пара имеют следующий вид:
рс = \0~3pcRcT;
рв. П --- Ю Зрв. пНв. пТ*,
где рс, рв. п — плотность соответственно сухого воздуха и водя-
ного пара, кг/м3, при парциальных давлениях рс и рв. n; Rc— га-
зовая постоянная сухого воздуха Дж/(кг-К), /?с = 287 Дж/(кгХ
XК); /?в.п — газовая постоянная водяного пара, Дж/(кг*К),
/?в.п = 462 Дж/(кг-К), Т — температура воздуха, К.
Влагосодержание воздуха — отношение плотности водяных
п-ггриЕ к плотности сухого воздуха при определенной темпера-
туре (кг/кг). Абсолютной влажностью воздуха назы-
вают количество водяного пара, содержащегося в 1 м3 влажного
воздуха (кг/м3). С увеличением температуры абсолютная влаж-
ность воздуха увеличивается. Относительной влаж-
ностью <р (%) называют отношение плотности водяного пара
326
рв. п (кг/м3) к абсолютной влажности воздуха в насыщенном со-
стоянии рп.н (кг/м3); ф=102 Рв. п/Рп. н ИЛИ ф=102 Рв.п/Рп. н, где
Рп. н — парциальное давление водяного пара, насыщающего воз-
дух при данной температуре, кПа. Зависимость значения рп. н
от температуры воздуха приведена ниже.
/, °C...........-10 0 10 20 30 40
Рп.н» кПа ....... 0,28 0,61 1,23 2,32 4,21 7,32
В интервале указанных температур значение рп. н изменяется
от 2,3 (при / = —10 °C) до 50,8 г/м3 (при / = 40 °C).
Относительная влажность шахтного воздуха колеблется от
20 до 100.Х
Энтальпия шахтного воздуха (Дж) —количество тепловой
энергии, которое заключено в 1 кг его массы. Энтальпия воздуха
зависит от его температуры и влагосодержания.. Например, при
/ = 20 °C и влагосодержании 0,013 кг/кг она равна 23,7 кДж/кг.
Обычно измеряют не абсолютную энтальпию, а ее изменение.
Приращение энтальпии воздуха при его прохождении по выра-
боткам может изменяться от 5 до 40 кДж/кг.
- ГЪажным показателем климата в шахте является темпера-
тура. На температуру шахтной атмосферы влияют температура
поступающего в шахту воздуха, тепловой и массовой обмен воз-
духа с массивом горных пород, сжатие вентиляционной струи
под давлением столба воздуха за счет разницы отметок земной
поверхности и горных выработок, тепловыделение при работе
горных машин и механизмов, теплоотдача трубопроводов, элек-
троаппаратуры и др./ ...
В СССР шахтьГртсположены в различных климатических зо-
нах. Поэтому поступающий в шахту воздух может иметь тем-
пературу от 40 до —50 °C. Воздух с низкой температурой пода-
вать в шахту запрещено. Поэтому на поступающих струях уста-
навливают калориферы, подогревающие воздух до температуры
не менее 2 °C на расстоянии 5 м от сопряжения канала кало-
рифера со стволом (штольней).
IB действующих горных выработках, где постоянно находятся
люди, температура воздуха должна соответствовать нормам,
приведенным в табл. 13.5.К —> Т\ / Л.
В шахтах, расположенных в зонах многолетней мерзлоты,
допускают минимальные температуры воздуха при скорости его
движения 0,15—4 м/с на уровне от —12 до —6 °C.
С углублением горных работ температура пород растет по
линейному закону в соответствии с геотермической ступенью —
величиной, характеризующей нарастание температуры горных
пород с глубиной и выражающейся числом метров глубины, со-
ответствующим повышению температуры на 1 °C. В Донецком
бассейне, например, геотермическая ступень колеблется от 27
327
Таблица 13.5
Скорость движения воздуха, м/с Допустимая температура (°C) при относительной влажности шахтного воздуха, %
60—75 76-90 >90
<0,25 24 23 22
0,5 25 24 23
1 26 25 24
^^2 26 26 25
до 39,3 m/°CJ Измеренная температура горных пород в шахте
«Шахтерская-Глубокая» на глубине 1300—1400 м равна 43—
46 °C.
Тепловой поток от горных пород (Вт), нагревающий шахт-
ный воздух, в горизонтальной горной выработке определяют по
формуле
Qn — kxF (/п ^в) >
где kx—коэффициент нестационарного теплообмена между
массивом пород и воздушной струей, Вт/(м2-°С); F—площадь
поверхности проветриваемой выработки, м2; tnt /в — темпера-
тура соответственно пород и воздуха, °C.
Характер и интенсивность теплообмена между рудничным
воздухом и окружающим выработку горным массивом зависят
от глубины заложения выработки, продолжительности ее су-
ществования, геотермической ступени, количества и параметров
проходящего воздуха, теплофизических свойств пород.
На температуру рудничного воздуха влияют также выделе-
ния теплоты при работе горных машин и механизмов. Исследо-
ваниями МакНИИ установлено, в частности, что при погрузке
породы погрузочными машинами типа ППН и ПНБ в глубоких
шахтах энтальпия шахтного воздуха возрастает на 12—
24 кДж/кг, при бурении шпуров — на 5—10 кДж/кг, при креп-
лении забоя — на 6—14 кДж/кг.
Доля отдельных источников тепловыделения в шахтную ат-
мосферу характеризуется данными табл. 13.6.
Температура тела человека во время производительности
труда должна поддерживаться на уровне 36,6—36,8 °C. Между
наружной теплотой и теплотой, вырабатываемой человеком
в процессе работы (около 0,5 Дж/с при тяжелой физической ра-
боте), должно существовать стабильное равновесие. Если рав-
новесие нарушается, возникает необходимость в ограничении
продолжительности и интенсивности труда.
По мере увеличения глубины горных работ температура по-
род становится фактором, затрудняющим работу человека.
328
Таблица 13.6
Источники тепловыделения в шахтную атмосферу Доля источника тепловыделения в общем балансе теплоты, %
Отдача тепла горными породами Окислительные процессы Работа машин и механизмов Нагревание воздуха добытым углем Прочие л |*т?Л СП 1 1 1 СП с© с© со о о
Даже при очень интенсивном проветривании на глубине свыше
1000 м трудно создать климатические условия, обеспечивающие
производительные и вместе с тем комфортные условия труда.
В связи с этим возникает необходимость в управлении клима-
тическим состоянием шахтной атмосферы.
(Улучшение климатических условий в глубокой шахте может
оыть достигнуто путем увеличения подачи воздуха и снижением
его температуры до установленных норм, предупреждения чрез-
мерного влагонасыщения шахтной атмосферы, снижения тепло-
отдачи местных источников в шахте, теплоизоляции вентиляци-
онных путей, создания зон воздушного душирования, выбора эф-
фективной технологической схемы шахты^)
С увеличением расхода воздуха в выработке его температура
уменьшается. Так, при подаче 400 м3/мин воздуха в очистной
забой с температурой окружающих пород около 36 °C можно
обеспечить температуру исходящей струи 29 °C, при подаче
800 м3/мин — 26,5 °C, при подаче 1200 м3/мин — 25,7 °C. Охлаж-
дающее действие воздушной струи особенно проявляется при
увеличении скорости движения воздуха с 0,5 до 4 м/с. Однако
увеличение расхода воздуха в выработках не может быть бес-
предельным.
В шахтах установлены ограничения по скорости движения
воздуха. Максимально допустимые скорости движения воздуха
составляют: в стволах для спуска и подъема только грузов —
12 м/с; в стволах для спуска и людей и грузов, квершлагах,
главных откаточных и вентиляционных штреках, капитальных и
панельных бремсбергах (уклонах) — 8 м/с; в призабойных про-
странствах очистных и тупиковых выработок — 4 м/с, в прочих
подготавливающих выработках — 6 м/с. Минимально допусти-
мые скорости движения воздуха равны: в призабойных прост-
ранствах очистных выработок всех шахт и в тупиковых выра-
ботках газовых шахт—0,25 м/с; на шахтах III категории и
выше в тупиковых выработках, проводимых по мощным поло-
гим и крутым пластам мощностью 2 м и более, а также в ту-
пиковых выработках длиной 100 м и более, в кровле кото-
рых на расстоянии до 10 м залегают угольные пласты или
329
газоносные песчаники — 0,5 м/с; в тупиковых выработках нега-
зовых шахт, пр^ проведении и углубке вертикальных стволов и
шурфов и в остальных выработках, проветриваемых за счет
общешахтной депрессии, кроме камер — 0,15 м/с.
При температуре воздуха ниже 16 °C скорость воздушной
струи в очистных и подготовительных забоях не должна превы-
шать 0,75 м/с. В очистных забоях, оборудованных механизиро-
ванными передвижными комплексами, допускают скорость воз-
духа до 6 м/с при условии отсутствия людей в зоне пылевого
облака, образующегося при работе комбайна, и на пластах
с ^естественной влажностью угля свыше 8 %,.
/Интенсивность нагрева воздуха в горных выработках умень-
шают путем сокращения утечек воздуха через вентиляционные
устройства, снижения аэродинамического сопротивления горных
выработок, изменения режима работы вентиляторов.
(Для снижения температуры воздушной струи, особенно на
глубоких горизонтах, широко применяют кондиционирова-
ние воздуха, под которым понимают систему приемов по
искусственному охлаждению и осушению перегретого воздуха^
и искусственному подогреву переохлажденного воздуха. |/Конди-
ционирование шахтного воздуха осуществляют холодильными
установками, основной частью которых являются кондиционеры.
^Кондиционеры работают на принципе осуществления непре-
рывного процесса испарения хладагента в системе холодильной
машины. Процесс испарения состоит в передаче испаряющемуся
хладагенту части тепла от нагретого шахтного воздуха и в изо-
лированном отводе тепла за пределы выработки. Эффективность
кондиционирования характеризуют холодильным коэффициен-
том, под которым подразумевают отношение количества тепла,
отведенного от шахтного воздуха, к тепловому эквиваленту под-
веденной извне работы, за счет которой осуществляется дей-
ствие кондиционера. Хладагент — газообразное или жидкое’ ве-
щество, участвующее в теплообмене между двумя источниками
тепла. Он должен быть негорюч, невзрывоопасен, химически
инертен, а также обладать высокой теплопроводностью. В кон-
диционерах используют в качестве хладагента аммиак, фреон
и др.
Принцип работы холодильной машины непосредственного
действия состоит в сжатии паров хладагента в компрессоре до
давления 2,5 МПа с выделением большого количества тепла и
нагревания хладагента. Сжатый хладагент направляют к кон-
денсатору, охлаждаемому циркулируемой водой, охлаждают,
конденсируют и при этом нагревают воду. Сконденсированный
хладагент через редукционный клапан поступает в испаритель,
где он, быстро испаряясь, поглощает большое количество тепла
из шахтного воздуха, проходящего через испаритель. Затем га-
зообразный хладагент возвращают в компрессор.
ззо
’ В системе кондиционирования шахтного воздуха используют
стационарные холодильные машины общепромышленного на-
значения ХТМФ-248-4000 и др. В качестве подземных стацио-
нарных холодильных машин, устанавливаемых в камерах, при-
меняют установку ШХТМ-1300/)с хладопроизводительностью
1,5 МВт, расходом охлаждающей воды 5 м3/ч и площадью теп-
лопередающей поверхности 300 м2,/а также установки ХТМФ-
235М-2000 (2,3 МВт) и ХТМФ-248-4000 (4,6 МВт). Для мест-
ного кондиционирования шахтного воздуха в забоях и выработ-
ках используют передвижные кондиционеры ВК-230 (0,23 МВт),
КПШ-3 (0,1 МВт) и КПШ-40П (0,05 МВт), а также воздухо-
охладители конструкции МакНИИ АРВЭ и АЭРП с хладопро-
изводительностью до 0,3 MBtl-J
В глубоких угольных шахтах можно применять воздушное
душирование, сущность которого заключается в том, что на ра-
бочих местах в выработках с малоподвижной атмосферой уве-
личивают скорость движения воздуха до 2—4 м/с за счет его
местной циркуляции при постоянном общем расходе воздуха.
Душирование осуществляют переносными взрывобезопасными
аппаратами «Ветерок-3» и «Прохлада^Так как воздушное ду-
ширование позволяет уменьшить температуру воздуха только на
2—4 °C, его целесообразно применять совместно с искусствен-
ным охлаждением воздуха.
Большое влияние на климатические условия в шахте оказы-
вают правильный выбор вскрытия, подготовки и системы раз-
работки. Для сокращения пути движения вентиляционной струи
и соответственно уменьшения ее нагрева вскрывающие и под-
готавливающие выработки должны иметь минимально возмож-
ную длину, а проветривание очистных забоев должно быть обо-
собленным. Время эксплуатации выработок, пройденных по
углю, должно быть по возможности коротким, из-за повышенной
теплоотдающей способности угольных пластов.
КОНТРОЛЬНЫЕ ВОПРОСЫ
1. Что такое рудничная атмосфера и каковы ее особенности?
2. Какие компоненты входят в состав шахтного воздуха?
3. Укажите предельно допустимые нормы содержания токсичных газов
в атмосфере угольных и сланцевых шахт.
4. Расскажите о метане.
5. Укажите пределы воспламенения и взрываемости метановоздушных
смесей.
6. Каковы источники метановыделения в шахтах?
7. Что такое метаноносность угольных пластов и пород?
8. Расскажите о распределении шахт на категории шахт метанообиль-
ности.
9. Укажите предельно допустимые нормы содержания метана в атмо-
сфере горных выработок.
10. Дайте понятие о дегазации шахт и условия ее применения.
11. Каковы способы дегазации неразгруженных угольных пластов и
пород?
331
12. В чем заключается дегазация сближенных угольных пластов?
13. Расскажите о способах дегазации выработанных пространств.
14. Каковы способы интенсификации дегазации пластов?
15. Укажите предельно допустимые нормы содержания углекислого газа
в атмосфере горных выработок.
16. Дайте определения углекислотоносности пластов и пород, углекисло-
тообильности выработок.
17. Дайте характеристику шахтиой пыли.
18. Укажите нормы запыленности шахтной атмосферы.
19. Расскажите о взрывчатых свойствах угольной пыли и особенностях
ее взрыва в шахте.
20. В чем заключаются мероприятия по предотвращению образования
пылевого облака в выработках и появлению источников воспламенения пыли.
21. Расскажите о борьбе с пылеобразованием путем увлажнения пла-
стов.
22. В чем заключается сухое пылеулавливание?
23. Укажите нормы температуры шахтного воздуха.
24. Каков тепловой баланс горных выработок?
25. Расскажите о способах управления температурой шахтного воздуха.
ЗАДАЧИ
1. Рассчитайте нижний предел взрывчатости смеси газов, состоящей из
8 % метана, 2 °/о этана и 90 % воздуха, если нижний предел взрывчатости
этана составляет 3,2 %.
2. Определите метаноносность угольного пласта на глубине 500 м, если
верхняя граница метановой зоны расположена на глубине 120 м, а коэффи-
циенты уравнения метаноносности с и b соответственно равны 0,2 и 0,009.
3. Вычислите относительную метанообильность выработок шахтопласта
при следующих условиях: число действующих очистных забоев четыре; об-
щая добыча 0,5 млн т/год; зольность угольных пачек 6 %; общая зольность
горной массы 18 %; число дней работы каждого забоя в месяц 26; число
месяцев работы в году 12; средняя абсолютная метанообильность выработок
12 м3/мни.
4. Определите, есть ли необходимость в применении дегазации в очист-
ном забое с индивидуальной крепью при минимальной площади поперечного
сечения забоя, свободной для прохода воздуха, 2,8 м2, коэффициенте нерав-
номерности метановыделения 1,2 и абсолютной газообильности 5 м3/мин.
5. Рассчитайте необходимый объем воды, нагнетаемый через пять сква-
жин при предварительном высоконапорном увлажнении пласта, при следую-
щих условиях: скважины пластовые восстающие; расстояние между сосед-
ними скважинами 20 м; мощность пласта 1,3 м; удельный расход воды
0,03 м3/т; плотность угля 1,35 т/м3; длина очистного забоя 150 м.
14. ДВИЖЕНИЕ ВОЗДУХА ПО ГОРНЫМ
ВЫРАБОТКАМ
14.1. СОСТОЯНИЕ ШАХТНОГО ВОЗДУХА
В ВЫРАБОТКАХ
Система горных выработок любой шахты является сложной,
разветвленной и сквозной. Состояние воздуха в выработках под-
чиняется общим законам аэростатики (науки о равновесии га-
зов) и аэродинамики (науки о движении воздуха).
332
В неподвижном (статическом) шахтном воздухе барометри-
ческое давление (кПа) на глубине горной выработки Н (м)
Рст=7?а+ 10"3pg//>
где ра — атмосферное давление на земной поверхности, кПа;
р — средняя плотность воздуха в выработке, при ра= 101,1 кПа
и температуре 18 °C плотность сухого воздуха р= 1,21 кг/м3; g—
ускорение свободного падения, м/с2.
В связи с тем, что плотность шахтного воздуха с увеличе-
нием глубины выработки не остается постоянной, то для опреде-
ления давления воздуха в выработке на какой-либо глубине
от поверхности часто пользуются формулой
рст = Ра&Н/{НТ}>
где R — газовая постоянная для сухого воздуха Дж/(кг-К),
R = 287 Дж/(кг-К); Т— температура воздуха на данной глу-
бине, К.
Из приведенных формул видно, что атмосферное давление
непосредственно влияет на барометрическое давление в горных
выработках. В частности, при снижении атмосферного давления
уменьшается давление воздуха в шахте, приводящее к росту
выделения метана, особенно из источников, отличающихся ма-
лым аэродинамическим сопротивлением (выработанные прост-
ранства, старые выработки и др.). Изменение атмосферного
давления влияет также на утечки воздуха и интенсивность окис-
лительных процессов в угле. При движении воздуха по выработ-
кам изменяются его характеристики: давление, плотность, влаж-
ность, температура.
14 2. АЭРОДИНАМИКА ШАХТНОГО ВОЗДУХА
Движение воздуха по горным выработкам обеспечивается
вентиляционными установками, устанавливаемыми на поверх-
ности (вентиляторы главного проветривания) и в выработках
(вентиляторы местного проветривания). Вентиляторы могут по-
давать воздух в шахту или выработку за счет разрежения, соз-
даваемого на входе в вентилятор, или за счет напора, полу-
чаемого на выходе из вентилятора. В первом случае способ
вентиляции горных выработок называют всасывающим, во
втором — нагнетательным. Поступление воздуха в какую-
либо выработку при всасывающем способе называют вентиля-
цией за счет общешахтной депрессии, при нагнетательном — за
счет компрессии.
Движение воздуха характеризуется двумя основными режи-
мами. Первый предполагает высокие скорости движения воз-
духа-по каналам с большой площадью* поперечного сечения (вы-
работки, трубопроводы, широкие отверстия и др.), второй —
ззз
малые скорости движения воздуха по каналам с незначительной
площадью поперечного сечения (поры и трещины в нетронутом
массиве пород, обрушенные породы, материал перемычек и др.).
Второй режим называют также фильтрационным движением
воздуха.
По типу потоки воздуха подразделяют на потоки с твердыми
границами (в выработках, трубопроводах) и свободные воздуш-
ные струи, не имеющие твердых границ (струи, выходящие из
нагнетательного трубопровода или диффузора вентилятора, вы-
работки с малой площадью поперечного сечения в выработку
с большой площадью сечения).
В вентиляционных потоках различают статическое и дина-
мическое (скоростное) давление воздуха. Статическое давление
Рст (Па) создается внешними силами, оно численно равно по-
тенциальной энергии единицы объема воздуха и действует во
всех направлениях. Динамическое давление рдин (Па) опреде-
ляет кинетическую энергию единицы объема воздуха и дей-
ствует в направлении скорости воздушного потока.
Динамическое давление
Рдин ~ рВ^2/2,
где р — плотность воздуха, кг/м3; и —скорость воздушного по-
тока, м/с. .
Полное давление воздушного потока (Па) в какой-либо
точке выработки
ро ~ Рст 4" Рдин •
Разницу давлений между двумя точками воздушного потока
в направлении его движения при нагнетательном способе назы-
вают компрессией, при всасывающем — депрессией.
В шахтах различают ламинарный и турбулентный режимы
движения шахтного воздуха. Ламинарный режим харак-
теризуется упорядоченным движением частиц воздуха в выра-
ботке примерно по параллельным траекториям. При турбу-
лентном режиме движение частиц воздуха в вентиляцион-
ной струе происходит хаотично. При стационарном ламинарном
движении скорость воздушного потока в точке постоянна по
значению и направлению. При турбулентном движении ее зна-
чение и направление меняются во времени, Турбулентность шахт-
ных вентиляционных потоков вызывается, как правило, вихре-
образованием при обтекании воздухом неровностей поверхности
выработок, размещенного в них оборудования, крепи.
Критерием устойчивости турбулентного режима является
число Рейнольдса:
Re — uDr, B/v,
где и — средняя скорость* движения воздуха в выработке, м/с;
£)г. в — гидравлический диаметр выработки, м, Dr. в = 4S*/P
334
(SB — площадь поперечного сечения выработки, м2; Р — пери-
метр поперечного сечения выработки, м); v — кинематическая
вязкость воздуха, м2/с, при /=18 °C v=15-10~5 м2/с.
Число рейнольдса, выше которого турбулентное движение
становится устойчивым, называется критическим — ReKp. Для
горных выработок ReKP= 10004-1500, для гладких труб ReKp =
= 2300. Например, в выработке с площадью поперечного сече-
ния 10 м2 и периметром 12 м скорость движения воздуха при
ReKP=1500 равна 0,00675 м/с. Так как в действующих выработ-
ках скорость струи превышает указанное значение в десятки и
сотни раз, то в них воздух движется в основном в турбулент-
ном режиме. При фильтрации воздуха или иного газа возможен
как ламинарный, так и турбулентный режим.
Масса воздуха, прошедшего по выработке за время t (с), ос-
тается постоянной. Это условие выражают уравнением
WjSjpo/ = WijSjipB^,
где «I и «ц — средние скорости движения воздуха соответ-
ственно в первом и втором поперечных сечениях выработки,
м/с; Sn — площади первого и второго поперечных сечений
выработки, м2; рв — плотность воздуха в тех же сечениях, кг/м3.
Указанное уравнение, называемое уравнением расхода, при-
менимо для участков выработки, где отсутствует разделение
струи или слияние нескольких потоков. Если между сечениями
I и II имеются п разветвлений или слияний и поток движется
от сечения I к сечению II, то уравнение расхода приобретает
следующий вид:
п
«jSj = unSn + 2Z (± wiS/),
где i — номер потока, ответвляющегося на рассматриваемом
участке выработки.
Знак «минус» при суммировании принимают, если потоки
сливаются, знак «плюс», если они разделяются. Например, для
системы выработок, приведенной на рис. 14.1, уравнение рас-
хода имеет вид
UyS i — «ц5ц 4“ u^Si—u2S2 4“ «3S3
К основным характеристикам воздушных потоков в выработ-
ках относят касательные напряжения, возникающие при взаимо-
действии потока с поверхностью выработки, динамическую ско-
рость воздушного потока, профили скоростей в поперечном
сечении выработки, которые зависят от шероховатости ее по-
верхности, плотности воздушного потока, его средней скорости,
формы поперечного сечения выработки и числа поворотов струи
воздуха.
335
Рис. 14.1. Схема распределения расхо-
дов воздуха по выработкам при их раз-
ветвлении
Средняя скорость воздушного потока (м/с) в поперечном се-
чении горной выработки
uCp = VftS/(PLBp) ,
где h — депрессия выработки (Па) длиною LB (м), площадью
поперечного сечения S (м2), периметром Р (м); р — плотность
воздуха, кг/м3.
При турбулентном движении воздуха в выработке весьма ма-
лые (элементарные) объемы воздуха совершают в струе хао-
тические движения, которые характеризуют пульсационными
скоростями. Они возрастают от поверхности выработки к ее цен-
тру и достигают максимума на расстоянии, равном половине
гидравлического радиуса выработки. Пульсационные скорости
бывают продольные и поперечные. Первые достигают абсолют-
ных значений 0,5 м/с, вторые — 0,25 м/с.
Отношение среднеквадратичного значения пульсационной
скорости потока и* (м/с) в каком-либо его сечении к значению
средней скорости потока в том же сечении иСр (м/с) характери-
зует интенсивность турбулентности е потока в сечении выра-
ботки. Обычно е меньше единицы и редко превышает значе-
ние 0,3.
14 3. АЭРОДИНАМИЧЕСКОЕ СОПРОТИВЛЕНИЕ
ГОРНЫХ ВЫРАБОТОК
Шахтная вентиляционная система включает вентиляционную
сеть выработок, вентиляционные сооружения и установки. Эле-
менты вентиляционной сети (горные выработки, узлы их сопря-
жений, средства регулирования расхода воздуха) отличаются
большой сложностью и разнообразием движения в них воздуш-
ных потоков; что обусловлено большой шероховатостью и не-
ровностью поверхностей выработок, загромождением их крепью,
оборудованием, армировкой, а также наличием изгибов, суже-
ний и расширений сечения выработок, их разветвлением и др.
При движении воздуха в выработках возникает аэродинамиче-
ское сопротивление, связанное с трением струи о поверхность
выработок, обтеканием воздухом выступов, изменением скорости
336
и направления его движения. Сопротивление движению воздуха
по горным выработкам условно подразделяют на три вида: со-
противление трения о поверхность выработки, лобовое сопротив-
ление и местные сопротивления.
Расход воздуха — объем воздуха, проходящий в каком-
либо сечении выработки в единицу времени. Связь между расхо-
дом воздуха Q (м3/с) на участке выработки и депрессией этого
же участка h (Па) называют законом сопротивления. Для гор-
ных выработок закон сопротивления имеет вид
где R — аэродинамическое сопротивление выработки воздуш-
ному потоку, Н • с2/м8.
В тех случаях, когда шахтный воздух движется не только по
выработкам, но и по выработанным пространствам, через пере-
мычки, целики угля в режиме фильтрации, применяют двучлен-
ный закон сопротивления вентиляционной сети
h^R±Q+R2Q\
где /?ь /?2 — соответственно линейное (Н-с/м5) и квадратичное
(Н-с2/м8) аэродинамические сопротивления пути движения воз-
духа.
В практических расчетах наиболее широко используют одно-
членный закон сопротивления, так как он дает некоторый запас
депрессии выработок.
Аэродинамическое сопротивление выра-
ботки (Н • с2/м8) рассчитывают по формуле
R = aPLB/S\
где а — коэффициент аэродинамического сопротивления выра’-
ботки, Н-с2/м4; Р — периметр выработки, м; L3 — длина выра-
ботки, м; S — площадь поперечного сечения выработки в свету,
м2. Коэффициент а выбирают по таблицам, где указаны также
характеристики выработки и крепи, или рассчитывают по фор-
мулам.
Для штрекообразных выработок с гладкой поверхностью
(монолитная бетонная крепь) а = 2* 10-4 Н • с2/м4. Для вырабо-
ток с площадью поперечного сечения 7,6—15,4 м2, закрепленных
набрызг-бетоном, а= (184-20) • 10-4 Н-с2/м4, арочной крепью из
спецпрофиля типа СВП а= (114-33) • 10-4 Н -с2/м4, сборной же-
лезобетонной крепью а= (94-21) • 10~3 Н-с2/м4. Значения коэф-
фициента аэродинамического сопротивления очистных забоев,
оборудованных механизированными комплексами, приведены
в табл. 14.1.
Для характеристики аэродинамического сопротивления сети
выработок используют обобщенный показатель — эквива-
лентное отверстие, под которым понимают условное круг-
337
Таблица 14.1
Очистной комплекс Мощность пласта, м Площадь попереч- ного сечения забоя в свету» м’ а-10®, Н-с2/м*
1 км-103 0,7 1.5 35
1 КМ-97 Д 1.2 3,2 31
КМ-87УМП 1,4 4,6 28
1 КМ-88 1.9 4.5 29
МК-75 2,2 3,9 27
КМ-130 3,5 8 32
2УКП 4,2 9 14
лое отверстие в тонкой стенке с сопротивлением, равным об-
щему сопротивлению всей сети выработок. В более редких слу-
чаях понятие эквивалентного отверстия применяют к одиночной
выработке. Эквивалентное отверстие (м2)
где Q — расход воздуха, м3/с; р — плотность воздуха, кг/м3; h—
депрессия выработок, Па. При Л>2 м2 сеть считают легкопро-
ветриваемой, при Л<1 м2 — труднопроветриваемой.
Если изменять расход воздуха по выработкам и одновре-
менно измерять депрессию сети, то можно получить график фун-
кции h = f(Q), который называют аэродинамической ха-
рактеристикой сети (рис. 14.2). Переход горных работ
на глубокие горизонты, увеличение протяженности проветривае-
мых выработок ведут к росту аэродинамического сопротивле-
ния вентиляционной сети и увеличению ее депрессии.
Сопротивление, оказываемое потоку воздуха находящимся
в нем телом, называют лобовым. Его выражают через наиболь-
шую площадь сечения тела, измеренную в плоскости, перпенди-
кулярной потоку (миделево сечение). Если в выработке с пло-
щадью поперечного сечения S (м2) находится тело (например,
шахтный электровоз) с миделевым сечением 5М (м2), то его ло-
бовое аэродинамическое сопротивление (Н-с2/м8)
₽л = М5м/[2 (S—SM)3],
где kn — безразмерный коэффициент лобового сопротивления
тела.
Потеря депрессии (Па) на лобовое сопротивление /?л при
скорости воздуха v (м/с)
Лл = *лР$мУ2/[2($—$м)3].
К местным сопротивлениям относят повороты, расширения
и сужения выработок, слияние и разветвление струй и т. п.
338
Рис. 14.2. Аэродинамическая характери-
стика вентиляционной сети при углубле-
нии горных работ:
L 2» 3 — аэродинамическое сопротивление венти-
ляционной сети шахты соответственно на 1-м, 2-м
и 3-м горизонтах
Местные сопротивления изменяют конфигурацию и характер по-
тока на некотором расстоянии впереди и за собой, приводят
к отрыву потока от поверхности выработки, образованию вихре-
вых зон, к смешиванию и разделению потока. Депрессия на пре-
одоление местных сопротивлений (Па)
Лм. с = 5р«2/2,
где g — безразмерный коэффициент местного сопротивления;
и — скорость струи воздуха у местного сопротивления, м/с.
В местах поворота воздушной струи из ствола £ = 0,67-? 6,
пересечения воздушных струй (в кроссингах) 1 = 0,15-4-2,6, при
резком расширении |=0,1.
14.4. РАСПРЕДЕЛЕНИЕ ВОЗДУХА В ГОРНЫХ ВЫРАБОТКАХ
Путь воздуха между двумя соседними разветвлениями назы-
вают вентиляционной ветвью. В вентиляционную ветвь
входит группа последовательно соединенных выработок с оди-
наковым расходом воздуха. Место соединения трех и более вет-
вей называют узлом. На схеме вентиляции пространство, ог-
раниченное со всех сторон ветвями вентиляционной сети, счи-
тают ячейкой. Внутри ячейки ветви отсутствуют. Группа ветвей,
ограничивающих одну ячейку, образует вентиляционный контур.
Числа ветвей в вентиляционной сети узлов £у и ячеек
связаны формулой Эйлера
/?в — “1“ &я — 1.
Первый закон вентиляционной сети заключается в том, что
для каждого ее узла соблюдается условие
п
1=1
где п — число ветвей в данном узле; Qi — расход воздуха в i-й
ветви, входящей в узел.
339
Для замкнутого контура при отсутствии в нем источников
энергии справедлив второй закон вентипяционной сети
т
/=1
где т—число ветвей в контуре; hj — депрессия /-й ветви кон-
тура.
Если в контуре действуют источники энергии с суммарной
депрессией hCt то
т
1=0
Если имеется п последовательно соединенных горных выра-
боток с различным аэродинамическим сопротивлением Rit то их
общая депрессия равна сумме депрессий отдельных выработок:
п
Лоб — У, hi = hi + Л2 4" • • -4* hn.
t=i
Общее аэродинамическое сопротивление последовательно
соединенных выработок равно сумме сопротивлений отдельных
выработок:
п
Общее эквивалентное отверстие сети выработок в этом слу-
чае находят по уравнению
уа2о6= 1/Л1+ 1М|+.. . + 1м2п.
Расходы воздуха в любом сечении сети последовательно сое-
диненных выработок в соответствии с уравнением неразрывно-
сти потока равны друг другу:
Qi — Qi= Q2 ~ • • - — Qrr
Общая депрессия сети параллельных выработок (рис. 14.3,
а) равна депрессии каждой выработки, поэтому депрессии вы-
работок равны:
ЛОб = Л1 = Л2=. . .=hn.
Общее сопротивление п параллельных выработок
1 /R06 = 1/д/Ri 4" l/^Rz 4- • • • 4“ !/• ^Rn •
Общее эквивалентное отверстие сети в этом случае равно
сумме эквивалентных отверстий каждой из параллельно соеди-
ненных числом п выработок:
Лоб = Ai 4- А2 + • . 4“ЛП.
340
Рис. 14.3. Схемы параллельного (а), диагонального (6) и параллельно-после-
довательного (в) соединений ветвей в вентиляционной сети:
Qi, Qz, . . Qs — расходы воздуха в ветвях; Яь Rn— аэродинамическое сопро-
тивление ветвей
Если в сеть из п параллельных выработок в единицу вре-
мени подается количество воздуха Q06, то каждая выработка
будет иметь расход воздуха
Qi =-------------—.
''JRiIRi + ^Ri/Rt + • • • + ^RilRn
В случае, если при параллельном соединении выработок име-
ется диагональ ВС (рис. 14.3, б), то общую депрессию сети оп-
ределяют по одной из ветвей:
KaD — ^АВ 4" ^BD = R1Q1 + R4 (Q1 ± Q3)2
или
^AD = ^АС + ^CD ~ ^2¥Q2 + Rb (Qi ± Qs)2-
Направление движения воздуха в диагонали ВС от точки В
к точке С определяют из соотношения от точки С
к точке В — из соотношения /?2//?i</?s/^4.
В выработке ВС движения воздуха не будет при Rz/Ri =
— R^/Ra. В этом случае распределение воздуха по ветвям диаго-
нали находят по формулам
<2. = «. = <?/(
\ v /<• ~г ar
+1);«.=а=<у(Л/^-+1).
341
Общее аэродинамическое сопротивление сети выработок
между точками А и D
Rad =
RMQs + RbU+QilQt)2
(С2/Сз + (?Л>з+1)2
При известном значении Rad общая депрессия
При параллельно-последовательном соединении выработок
(рис. 14.3, в) количество воздуха в ветвях при общей подаче
Qo6 находят по следующим формулам:
Qo — Q06
Qi — Qo VRdRi >
Q2 —
_____Q06
1 + 'V R012IR3
Q3— Q2 ^Rqh/Rs >
1 + *\/ R012J R3
где ROt Ri, /?2, /?з — сопротивление соответствующих ветвей;
/?oi2— общее сопротивление соединения, состоящего из ветвей
О, 1, 2.
14.5. ЕСТЕСТВЕННАЯ ТЯГА
Под естественной тягой воздуха в шахтной вентиля-
ционной сети понимают естественно возникающую депрессию
в горных выработках, вследствие которой шахтный воздух дви-
жется самопроизвольно. Причиной естественной тяги в шахте
служат разность плотности воздуха, температуры или давления
в точках входа и выхода воздушной струи из шахты.
Депрессия естественной тяги (Па)
Ле = Pi—р2 = Vi# - Т2Я,
где рь р2 — давления поступающего и исходящего из выработки
воздуха на глубине Н (м), Па; уь у2— удельный вес воздуха
соответственно в поступающей и исходящей струе, Н/м3.
Давление воздуха в горной выработке зависит от его темпе-
ратуры и глубины выработки от земной поверхности:
Рг = р« е0,0342Н/Г/,
где ра — атмосферное давление, Па; Н — глубина выработки от
земной поверхности, м; Т — температура воздуха, поступающего
в шахту (i=l) и исходящего на поверхность (i—2).
342
14.6. РАБОТА ВЕНТИЛЯТОРОВ
НА ВЕНТИЛЯЦИОННУЮ СЕТЬ
В современных шахтах естественная тяга не может обеспе-
чить подачу необходимого количества воздуха. В качестве ис-
точника энергии движения воздуха по выработкам используют
вентиляторы, под которыми понимают машину, создающую
разность давления в выработке или воздухопроводе до 10 кПа
при степени сжатия (отношении давления воздуха на выходе из
вентилятора к давлению на входе) не более 1,1.
Естественная тяга влияет на работу вентиляторов: при ее
положительном значении подача в шахту воздуха увеличива-
ется, при отрицательном — уменьшается. Подачу воздуха
в шахте (м3/с) при совместной работе вентилятора и естествен-
ной тяги находят по формуле
Qui === (hn lE >
где ftB, he — депрессия соответственно вентилятора и естествен-
ной тяги, Па; /?ш — аэродинамическое сопротивление сведенной
к одному контуру вентиляционной сети, Н-с2/м8.
Положительной считают депрессию естественной тяги, если
за счет ее воздух движется по выработкам в том же направле-
нии, что и воздух, приводимый в движение вентилятором, отри-
цательной — при их противоположной направленности.
Напорная характеристика вентилятора представляет собой
график зависимости подачи воздуха вентилятором от создавае-
мой им же депрессии. Для определения работы вентилятора на
конкретную вентиляционную сеть с сопротивлением R на одном
графике совмещают напорную характеристику вентилятора Q =
=f(h) и характеристику вентиляционной сети R = y(h) (рис.
14.4). Точка их пересечения соответствует рабочему режиму ра-
боты вентилятора. Сплошной линией на рис. 14.4 показан рабо-
чий участок а—в напорной характеристики вентилятора с высо-
ким к. п. д., пунктиром — зона низкого к. п. д., штрихпункти-
ром — зона.неустойчивой работы вентилятора. Если характери-
стика сети (на рис. 14.4 — характеристика с сопротивлением /?г)
пересекает характеристику вентилятора на рабочем участке, то
считают, что данный вентилятор пригоден для работы на дан-
ную сеть. Характеристика сети /?1 пересекает характеристику
вентилятора в зоне неустойчивой работы, а характеристика сети
/?з — в зоне низкого к. п. д. Каждый вентилятор на своей напор-
ной характеристике имеет зону промышленного использования.
Вентиляторы могут работать на одну вентиляционную сеть
последовательно или параллельно, они могут быть также сосре-
точены или рассредоточены. При последовательном соединении
вентиляторов воздушная струя поочередно и полностью про-
ходит через все вентиляторы (рис. 14.5). Их подачи равны,
343
Рис. 14.4. Схема к определению
рабочего режима вентилятора
Рис. 14.5. Схема последовательного со-
единения вентиляторов при работе на
сеть шахты:
а — сосредоточенная; б — рассредоточенная с
размещением одного из вентиляторов в шах-
те; в — рассредоточенная; 1 — всасывающие
вентиляторы,; 2 — вентиляционная сеть шахты;
3 — нагнетательный вентилятор
а общая депрессия представляет собой сумму депрессий всех
вентиляторов. Схему, приведенную на рис. 14.5, б, применяют
только в исключительных случаях.
Параллельная работа вентиляторов на общую вентиляцион-
ную сеть (рис. 14.6) имеет широкое распространение, особенно
при проветривании крупных шахт. Точка А характеризуется от-
сутствием вентилятора, точки О и D — наличием вентиляторов,
точка В — разветвлением или слиянием вентиляционных струй.
Подача воздуха фобщ на общем участке сети АВ равна сумме
подач воздуха вентиляторами Qi и Qu, а общая депрессия сети
равна депрессии каждого вентилятора hi и йц.
Рис. 14.6. Схемы параллельной работы вентиляторов на сеть шахты:
а —. сосредоточенная; б — рассредоточенная; / — всасывающие вентиляторы; 2 — венти
ляционная сеть шахты
344
При параллельной работе вентиляторов на общую вентиля-
ционную сеть рабочий режим находят на пересечении суммарной
напорной характеристики вентиляторов с аэродинамической ха-
рактеристикой вентиляционной сети. Поэтому вентиляторы глав-
ного проветривания выбирают с такими напорными характери-
стиками, чтобы их рабочий режим находился на напорной ха-
рактеристике в зоне устойчивой работы вентиляторов с высоким
к. п. д. Принято, что рабочий режим должен обеспечить к. п. д.
установок не менее 0,7 и располагаться на падающей ветви на-
порной характеристики. В других режимах работа вентилятора
нецелесообразна.
14.7. УТЕЧКИ ВОЗДУХА В ВЕНТИЛЯЦИОННОЙ СЕТИ
Утечки воздуха в вентиляционной сети шахты делят на мест-
ные (сосредоточенные) и распределенные. К местным относят
утечки в канале вентилятора, надшахтном здании, устье венти-
ляционного ствола, околоствольном дворе и через вентиляцион-
ные сооружения (двери, перемычки, кроссинги и др.), к рассре-
доточенным — утечки через закладочный массив или целики
между выработками и через выработанное пространство.
Расчет местных утечек воздуха производят по формуле
й — 7?QyT,
где h — депрессия воздуха между стенками сооружения, Па;
R — аэродинамическое сопротивление сооружения, Н • с2/м8;
QyT — расход просачивающегося через сооружение воздуха,
м3/с; п — показатель, характеризующий режим движения уте-
чек, для ламинарного режима п=1, для турбулентного п = 2.
Расход воздуха при утечках через перемычки (м3/с) при тур-
булентном движении воздуха рассчитывают по формуле
Qyr—ЙпР *\/йп/Йп
где kn — коэффициент воздухопроницаемости перемычки,
м3’5/(Н0-5 • с), в монолитных породах kn= (2,94-8,9) • 10“4, в тре-
щиноватых йп-(5,34-15,6) • 10~4 м3’5/(Н0’5 • с); Р — периметр пе-
ремычки, м; йп— депрессия между стенками перемычки, Па;
йп — толщина перемычки, м.
Нормы утечек через перемычки составляют 7—42 м3/мин
в зависимости от вмещающих пород, конструкции перемычки и
ее площади. Для одностворчатых двойных дверей нормы утечек
воздуха приняты 19—65 м3/мин и для двустворчатых — 43—
82 м3/мин. Утечки в местах пересечения вентиляционных струй
(в кроссингах) не должны превышать 35—100 м3/мин. Утечки
воздуха через выработанные пространства при ведении очист-
ных работ составляют 40—60 % подаваемого в з~бой воздуха.
345
Утечки воздуха через надшахтные здания при общей пло-
щади наружных стен и перекрытий, включая копер, 500—
1000 м2 при перепадах 2 кПа не должны превышать для скипо-
вых стволов 13 м3/с, для клетевых — 11,5 м3/с. При нагнетатель-
ном способе проветривания эти нормы следует увеличивать на
13 %.
Рассредоточенные утечки в параллельных выработках зави-
сят от числа, площади и конструкции перемычек между ними,
схемы вентиляции участка, расхода воздуха в конце выработки,
способов охраны выемочных выработок. Распределенные утечки
воздуха на выемочном участке QyT равны разности между пода-
чей воздуха в начале воздухоподающей выемочной выработки
Qbb и расходом воздуха на исходящей из очистного забоя струе
Qc3’
Количество воздуха, которое необходимо подавать на уча-
сток с тем, чтобы по лаве проходило заданное количество воз-
духа, равно сумме требуемого расхода воздуха по лаве и рас-
пределенных утечек. Баланс воздуха на участке также зависит
от режима его движения в выработанном пространстве и кон-
струкции охраняющих выемочные выработки полос.
14.8. ШАХТНЫЕ ВЕНТИЛЯЦИОННЫЕ СООРУЖЕНИЯ
Вентиляционные сооружения предназначены для пропуска и
регулирования подачи воздуха, его распределения по выработ-
кам, обеспечения герметичности вентиляционных путей. Они де-
лятся на поверхностные (вентиляционные установки, герметиче-
ские надшахтные здания, шлюзы и т. д.) и подземные (венти-
ляционные двери, шлюзы, перемычки, кроссинги).
Установленные на поверхности вентиляторы в комплексе
с вентиляционными сооружениями называют вентиляцион-
ными'установками. По объему вентиляционной сети, об-
служиваемой вентиляционной установкой, их делят на главные
и вспомогательные. Главная вентиляционная установка обслу-
живает шахту, блок или панель, вспомогательная — один или
два очистных забоя с прилегающими к ним выработками (вен-
тиляционный участок). Вентиляторы, работающие в составе
главной вентиляционной установки, называют вентиляторами
главного проветривания. По принципу действия и конструкции
они делятся на центробежные и осевые. В центробежных венти-
ляторах воздух приводится в движение центробежным колесом,
в осевых — лопатками крылообразной формы. Краткая характе-
ристика некоторых применяемых для проветривания угольных
шахт вентиляторов главного проветривания приведены в табл.
14.2.
Вентиляционная установка включает рабочий и резервный
вентиляторы с приводами, вентиляционные подводящий и обвод-
346
Таблица 14.2
Показатели Центробежные вентиляторы
ВЦ-15 ВЦ-25М ВЦД-31.5М ВЦД-47.5А
Подача воздуха, м3/с 12—48 30—105 45—166 90—710
Статическое давление, кПа 2,8—7,5 1,6—5,3 1,8—5 1,3—9,1
Максимальный статиче- ский к. п. д. 0,87 0,86 0,84 0,86
Масса, т 6,3 9,5 18,9 85
Продолжение табл. 14.2
Осевые вентиляторы
Показатели ВОД-16П ВОД-21М ВОД-40М ВОД-50
Подача воздуха, м3/с 17—42 22—112 83—383 100—610
Статическое давление, кПа 1,1—3,8 0,7—3,5 0,6-3,1 0,9—3,2
Максимальный статиче- ский к. п. д. 0,8 0,81 0,81 0,81
Масса, т 9 11,3 41 | —
ной каналы, шиберы и ляды, лебедки для их перемещения, диф-
фузоры вентиляторов, контрольно-измерительную аппаратуру.
Шибер — плоская задвижка в воздухопроводе, перемещаю-
щаяся в направляющих перпендикулярно движению воздушного
потока. Ляда — заслонка дверного типа, перекрывающая ка-
нал воздухопровода. Ляды часто устанавливают в надшахтных
зданиях. Диффузор — расширяющаяся короткая труба на
выходе струи из вентилятора, служащая для снижения скорости
и возможности ее реверсирования.
Подводящий канал соединяет вентиляционную установку со
стволом шахты. Скорость движения воздуха по каналу прини-
мают не более 15 м/с. Канал состоит из прямого участка и от-
ветвлений к рабочему и резервному вентиляторам. К каналу
подключают аппаратуру для измерения расхода воздуха и деп-
рессии. Обводной канал предназначен для реверсирования воз-
душной струи. Он соединяет выходную часть диффузора с под-
водящим каналом. Установка имеет один или два обводных ка-
нала.
Над устьями стволов возводят надшахтные здания. Стены их
обкладывают кирпичом или обшивают листовой сталью, пере-
крытие — бетонное. Сообщение здания с атмосферой или выра-
347
Рис. 14.7. Деревянные одностворчатая (а), двустворчатая (б) и комбини-
рованная (в) вентиляционные двери:
1 — шпала; 2—порог; 3 — рельс; 4 — фартук," 5 — болт; 6 — бетонит; 7 — стальная по-
лоса; 8 — брусчатая дверь; 9 — дверной косяк
ботками с различным давлением воздуха осуществляют через
шлюз—часть воздухопровода, канала или выработки (в под-
земных условиях), перекрываемая с двух сторон перемычками
с дверьми, лядами или шиберами. Шлюз служит для последова-
тельного сообщения с зонами различного давления. Если ствол
предназначен только для целей вентиляции, на устье возводят
глухие перемычки или перемычки с лядами. При примыкании
канала вентилятора к наклонному стволу, служащему для тран-
спортирования грузов, на устье сооружают шлюзы. Устья ство-
лов, предназначенных для подъема грузов, изолируют от атмос-
феры каналами с шиберами, шлюзами, герметизацией надшахт-
ного здания.
Вентиляционная перемычка служит для прекраще-
ния движения воздуха по выработке. Перемычки бывают вре-
менные и постоянные, глухие и с вентиляционными дверями.
Временными перемычки изготовляют из парусины, досок,
шлако- и стекловаты. Постоянные перемычки сооружают из де-
рева (чураковые и брусчатые), кирпича, шлакоблоков и бетона.
Эти перемычки возводят в выработках, испытывающих большое
348
а
Рис. 14.8. Типы кроссингов:
а — трубчатый; б — перекидной мост; в — обходная выработка,; 1 — канал с попе-
речной струей воздуха; 2— выработка с пересекающейся продольной струей; 3 — шлюз
из двух вентиляционных перемычек с дверьми
горное давление. При ликвидации аварий используют надувные
и парашютные перемычки.
Для предупреждения короткого замыкания вентиляционных
струй в выработках устраивают шлюзы из перемычек с две-
рями. Перемычка имеет двери, открывающиеся против давления
349
Воздуха. Двери устанавливают во всех типах перемычек—ка-
менных, бетонных и чураковых. Для самозакрывания дверей
дверную раму устанавливают с наклоном около 80°, применяют
противовесы, пружины. Вентиляционные двери бывают одно-
створчатые и двустворчатые (рис. 14.7, а, б). В одностворчатых
дверях устраивают специальную дверь шириною не менее 0,7 м
для прохода людей. В местах проявления горного давления
дверные рамы в перемычках устраивают накладными (рис.
14.7, в).
Для регулирования распределения воздуха в вентиляцион-
ную дверь встраивают окно с заслонкой.
Кроссинг (воздушный мост) — устройство, позволяющее
изолировать друг от друга пересекающиеся воздушные струи.
На рис. 14.8 приведены основные типы кроссингов. Для сниже-
ния аэродинамического сопротивления на входе воздуха в крос-
синг сооружают сужающийся коллектор, а на выходе — расши-
ряющийся диффузор.
Замерные станции служат для измерения скорости
движения воздушной струи и (м/с) в поперечном сечении выра-
боток с известной площадью S3.c (м2). После измерения скоро-
сти движения воздуха находят его расход (м3/мин) по формуле
QB = 60uS3. с.
Замерные станции размещают на прямолинейных участках
выработок на исходящих и поступающих вентиляционных струях
шахты, крыла, пласта, горизонта и каждого действующего за-
боя. В длинных выработках с рассредоточенными утечками за-
мерные станции располагают через 500 м и более. Станция дол-
жна находиться на участке выработки длиной не менее 10—15 м
с выдержанной площадью поперечного сечения и крепью, плотно
прилегающей к породам.
При устройстве замерной станции участок выработки длиной
4—6 м по бокам и кровле тщательно обшивают обструганными
досками так, чтобы обеспечить плавные вход воздуха в станцию
и выход из нее и исключить прохождение воздуха между обшив-
кой и стенкой выработки.
КОНТРОЛЬНЫЕ ВОПРОСЫ
1. Каков характер изменения давления воздуха в выработках с ростом
глубины горных работ?
2. Какие бывают типы потоков воздуха в шахте?
3. Расскажите о статическом и динамическом давлении в потоке при
движении шахтного воздуха.
4. Какие бывают режимы движения воздуха в выработках и каков кри-
терий их устойчивости?
5. В чем заключается пульсация воздушного потока в выработке?
6. Укажите факторы, определяющие аэродинамическое сопротивление и
единицу его измерения.
350 .
7. Что такое коэффициент аэродинамического сопротивления выработок?
8. Каковая зависимость депрессии на преодоление местных сопротивлений
от скорости потока?
9. Каковы сопротивление сети, расход воздуха и депрессия при после-
довательном соединении выработок.
10. Каковы сопротивление сети, расход воздуха и депрессия при парал-
лельном соединении выработок.
11. Какие бывают вентиляционные установки и каково влияние на их
работу естественной тяги?
12. Укажите особенности последовательной и параллельной работы вен-
тилятора на единую вентиляционную сеть.
13. Расскажите о назначении вентиляционных устройств.
ЗАДАЧИ
1. Рассчитайте статическое давление воздуха в шахте иа глубине 1200 м,
если атмосферное давление равно 99 кПа, а температура в выработке 30 °C.
2. Определите число Рейнольдса в выработке круглого поперечного се-
чения диаметром 2 м при скорости воздушного потока 12 м/с и темпера-
туре 18 СС.
3. Оцените депрессию выработки с аэродинамическим сопротивлением
3,2 Н • с2/м8 при расходе воздуха 600 м3/мин.
4. Рассчитайте аэродинамическое сопротивление откаточного штрека, за-
крепленного арочной крепью, с площадью поперечного сечения в свету 12 м2,
периметром 17 м, длиной 800 м, если коэффициент аэродинамического сопро-
тивления равен 1,6-10-*3 Н-с2/м4.
5. Оцените эквивалентное отверстие шахты, если при расходе воздуха
300 м3/с депрессия вентиляционной сети составляет 2,5 кПа.
6. Определите общее сопротивление параллельно соединенных бремсберга
и двух ходков, если сопротивление каждой выработки составляет 10,8 и
5 Н • с2/м8.
7. Рассчитайте количество воздуха, проходящее через замерную станцию
с трапециевидной формой поперечного сечения (высота 2 м, ширина поверху
2,5 м и понизу 3,3 м), если измеренная скорость его движения составляет
1,8 м/с.
15. ВЕНТИЛЯЦИЯ ГОРНЫХ ВЫРАБОТОК
15.1. ВЕНТИЛЯЦИЯ ТУПИКОВЫХ ВЫРАБОТОК
Тупиковые выработки возникают при проведении одиночных
вскрывающих, подготавливающих и нарезных выработок или
при совместном проведении параллельных спаренных вырабо-
ток на их отрезках между последней сбоечной печью и забоем.
Схема вентиляции тупиковой выработки может быть сквозной и
принудительной. При сквозной схеме воздух в тупиковую выра-
ботку подают за счет общешахтной депрессии путем сооружения
перегородок. Принудительная схема характеризуется подачей
воздуха в тупиковый забой вентилятором местного проветрива-
ния (ВМП). Ее применяют на всех газовых шахтах с оборудо-
ванием тупиковых выработок резервными ВМП.
Для принудительной вентиляции тупиковых выработок при-
меняют нагнетательный, всасывающий и комбинированный
351
Т а б л и ц а 15.1
Показатели Центробежные вентиляторы
ВМЦ-6 ВМЦ-8 ВМЦ-10
Подача воздуха, м3/с • 1,7—9 2—11 6—28
Давление в зоне промышленного ис- 1,6—7 1,4—8,8 3,7—10
пользования, кПа Максимальный к. п. д. 0,79 0,77 0,77
Мощность электродвигателя, кВт 55 75 250
Масса, т i,l 1.6 4.6
* Имеют пневмопривод.
способы (рис. 15.1). В газовых шахтах используют только наг-
нетательный способ, в негазовых — все указанные. Вентиляторы
местного проветривания по принципу действия бывают центро-
бежные и осевыеЛ В табл. 15.1 приведена характеристика неко-
торых ВМП, применяемых в угольных шахтах.
Для проветривания весьма протяженных тупиковых вырабо-
ток применяют вентилятор ВМЦГ-7 с подачей 7 м3/с и напором
до 9 кПа.
IВентилятор местного проветривания устанавливают в выра-
ботке со свежей струей воздуха на расстоянии не менее 10 м
от исходящей струи (см. рис. 15.1). К ВМП подают за счет об-
щешахтной депрессии такое количество воздуха, чтобы при его
работе оставалось не менее 30 % свежего воздуха, проходящего
мимо вентилятора к исходящей струе. Последнее необходимо во
избежание повторной циркуляции воздуха между вентилятором
и забоем по замкнутому кругу (рециркуляции), что может при-
вести к загазированию выработки. К()оме того, скорость движе-
ния воздуха (м3/с) в проветриваемой выработке должна удов-
летворять условию
(Q—Qb)/5b > 0,25,
где Q, Qb — расход воздуха соответственно в проветриваемой
выработке и нагнетательном трубопроводе, м3/с; SB — площадь
поперечного сечения выработки, свободная для прохода воз-
духа, м2; 0,25—минимальная по ПБ скорость движения струи
в тупиковых выработках газовых шахт, м/с.
При нагнетательном способе используют гибкие вентиляци-
онные трубы. В качестве материалов для их изготовления при-
меняют хлопчатобумажную ткань чефер, лавсанохлопковую
ткань или текстовинит с покрытием из негорючей резины или
полихлорвинила. Трубы выпускают диаметром 0,4; 0,5; 0,6; 0,8
и 1 м. Длина основного звена трубы при диаметре до 0,6 м со-
352
Осевые вентиляторы
вод-пп BM-4 BM-12 ВМП-5* ВМП-6*
7—33 1,1—3,9 0,81 125 4,6 0,7—2,5 0,8—1,5 0,54 4 0,16 10—32 0,8—3,7 0,66 110 2,3 1,2—4,2 0,5—2,1 0,29 0,17 2,4—8 0,5—2,8 0,33 0,27
ставляет 20 м, при диаметре более 0,6 м и разменном звене, на-
вешиваемом в забое, — соответственно 10 и 5 м. Звенья соеди-
няют хомутами и пружинными кольцами. Применяют также
стеклопластиковые трубы. Аэродинамическое сопротивление вен-
тиляционной трубы диаметром 0,8 м и длиной 1 км в зависимо-
сти от материала, из которого она изготовлена, колеблется от
170 до 280 Н-с2/м8.
При всасывающем и в редких случаях при нагнетательном
способе применяют жесткие вентиляционные трубы, которые из-
готовляют из листовой стали толщиной 2—2,5 мм. Трубы имеют
диаметр 0,3—1 м и более, длину звена — 2,5—4 м. Звенья сое-
диняют болтами, укрепленными на фланцах с прокладками. От-
ставание вентиляционных труб от забоя в газовых шахтах не
должно превышать 8 м, в негазовых— 12 м.
Достоинствами нагнетательного способа проветривания ту-
пиковых выработок является подача в забой деятельной струи
воздуха, сравнительно небольшая масса вентиляционных труб
и невысокая трудоемкость их монтажа. Существенным недостат-
ком является удаление газов и пыли из забоя непосредственно
по выработке, где работают люди, машины и механизмы.
При использовании всасывающего способа по всей длине
выработки создается более чистая воздушная среда.
Расчет расхода воздуха для проветривания тупиковых под-
готовительных выработок производят по газовыделению, рас-
ходу ВВ, числу работающих людей>, минимальной скорости
движения воздуха и тепловому фактору. Расчет по метановыде-
лению в подготовительную выработку основан на предваритель-
ном определении составляющих газового баланса. На основе
прогнозных и фактических данных о метанообильности сосед-
них выработок находят метановыделения в призабойное прост-
ранство выработки из пласта и находящегося в забое отби-
того угля /3 (м3/мин), из обнаженных поверхностей пласта
12 Заказ № 758 353
Рис. 15.1. Нагнетательный (а, г, д), всасывающий (б) и комбинированный
(в) способы вентиляции тупиковых выработок при использовании одного
(а, б) и нескольких (в, г, д) вентиляторов местного проветривания:
1 — нагнетательные вентиляторы; 2 — нагнетательный трубопровод; 3 — всасывающие
вентиляторы; 4 — всасывающие трубопроводы
в выработке /Пов (м3/мин) и из транспортируемого по выработке
угля /о. у (м3/мин). При этом учитывают природную метанонос-
ность пласта, остаточную метаноносность отбитого угля, ско-
рость подвигания забоя, условия фильтрации метана из пласта
в выработку и степень дегазации призабойной зоны.
354
Расход воздуха (м3/мин) для вентиляции забоя подготови-
тельной выработки, проводимой комбайном,
Оз. п = 100/з/(Сис Л>),
а для вентиляции всей выработки
Овыр - 100 (/з + /
пов
Лэ. у)/(^ис Л)Л
где Сис, Со — концентрация метана соответственно в исходящей
и поступающей вентиляционных струях, %.
При проведении выработки буровзрывным способом в газо-
вых шахтах расход воздуха по фактору метановыделения
(м3/мин) находят по формуле
___ т
3‘п “ kc
________71/щах________
SZ3. т (Сис со) *4“ 187шах
где Sn — площадь поперечного сечения выработки в проходке,
м2; /3. т — расстояние от конца вентиляционного трубопровода
до забоя, для газовых шахт /З.т<^8 м, для негазовых /3. т^12м;
/max — максимальное метановыделение в забой после отбойки
угля, м3/мин; kc — коэффициент использования струи, при $п<
<10 м2 &с=1, при 5п^10 м2 &с=0,8.
Для разбавления газов, образующихся в забое при ведении
взрывных работ, расход воздуха (м3/мин) определяют по фор-
муле
Qs. п —
А^
ут
Уг52Л*обв
где Vr — объем токсичных газов, образующихся после взрыва
ВВ, л, Vr= 100 Ву + 40 Вп (Ву, Вп — расход ВВ на отбойку соот-
ветственно угля и породы, кг); /к — критическая длина тупико-
вой выработки от забоя, при которой содержание токсичных
газов в воздухе становится ниже допустимых норм, м, в случае
больших расходов ВВ значение 1К может превышать длину вы-
работки /в, тогда принимают ZK = /B; &обв— коэффициент обвод-
ненности выработки, АОбв=0,3-т-0,8; tn — время, необходимое для
снижения концентрации токсичных газов до установленных
норм при проветривании забоя после взрывания, мин; kyT —
коэффициент утечек воздуха в вентиляционных трубах.
При использовании гибких вентиляционных труб типа МУ
с длиной звена 20 м коэффициент утечек зависит от длины тру-
бопровода:
Lro, м .................... 100 200 300 400 500 1000 1000
Аут......................... 1,07 1,14 1,19 1,25 1,30 1,54 2,63
12»
355
Расход воздуха по числу людей в подготовительной выра-
ботке (м3/мин) рассчитывают по формуле
Qs. П = 6/1ч,
где пч — наибольшее число людей, одновременно работающих
в подготовительной выработке.
Расход воздуха по минимальной скорости движения его по
всей длине выработки (м3/мин) рассчитывается по формуле
Qs. П = бОЦтНп^П»
где umin—минимальная скорость движения воздуха в выра-
ботке, м/с.
Подача вентилятора местного проветривания (м3/мин)
Qb kyrQs. п-
Расход воздуха в тупиковой выработке по условию обеспе-
чения температуры шахтной атмосферы (м3/мин), соответствую-
щей нормам, рассчитывают по формуле
Qs. п — 0общ/[6ОСуд (^Н А1) Рв],
где 0общ — общее тепловыделение в выработку, кДж/ч; суд—
удельная теплоемкость воздуха, кДж/(кг- К); tn — температура
воздушной струи, соответствующая нормам ПБ (не более
299,2 К); — температура поступающей в выработку струи, К;
рв — плотность воздуха в выработке, кг/м3.
Депрессия вентилятора hB (Па) складывается из статиче-
ского hc и динамического /гд давлений (Па) и потерь давления
на местные сопротивления hM (Па):
hB = Ьд -f- her -f- Am*»
Ьд = -RrQshyT» her — Pet^ /2, hM = 2 £рв^м/ 2,
где Rr — аэродинамическое сопротивление трубопровода,
Н*с2/м8; v — средняя скорость движения воздуха на выходе из
трубопровода, м/с; vM — скорость движения воздуха перед ме-
стным сопротивлением, м/с; g — коэффициент местного сопро-
тивления, для поворотов воздухопровода, отводов от него и
тройников значение коэффициента принимают равным 0,2—0,4.
15.2. СХЕМЫ ВЕНТИЛЯЦИИ ВЫЕМОЧНЫХ УЧАСТКОВ
При расчетах вентиляции род выемочным участком пони-
мают один или несколько последовательно проветриваемых
очистных забоев с прилегающими к ним выемочными выработ-
ками и выработанными пространствами.
Под схемой вентиляции выемочного участка понимают опре-
деленный порядок распределения и направления движения
356
Рис. 15.2. Схемы вентиляции выемочных участков:
I—16 — номера схем
воздуха в очистных и выемочных выработках с учетом степени
разбавления вредностей (метана, пыли, высоких температур).
В зависимости от взаимного расположения воздухоподающих,
воздухоотводящих и очистных выработок различают [/-образ-
ные, Z-образные, V-образные и //-образные схемы вентиляции
выемочных участков (рис. 15.2). Латинские буквы в схеме по
своему начертанию указывают направление свежих и исходя-
щих струй и расположение выработок.
По обособленности разбавления вредностей различают по-
следовательное, частичное и полное их разбавление. При по-
следовательном разбавлении источников метановыделения воз-
душная струя в пределах выемочного участка не подсвежается
и в ней постепенно накапливается метан или другие вредности.
К схемам с последовательным разбавлением вредностей отно-
сятся схемы 1-[/, 2-V, 3-Z, 4-/7. Частичное разбавление источни-
ков заключается в подаче подсвежающей струи к части (од-
ному-двум) источников вредностей схемы 5-V, 6-V, 7-V, S-V,
14-Z. К схемам с полным разбавлением источников вредностей
относят участки с подачей подсвежающих струй ко всем источ-
никам вредностей (схемы от 9-Н до 13-Н, а также 15-Н и
16-Н). Приведенные схемы справедливы при отработке пласта
по простиранию, падению и восстанию.
По направлению отвода исходящей из очистного забоя струи
воздуха различают схемы вентиляции на массив угля, на вы-
работанное пространство и комбинированные. К первым схе-
мам относятся схемы 4-U, 6-V, S-V, 10-Н, 12-Н, 14-Z, 16-Н,
ко вторым —/-(У, 3-Z, 5-Z, 7-V, 9-Н, 11-Н, 13-Н, 15-Н, к тре-
тьим — 2-V.
По взаимному направлению свежей и исходящей струй воз-
духа схемы вентиляции выемочных участков делят на возврат-
ноточные, прямоточные и совместные. К первым относятся
схемы 1-U, 4-U, 5-U, 8-V, 9-Н, 12 Н, 13-Н, 16-Н, ко вторым —
3-Z, 6-V, 7-V, 10-Н, 11-Н, 14 Z, 15-Z, к третьим —2-V.
Большое значение на аэродинамику выемочного участка ока-
зывают выработанные пространства, которые являются коллек-
тором метановоздушной или углекислотовоздушной смесей, ис-
точником выделения тепла от самонагревания и возгорания
угля и областью утечек или притечек воздуха. Различают шесть
основных схем включения выработанного пространства в венти-
ляционную сеть выемочного участка:
возвратноточная схема проветривания с расположением вен-
тиляционной (воздухоотводящей) выработки в выработанном
пространстве при отсутствии заметных утечек и притечек воз-
духа по длине лавы;
возвратноточная схема с расположением вентиляционой вы-
работки в выработанном пространстве при наличии притечек
воздуха в лаву;
358
возвратноточная схема с расположением вентиляционной вы-
работки в выработанном пространстве при наличии утечек воз-
духа из лавы в выработанное пространство;
прямоточная схема с расположением вентиляционной выра-
ботки в массиве угля;
прямоточная схема с расположением вентиляционной выра-
ботки в выработанном пространстве;
возвратноточная схема с расположением вентиляционной
выработки в массиве угля.
По фактору выноса метана утечками на вентиляционный
штрек, миинуя очистной забой, полезна схема 1-U. Однако при
значительном газовыделении из выработанного пространства
она требует резкого увеличения подачи воздуха в забой, что не
всегда возможно.
Более эффективной в отношении уменьшения метановыделе-
ния из выработанного пространства является возвратноточная
схема с расположением вентиляционной выработки в массиве
угля (4-U). Недостатком схемы является необходимость остав-
ления короткого (3—5 м) тупика в вентиляционной выработке
на сопряжении с очистным забоем, служащего местом образо-
вания повышенных концентраций метана.
Достаточно эффективны прямоточные схемы с подсвежением
исходящей струи воздуха (6-V) и обособленным разбавлением
источников вредностей (15-Н). Их недостаток — необходимость
в одновременной эксплуатации трех-четырех выемочных выра-
боток для одного очистного забоя.
Расход воздуха (м3/мин) для вентиляции очистного забоя
по фактору метановыделения или углекислого газа находят по
формуле
Qo. з= 102/л/(сд—с0),
где 1Л — газовыделение в очистную выработку м3/мин; сА —
максимально допустимая концентрация газа в исходящей струе,
%; с0 — концентрация газа в свежей струе воздуха, %.
По фактору разбавления газов при ведении взрывных работ
в очистном забое расход воздуха (м3/мин) определяют по фор-
мулам:
для протяженного забоя
Qn = (34//п) VBF;
для короткого забоя (выемочной камеры)
QK=[liWn)]3/BV\
где tn — продолжительность проветривания забоя по усло-
виям технологического цикла очистных работ, мин; В — коли-
чество одновременно взрываемого ВВ кг; V — минимальный
359
проветриваемый объем выработки, м3; Ат— коэффициент турбу-
лентности диффузии свободной струи в камере, Ат = 0,3ч-0,9.
Расход воздуха (м3/мин) по максимальному числу людей,
одновременно работающих на выемочном участке, определяют
по формуле
Qo. з — бПл •
Расход воздуха по пылевому фактору (м3/мин) находят из
выражения
Qo. з == бОУоПТ^о. з»
где иОпт — оптимальная скорость движения воздуха в выра-
ботке по выделению пыли, м/с; So. з — площадь поперечного
сечения очистного забоя, свободная для прохода воздуха, м2.
Расход воздуха для проветривания выемочного участка
(м3/мин) при схемах с обособленным разбавлением вредностей
определяют по формуле
Qy4 — Qo 3kyT, в Ч- Од,
где Аут. в — коэффициент утечек воздуха через выработанное
пространство, Аут. в= 1,2-г-1,85; — дополнительный расход
воздуха для обособленного разбавления метана, выделяюще-
гося из выработанного пространства и отбитого угля, м3/мин,
при последовательном разбавлении источников метановыделе-
ния 9д=0.
В тех случаях, когда отношение абсолютной метанообиль-
ности участка /уч (м3/мин) к метановыделению в забое /о.з
(м3/мин) превышает коэффициент утечек, расход воздуха на
участке (м3/мин) определяют по формуле
Qy4 = Qo. з^уч//о. 3*
15.3. СХЕМЫ И СПОСОБЫ ВЕНТИЛЯЦИИ ШАХТ
Схема вентиляции шахты — определенный порядок
распределения и движения воздуха по горным выработкам, обу-
словленный взаимным расположением забоев, выемочных и дру-
гих выработок и вентиляционных сооружений.
На угольных шахтах применяют следующие схемы венти-
ляции: центральную, характеризующуюся расположением
воздухоподающего и воздухоотводящего стволов в центре шахт-
ного поля илу одного (двух) в центре, а другого у верхней гра-
ницы посредине шахтного поля; фланговую, отличающуюся рас-
положением стволов как в центре шахтного поля, так и на его
флангах, главным образом, у верхней границы; комбинирован-
ную, имеющую элементы как центральной, так и фланговой
схем; секционную,
360
Центральную схему в соответствии с расположением вспо-
могательного ствола, служащего, как правило, для отвода ис-
ходящей струи воздуха, делят на центрально-сдвоенную и цен-
трально-отнесенную схему вентиляции шахты.
При фланговой схеме различают участковую, групповую и
крыльевую подсхемы вентиляции шахты. Отличительным при-
знаком подсхемы является отвод исходящей из выемочного
участка струи отдельно в общую исходящую струю шахты,
в групповую участковую выработку или в одну выработку, об-
щую для всего крыла.
Фланговые и комбинированные схемы вентиляции приме-
няют на газовых шахтах с большими размерами шахтных по-
лей и высокой производственной мощностью.
При разделении шахтного поля на блоки применяют секци-
онную схему вентиляции, которая предусматривает самостоя-
тельное проветривание каждого блока. Для этого воздухопо-
дающий и воздухоотводящий стволы закладывают в каждом
блоке. Обычно в одном блоке применяют центрально-отнесен-
ную и реже фланговую схемы вентиляции.
Вентиляционная сеть шахты состоит из вентиляционных
участков. Каждый вентиляционный участок представляет собой
систему вентиляционных струй и утечек воздуха, которые омы-
вают забои, выработанные пространства и образуют в совокуп-
ности обособленную схему вентиляционных ветвей, ограничен-
ную едиными точками разделения и слияния с общешахтными
струями. В соответствии с применяемыми способами подготовки
шахтного поля, системами разработки и направлением свежей
или исходящей струи воздуха по главным и участковым выра-
боткам различают следующие схемы вентиляции шахт с выде-
лением некоторых характерных вентиляционных участков (рис.
15.3):
v/— центрально-отнесенная с согласным направлением воз-
душных струй по панельным наклонным выработкам, в ко-
торых свежий и отработанный воздух движется в одном на-
правлении;
с II — центральная со встречным направлением струй по па-
нельным наклонным выработкам;
III — центральная при погоризонтной подготовке и отра-
ботке столбов лавами, подвигаемыми по падению или восста-
нию пласта;
IV — центрально-отнесенная при этажной подготовке, разде-
лении этажа на подэтажи и отработке полей на промежуточные
бремсберги или скаты;
V — комбинированная при вскрытии пластов этажными
квершлагами и системе разработки лава-этаж;
VI — центрально-отнесенная при щитовой системе разра-
ботки мощных крутых пластов;
361
Рис. 15.3. Схемы вентиляции шахт и вентиляционных участков
VII — комбинированная при разработке мощных пологих
пластов с разделением на слои;
’ VIII— центрально-отнесенная при разработке пластов на-
клонными слоями (с выемкой их короткими полосами по про-
стиранию) и поперечно-наклонными слоями.
Встречаются и другие варианты схем вентиляции шахтных
полей.
362
Ко всем схемам и вариантам схем вентиляции шахт предъ-
являют требования: максимальное использование для провет-
ривания транспортных и вспомогательных выработок; разделе-
ние воздушных потоков на максимально возможное число па-
раллельных ветвей; вентиляция очистных и подготовительных
забоев, а также других мест работы обособленными струями;
минимальное число регулирующих вентиляционных устройств;
исключение подачи свежего воздуха по скиповым и наклонным
стволам и выработкам, оборудованным конвейерным транспор-
том, в шахтах, опасных по пыли; недопущение отвода исходя-
щей струи воздуха через завалы и обрушения; соблюдение
норм содержания в шахтной атмосфере газов и пыли, влаги и
температуры воздуха.
Способы вентиляции шахт характеризуют подачу
воздуха в выработки. Способы вентиляции бывают всасываю-
щий, нагнетательный и комбинированный (нагнетательно-вса-
сывающий).
Выбор способа вентиляции шахты зависит от необходимой
подачи воздуха при установленной депрессии, утечек, управ-
ляемости воздухораспределеннем в шахте, устойчивости совме-
стной работы вентиляторов, склонности углей к самовозгора-
нию; надежности и управляемости реверсирования вентиляци-
онных струй.
Всасывающий способ применяют на газообильных шахтах
при всех схемах вентиляции. Не рекомендуют его использова-
ние при наличии аэродинамической связи выработок с поверх-
ностью через зоны обрушений.
Нагнетательный способ применяют при проветривании верх-
них горизонтов шахт, расположенных близко к поверхности, не-
больших газовыделении и аэродинамическом сопротивлении
сети выработок, наличии аэродинамической связи выработок
с поверхностью.
Комбинированный способ применяют при большом аэроди-
намическом сопротивлении выработок шахты, наличии аэроди-
намической связи выработок с земной поверхностью, разра-
ботке пластов угля, склонного к самовозгоранию.
15 4. РАСЧЕТ РАСХОДА ВОЗДУХА ДЛЯ ВЕНТИЛЯЦИИ ШАХТЫ
Фактическая подача воздуха в шахту должна обязательно
соответствовать расчетной.
Расчет расхода воздуха для вентиляции шахты (м3/мин)
производят по формуле
Qui = 1,1 (^a^Qyq + SQn. В + SQo. в + SQn. л SQx + SQyT),
где ka — коэффициент, учитывающий возможное увеличение
добычи угля, SQy4, SQn в, SQo.B, 2С?п.л, SQk —
363
расходы воздуха соответственно для вентиляции всех выемоч-
ных участков, подготовительных выработок, обособленно про-
ветриваемых выработок, погашаемых очистных забоев и камер*,
м3/мин; SQyT — утечки воздуха; m3/mhhl<
Методы определения расхода воздуха для вентиляции тупи-
ковых выработок и очистных забоев изложены выше. Расход
воздуха в обособленно проветриваемых выработках опреде-
которых она
вентиляцион-
число одно-
ляют в соответствии с тем видом работ, для
служит.
Расход воздуха для погашаемых в пределах
кого участка лав (м3/мин) находят по формуле
2Qn. л = &кОуч*
где kK — суммарный коэффициент, учитывающий
временно работающих лав в пределах вентиляционного уча-
стка, число разрабатываемых в свите пластов и число одновре-
менно действующих и проветриваемых одним вентилятором уча-
стков, Ак = 0,18ч-0,85.
Расход воздуха на проветривание камер (м3/мин)
т. к
" Чк — Чв. м i Чт. к I Ча. к»
где QB. м — расход воздуха для вениляции склада ВМ, м3/мин,
Qbm=0,07 Vc (Vc — объем выработок склада ВМ, м3); Q
расход воздуха на проветривание камер с установленными
в них трансформаторами и другим электрооборудованием,
л
м3/мин, Qt. к = 50 У Ni (1 — тц) k3. f/(26—/в) (n — число одновре-
i=l
менно работающих электроустановок в камере; /V* — мощность
i-й установки, кВт; тр — к. п. д. i-й установки; k^.i— коэффи-
циент загрузки i-й установки в течение суток; /в — максималь-
ная температура поступающего в камеру воздуха, °C); Qa. к—
расход воздуха для камер, предназначенных для зарядки ак-
кумуляторных электровозов, м3/мин, Qa. к = 30Лэла (Лэ—коэф-
фициент, учитывающий тип применяемых электровозов, для
электровоза 4,5АРП-2М 6э=0,6, АРП-7 k3— 1,4ч-1,5, АРП-14
6Э=2,3; Па — число одновременно заряжаемых аккумуляторных
батарей).
^Расход воздуха на внутришахтные утечки находят путем
суммирования утечек на вентиляционных участках, в парал-
лельных выработках и околоствольном дворе.
Значение Qm должна удовлетворять условию разбавления
постоянно выделяющихся газов (метана или углекислого газа)
в шахте:
Qin 133 (2/yq -р 2/П. В “h 2/В. П + 2/о. в) J
где 27уч, 2/п. в, 27в. п, 2/о. в — суммарное абсолютное газовыде-
ление с учетом его неравномерности соответственно на выемоч-
ных участках, во вскрывающих, подготавливающих и нарезных
выработках, из старых выработанных пространств и обособ-
ленно проветриваемых выработок, м3/мин.
По известному значению Qm находят требуемую подачу вен-
тилятора главного проветривания (м3/мин):
где ЛуТ. в — коэффициент внешних утечек воздуха, в стволах
или шурфах, не используемых для подъема, Лут, в=1,1, в клете-
вых стволах Лут, в=1,2, в скиповых стволах Лут. в=1,25, в шур-
фах, служащих для спуска материалов, ftyT. в=1,3.
При выборе вентилятора по значению QB предусматривают
20 %-нь1Й запас по подаче воздуха. .
15.5. РАСЧЕТ ПАРАМЕТРОВ ВЕНТИЛЯЦИОННЫХ СЕТЕЙ
К параметрам шахтных вентиляционных сетей относят де-
прессию, расход воздуха, площадь поперечного сечения и аэро-
динамическое сопротивление выработок.
Для определения депрессии шахты строят графическую рас-
четную схему вентиляции, где указывают все направления дви-
жения воздуха. Схему строят на такой период развития горных
работ, когда депрессия сети максимальна.
За депрессию шахты принимают максимальную депрессию
направления. Максимальная депрессия шахты ограничена
2,9 кПа, а для сверхкатегорных шахт по метану и шахт про-
изводственной мощностью 4000 т/сут и более — 4,4 кПа, для
шахт, разрабатывающих мощные пласты с углем, склонным
к самовозгоранию,— 1,96 кПа.
Для каждого направления депрессию шахты (Па) подсчи-
тывают по формуле
где Лк. в — коэффициент учета потерь депрессии в канале вен-
тилятора и при повороте струи из ствола в канал, Лк. в=0,9;
Shn. н — сумма депрессий отдельных последовательно соединен-
ных выработок ветви данного направления, Па; Лм. с— коэф-
фициент, учитывающий потери депрессии на местные сопротив-
ления за пределами вентиляционных участков, Лм. с=0,9; hB—
потери депрессии в воздухоохладителях при наличии системы
кондиционирования воздуха, Па.
Депрессию лавы (Па), закрепленной индивидуальной
крепью, рассчитывают по формуле
^оч — -RoqQ
2
оч,
365
где /?оч — общее аэродинамическое сопротивление движению
воздуха в лаве, Н-с2/м8; QO4 — расход воздуха в очистном за-
бое, м3/с.
Общее аэродинамическое сопротивление движению воздуха
в лаве
RO4 = [ 1,39 + 5,88 (Ьх + Ux)l/So4,
I »х и £вых — коэффициенты местного сопротивления соответ-
ственно на входе в лаву и выходе из нее, они зависят от опе-
режения лавы штреком, способа его поддержания, способа уп-
равления кровлей и отношения площади поперечного сечения
лавы и штрека у входа в лаву, изменяясь в пределах |вх=1ч-
~27 и £Вых = 1,5-4-20.
Аэродинамическое сопротивление лавы (Н-с2/м8), оборудо-
ванной механизированными передвижными крепями М-87УМЭ,
М-87УМП, М-87УМА и М-87ДГА,
/?оч — 0,029/очАп4,
где 10ч — длина очистного забоя, м; т — вынимаемая мощность
пласта, м.
Аэродинамическое сопротивление очистных выработок, обо-
рудованных механизированными комплексами, изменяется от
0,014 до 0,057 Н • с2/м8.
Расчет депрессии производят для каждой системы выработок
разрабатываемого пласта или вентиляционного участка. Ми-
нимальные и максимальные значения депрессии рассчитывают
на срок службы вентилятора (15—25 лет).
Расчет оптимальных площадей поперечного сечения выра-
боток производят в следующей последовательности. Сначала
находят допустимую депрессию направления по формуле
Лп. н = 0,9 (0,9Л—Лв),
где h — максимально допустимая депрессия вентиляционной
ветви шахты, Па; ftB— потери депрессии в воздухоохладите-
лях, Па.
Затем определяют расчетную депрессию направления:
Ло = ftn, Н ^04*
Из значения h0 исключают депрессию выработок, которые
имеют максимально возможное типовое сечение, найденное ис-
ходя из допустимой ПБ скорости движения воздуха.
После этого находят направление, по которому расчетные
депрессии выработок, общих для нескольких направлений, яв-
366
ляются максимальными. Для каждой выработки определяю-
щего направления рассчитывают параметры ц/, ф,» F,:
— Mr. вЗ^/(Мг. вЗ)тах>
ipi = O.TSjXf/p-mf п;
F^ — kakqk^hi ,
где мг. в — число одинаковых параллельных или повторяющихся
за весь период разработки во времени выработок с одними и
теми же или близкими значениями аэродинамических показа-
телей; 3i — затраты на проведение и поддержание i-й выра-
ботки, руб/м3; (мг. в3)тах — максимальное значение произве-
дения, Мг. вЗ; gmin — минимальное значение щ для какой-либо
выработки направления; Ла, kq, — коэффициенты пропор-
циональности, = 7,4-~ 15,2, Aq= l-r-10, 1 -г 8,2; fez = Zf/100
V» — длина ьй выработки).
Для определяющего направления находят значение кри-
терия
= 2F
гд&ЪРц — сумма параметров Fi выработок данного направ-
ления.
Такие же критерии находят для других направлений и рас-
полагают выработки в порядке убывания критерия g, начиная
с gmax. Определяют наивыгоднейшее распределение расчетной
депрессии по выработкам данного направления:
- F£/g/-
Площадь поперечного сечения выработок рассчитывают, ис-
ходя из полученного распределения депрессии
Полученные площади поперечного сечения выработок прове-
ряют по условиям размещения в них транспорта и принимают
типовые сечения, близкие к расчетным и удовлетворяющие
всем требованиям. В таком же порядке рассчитывают площади
поперечного сечения выработок других направлений.
Аэродинамическое сопротивление выработок определяют по
результатам депрессионных съемок. В каждой выработке не
реже одного раза в три года измеряют депрессию, расход воз-
духа и геометрические параметры выработки и по формуле й =
=/?Q2 находят ее аэродинамическое сопротивление. Для опре-
деления аэродинамического сопротивления выработок исполь-
зуют также эмпирические формулы.
367
КОНТРОЛЬНЫЕ ВОПРОСЫ
1. Какие бывают способы проветривания тупиковых выработок?
2. Какие требования предъявляются к работе ВМП, применяемого для
вентиляции тупиковой выработки?
3. Укажите факторы, принимаемые к учету при расчете расхода воздуха
для вентиляции тупиковых выработок.
4. Дайте определение и классификацию схем вентиляции выемочных уча-
стков.
5. Укажите основные схемы проветривания с включением выработанных
пространств в вентиляционную сеть участка.
6. Какие факторы принимаются к учету при расчете расхода воздуха для
вентиляции выемочных участков?
7. Дайте определение и укажите область применения схем вентиляции
шахт.
8. Какие бывают способы вентиляции шахт и какова область их исполь-
зования?
9. Дайте принципы расчета расхода воздуха для вентиляции шахты.
10. Укажите принципы выбора площади поперечного сечения выработок
по фактору вентиляции.
ЗАДАЧИ
1. Рассчитайте расход воздуха для вентиляции тупиковой выработки,
проводимой комбайном, если к ВМП подается воздух с концентрацией ме-
тана 0,3 %, в забое выделяется 5 м3/мин метана, из поверхности выработки
до 3 м3/мин, а метановыделение из отбитого угля составляет 40 % общего
метановыделения в забое.
2. Определите расход воздуха для разбавления газов, образующихся при
ведении взрывных работ в забое подготовительной выработки с площадью
поперечного сечения 20 м2, если на отбойку угля и породы затрачивается со-
ответственно 15 и 32 кг ВВ, критическая длина тупиковой части выработки
равна 80 м, коэффициент обводненности выработки 0,5, максимальная длина
става вентиляционных труб составляет 500 м. Продолжительность проветри-
вания забоя после взрывания 40 мин.
3. Рассчитайте расход воздуха для проветривания подготовительной вы-
работки по числу людей и минимальной скорости движения воздуха, если
в выработке одновременно работают до 18 чел., а площадь ее поперечного
сечення в свету 12 м2.
4. Определить метановыделение в очистной забой, если расход воздуха
по нему составляет 800 м3/мин, концентрация метана в исходящей струе
равна 0,9 %, а поступающей в забой — 0,2 %.
5. Оцените необходимый расход воздуха на проветривание выемочной
камеры, если ее максимальный объем составляет 1500 м3, одновременно
взрывают 35 кг ВВ, а продолжительность вентиляции забоя после взрывания
равна 0,5 ч.
6. Рассчитайте полный расход воздуха для проветривания выемочного
участка при следующих условиях: коэффициент утечек равен 1,7; на участке
действует источник метановыделения с дебитом 4 м3/мин, требующий обособ-
ленного разбавления до безопасной концентрации; для проветривания самого
очистного забоя требуется подавать 300 м3/мин свежего воздуха.
16. КОНТРОЛЬ И УПРАВЛЕНИЕ
ВЕНТИЛЯЦИЕЙ ШАХТЫ
16.1. КОНТРОЛЬ РАСХОДА И СКОРОСТИ ДВИЖЕНИЯ
ВОЗДУХА
На каждой шахте имеется участок вентиляции и техники
безопасности (ВТБ), в задачи которого входят постоянный кон-
троль за состоянием шахтной атмосферы, расходом воздуха по
шахте в целом и выработкам, их аэродинамическим состоя-
нием, соблюдением ПБ, охраной труда и ведение вентиляцион-
ной документации.
Контролируемыми параметрами в шахте являются скорость
движения, расход воздуха по выработкам и через вентиляторы,
содержание в шахтной атмосфере кислорода,, метана, углекис-
лого газа, оксидов углерода и азота, водорода, а также темпе-
ратура и влажность воздуха.
Расход воздуха определяют в выработках негазовых шахт,
шахт I и II категорий по газу и камерах не реже одного раза
в месяц, в выработках шахт III категории — не реже двух раз
в месяц, в выработках сверхкатегорных шахт и шахт, разраба-
тывающих опасные по внезапным выбросам пласты,— не реже
одного раза в декаду и в выработках шахт, разрабатывающих
пласты с углем, склонным к самовозгоранию,— два раза в ме-
сяц.
Контроль расхода воздуха осуществляют на исходящих
струях шахты, горизонта, пласта, крыльев шахты, выемочных
участков, очистных и подготовительных забоев, а также на по-
ступающих струях при последовательном проветривании забоев
или при выделении метана на пути движения этих струй, в ме-
стах их разветвления и у вентиляторов местного проветривания.
В этих же местах измеряют состав шахтного воздуха. Подачу
ВМП определяют один раз в месяц.
Расход воздуха (м3/мин) находят путем измерения средней
скорости его движения v (м/с) в поперечном сечении выра-
ботки с площадью S (м2):
Q = uS.
Скорость воздуха до значения 5 м/с определяют крыльча-
тым анемометром АСО-3, сверх 5 м/с — чашечным анемомет-
ром МС-13 (рис. 16.1). Вообще чашечный анемометр применим
для измерения скоростей движения воздуха в диапазоне от 1
до 20 м/с. При измерении скорости воздушной струи анемомет-
рами определяют скорость вращения крыльчатки или чашечек
под напором воздуха. Зная частоту вращения, по тарировоч-
ному графику, приложенному к каждому анемометру, находят
скорость потока, а затем и расход воздуха. При измерении
369
Рис. 16.1. Крыльчатый (а) и
чашечный (б) анемометры для
измерения скорости движения
воздуха
средней скорости воздуха анемометром обводят все сечение
выработки несколько раз обычно в течение 100 с.
В тех случаях, когда измерения анемометром производить
сложно, например, в канале вентилятора, скорость струи опре-
деляют косвенно путем измерения динамического давления по-
тока. В вентиляционный канал встраивают трубку Пито, под-
соединяют ее два шланга к микроманометру, измеряют дина-
мическое давление и по нему устанавливают скорость потока.
Для автоматического контроля скорости движения воздуха
в диапазоне 0,5—8 м/с в забоях и участковых выработках ис-
пользуют измеритель скорости ИСВ-1. Принцип его действия
заключается в бесконтактном (индуктивном) преобразовании
скорости вращения крыльчатки в электрический сигнал. Ап-
парат ИСВ-1 позволяет передавать информацию о скорости
воздушной струи на центральный диспетчерский пункт шахты.
Непрерывный автоматический контроль за скоростью дви-
жения воздуха осуществляют стационарным комплексом «Воз-
духу который наряду с этим автоматически сигнализирует
о недопустимом снижении расхода воздуха.
16 2. КОНТРОЛЬ СОДЕРЖАНИЯ ГАЗОВ
В ШАХТНОЙ АТМОСФЕРЕ
Содержание кислорода в шахтной атмосфере определяют
прибором ШИ-6 и химическим газоопределителем ГХ-6.
Прибор ШИ-6 представляет собой интерферометр, рабо-
тающий на принципе сдвига интерференционной картины опти-
ческого луча внутри прибора вследствие различной плотности
компонентов газовой смеси. Он позволяет измерять содержание
кислорода в воздухе в диапазоне от 5 до 21 % с точностью
±0,1 %.
Прибор ГХ-6 состоит из комплекта стеклянных трубок, ко-
торые содержат химически активное вещество, меняющее ок-
раску с белой на сине-зеленую при реакции с кислородом, и
аспирационного компактного насоса АМ-5, обеспечивающего
протяжку воздуха через трубку. В месте определения отбивают
запаянные концы трубки, вставляют ее в насос АМ-5 и протя-
гивают воздух.
По длине окрашенной части и тарировочной шкале опреде-
ляют объемную долю кислорода. Погрешность прибора до-
вольно высока (до ±1 %).
Контроль за непрерывным содержанием кислорода можно
осуществлять переносным сигнализатором СКП-1, который по-
дает аварийные звуковой и световой сигналы при снижении кон-
центрации кислорода до 19%.
Контроль за содержанием метана осуществляют во всех вы-
работках шахты и на поверхности, где он уже обнаружен или
может выделяться. Содержание метана в шахтном воздухе осу-
ществляют переносными ручными или стационарными автома-
тическими приборами.
Концентрация метана в газовых шахтах I и II категории
в забоях действующих тупиковых выработок, стволов, в исхо-
дящих вентиляционных струях из тупиковых и очистных выра-
боток и выемочных участков (при отсутствии автоматического
контроля) замеряется не менее двух раз в смену, в шахтах
III категории, сверхкатегорных и опасных по внезапным выбро-
сам— не менее трех раз в смену. Первый замер выполняют
в начале смены
Наиболее опасными местами скопления метана являются
тупиковые выработки. В указанных местах измерения произво-
дят не менее одного раза в смену работники ВТБ и инженерно-
технические работники шахты. В тех случаях, когда в тупико-
вых выработках, проводимых стволах и на выемочных участ-
ках установлены стационарные автоматические приборы
контроля содержания метана, концентрация метана измеряется
работниками шахты с помощью переносных приборов не реже
одного раза в сутки.
371
Измерение концентрации метана в выработках шахты про-
изводят переносными приборами эпизодического действия —
шахтными интерферометрами ШИ-10, ШИ-11 (рис. 16.2, а) и
ШИ-12 (рис. 16.2,6). Указанные приборы имеют автономные
источники питания электроэнергией и позволяют измерять со-
держание в воздухе метана и диоксида углерода в интервале
концентраций 0—6 % с погрешностью ±0,2 %.
При ведении горных, дегазационных и спасательных работ,
когда возникает необходимость в измерении высокой (до
100%) концентрации метана, используют интерферометр ШИ-7.
Допустимая погрешность прибора составляет ±4 %.
Действие интерферометров при определении метана и угле-
кислого газа основано на измерении смещения интерференцион-
ной картины относительно нуля неподвижной шкалы, видимой
в поле зрения окуляра. Интерференционная картина имеет
одну ахроматическую полосу, ограниченную двумя черными ли-
ниями с симметрично окрашенными краями. Перед спуском
в шахту интерферометр прокачивают свежим воздухом и левую
черную полосу интерферационной картины выставляют на нуль
шкалы прибора. При измерении концентрации метана в шахте
распределительный кран ставят в положение «СН4* и сжа-
тиями резиновой груши прокачивают воздух через прибор. Если
воздух содержит метан, то интерференционная картина смеща-
ется вправо вдоль отсчетной шкалы. Отсчет берут по той же
левой черной полосе интерференционной картины.
При измерении концентрации диоксида углерода распреде-
лительный кран интерферометра ставят в положение «СОг*.
Сжимая резиновую грушу, прокачивают через прибор воздух и
берут отсчет по той же левой черной полосе. Этот отсчет явля-
ется суммой содержания метана и диоксида углерода. Концен-
трацию диоксида углерода определяют по разнице между сум-
марным отсчетом и измеренной ранее концентрацией метана.
В выработках, где возможно превышение норм содержания
метана, (применяют переносные автоматические приборы кон-
троля его содержания — автоматические сигнализаторы метана
СШ-2 (рис. 16.3) и СММ-1, который определяет концентрацию
метана в диапазоне 0—3 %. Прибор подает прерывистые зву-
ковой и световой сигналы при достижении в воздухе предельно
допустимой концентрации метана. При дальнейшем увеличении
концентрации газа сигналы становятся непрерывными.
В шахтах применяют также непрерывно действующий авто-
матический сигнализатор метана СМС-1 («Маяк*), совмещен-
ный с головным светильником шахтера. Сигнализатор предна-
значен для предупреждения световым сигналом о возникнове-
нии на рабочем месте концентрации метана 2 % и более путем
мигания лампы светильника. Сигнализатор состоит из датчика,
расположенного на фаре головного светильника шахтера, элек-
372
Рис. 16.2. Шахтные переносные интерферо-
метры ШИ-11 (а) и ШИ-12 (б) для конт-
роля содержания в воздухе метана и угле-
кислого газа:
1 — штуцер для прокачивания воздуха* 2 — рас-
пределительный кран; 3 — окуляр; 4 — штуцер .с
фильтром; 5 — кнопка для переключения газо-
воздушной камеры; 6 — кнопка включения под-
светкой лампы; 7 — винт для настройки интер-
ференционной картины прибора на нулевое по-
ложение; 8 — крышка камеры с поглотительным
патроном
Рис. 16.3. Автоматический сигнализатор
метана СШ-2
тронного блока, аккумуляторной батареи и крышки. Принцип
его действия основан на беспламенном сжигании метана на
поверхности каталитически активного чувствительного элемента
с последующим преобразованием теплового сигнала в электри-
ческий. Сигнализатор имеет диапазон измерения концентрации
метана 0—3 %, время непрерывной работы без замены блока
питания до 10 ч. Он работает при температуре окружающей
среды 5—35 °C и запыленности атмосферы до 1 г/м3. Общая
масса сигнализатора со светильником 1,6 кг.
373
Гипроуглеавтоматизацией разработан сигнализатор метана
с цифровой индикацией «Сигнал-2». Прибор осуществляет авто-
матический непрерывный контроль содержания метана в воз-
духе в диапазоне 0—3 % при времени включения аварийной
сигнализации 20 с.
Аппаратуру автоматического контроля содержания метана
в горных выработках (АКМ) поставляют на шахты в виде са-
мостоятельных комплектов АМТ-3, АМТ-ЗУ и АМТ-ЗИ. Эта ап-
паратура относится к приборам стационарного типа и предна-
значена для использования в шахтах III категории по газу,
сверхкатегорных и опасных по внезапным выбросам угля и
газа.
Система \КМ состоит из термокаталитического датчика
ДМТ-ЗТ, выполненного в особо взрывобезопасном исполнении,
аппаратов сигнализации АС-ЗТ и АС-ЗУ и стойки приема изме-
рительной информации СПТ-ЗП. Стационарные автоматические
приборы контроля концентрации метана отключают подачу
электроэнергии к шахтным машинам и механизмам при кон-
центрации метана: в призабойных пространствах тупиковых вы-
работок и у полков в вертикальных стволах 2%; в исходящих
струях очистных выработок и выейочных участков 1,3%; в ис-
ходящих струях из тупиковых выработок и стволов, у пере-
движных электрических подстанций в тупиковых выработках и
в перекачных камерах водоотлива вертикальных стволов 1 %;
в поступающих струях выемочных участков и очистных вырабо-
ток, перед ВМП с электрическими двигателями 0,5%; в слое-
вых и местных скоплениях метана в погашаемых за подвига-
нием лавы тупиках вентиляционных выработок 2%.
Разработана система АКМ типа «Метан», состоящая из
анализаторов концентрации метана АТ-1, АТВ-1, АТЗ-1, АТВ-3.
Она позволяет наряду с осуществлением непрерывного кон-
троля концентрации метана обозначать телемеханическую ин-
формацию на показывающих приборах и передавать ее подси-
стемам телемеханики. Верхний предел измерения концентрации
метана системой «Метан» 2,5%, предел ее погрешности
±0,3%.
~В выработках в местах с невысокой скоростью воздушной
струи и интенсивного (например, суфлярного) выделения ме-
тана образуются местные скопления. Правила безопасности
запрещают иметь концентрацию метана в местных скоплениях
2 % и более. Разновидностью местных скоплений метана явля-
ются слоевые. Под ними понимают скопления метана у кровли
выработки с концентрацией, превышающей среднюю по сече-
нию выработки на ее участке длиной более 2 м.
Слоевые скопления метана возникают у кровли подготавли-
вающих выработок, в пустотах за их крепью, в скважинах и
возле их устья, у вентиляционных перемычек, вблизи бутовых
374
полос. Протяженность слоевого скопления метана может до-
стигать десятков метров. Слои метана обычно образуются в вы-
работках при скорости движения воздуха менее 0,5—1 м/с.
В очистных выработках местные скопления метана образу-
ются у очистных комбайнов и под скребковыми конвейерами.
Контроль за всеми слоевыми скоплениями метана в выра-
ботках ведут инженерно-технические работники участка ВТБ
с помощью шахтных интерферометров (периодичность кон-
троля— не реже одного раза в сутки) и стационарные авто-
матические приборы. Местные скопления метана в очистных
забоях ежесменно контролируются инженерно-техническими ра-
ботниками добычного участка и участка ВТБ. В шахтах III ка-
тегории, сверхкатегорных и разрабатывающих опасные по вы-
бросам угля и газа пласты контроль концентрации метана
в местных скоплениях метана возле очистных комбайнов (вру-
бовых машин) и проходческих комбайнов, работающих
в угольных забоях, осуществляется с помощью автоматических
приборов, встроенных в комбайны, и приборов эпизодического
действия.
—Для оперативного количественногб анализа состава газо-
вых смесей, содержащих кислород, водород, метан, оксид и
диоксид углерода используются портативные искробезопасные
хроматографы «Поиск-1» и «Поиск-2», которые дают показания
о концентрации любого из указанных газов в шахтном воздухе.
Концентрацию газов отсчитывают по стрелочному прибору и
специальной переводной шкале. Диапазон измерения содержа-
ния газов: кислорода — 0—22 %; метана и диоксида углерода —
0—5,5 %; оксида углерода — 0—2,5 % и водорода — 0—10%.
Для оперативного контроля содержания оксида углерода и
азота, сероводорода и сернистых газов применяют химические
переносные трубчатые газоопределители ГХ-4 с аспиратором
АМ-3. Для обнаружения и контроля содержания оксида угле-
рода в зоне эндогенных пожаров используют стационарный га-
зоанализатор «Сигма-СО*.
16 3. КОНТРОЛЬ ЗАПЫЛЕННОСТИ ВОЗДУХА
Различают оперативный и периодический пылевой контроль.
Оперативный контроль ведут путем систематического определе-
ния запыленности атмосферы на рабочих местах автоматиче-
ским пылемером П-101, который включает измерительный опти-
ческий блок, ротационную воздуходувку для набора исследуе-
мого воздуха, десять пробоотборников и зарядное устройство.
Размер контролируемых частиц пыли 0—20 мкм, пределы изме-
рения запыленности 1 —100 мг/м3. Места оперативного контроля
запыленности воздуха определяют один раз в месяц в соответ-
ствии с графиком, составляемым на шахте.
375
Местами контроля запыленности шахтной атмосферы обычно
являются зоны, расположенные на расстоянии 10—15 м от ис-
точника пылеобразования по направлению движения вентиля-
ционной струи. На таком удалении осуществляют оперативный
контроль запыленности атмосферы при выемке угля комбайном
на пологих пластах, подготовке ниш в очистном забое. При
бурении шпуров и погрузке горной массы в подготовительном
забое, в пунктах перегрузки угля с конвейера на конвейер,
у стационарных погрузочных пунктов удаление составляет 5—
10 м При работе проходческого комбайна определение запы-
ленности шахтной атмосферы производят непосредственно
у пульта его управления. При отработке крутых пластов с нис-
ходящим проветриванием и пологих пластов струговыми уста-
новками пылевой контроль осуществляют в выработке с исходя-
щей струей в 10—15 м от сопряжения вентиляционного штрека
(ходка) с очистным забоем. При необходимости назначают до-
полнительные пункты наблюдения. Результаты оперативного
контроля оформляют в виде сменных рапортов.
Периодический контроль запыленности осуществляют работ-
ники военизированных горноспасательных частей (ВГСЧ) в со-
ответствии с квартальным планом. При периодическом кон-
троле используют автоматический пылемер П-101 или аспи-
ратор АЭРА. Последний работает на принципе протяжки
с постоянной объемной скоростью шахтного воздуха через про-
боотборники— аллонжи. В последние помещают фильтры
АФА-В, которые взвешивают до и после отбора проб. Разделку
проб для определения запыленности и содержания свободного
диоксида кремния производят в лабораторных ВГСЧ. Резуль-
таты периодического пылевого контроля оформляют актом-
нарядом.
Концентрация пыли измеряется в середине высоты выра-
ботки при ее высоте до 2 м, а в выработках с большей высо-
той— на расстоянии 1,5 м от почвы.
Пылевзрывобезопасность горных выработок ежемесячно
контролируется работниками участка ВТБ, ежеквартально —
работниками ВГСЧ. Пробы отбирают в начале, середине и
конце участка интенсивного пылеотложения.
При применении побелки, обмывки, связывания пыли, кон-
троль осуществляют визуально путем проверки отложившейся
пыли. При отсутствии отложений сухой угольной пыли контроль
пылевзрывобезопасности выработок производят методом сдува-
ния при помощи насоса НКП-1. Накопление угольной пыли по-
верх инертной определяют по окраске поверхности выработки.
Если вся поверхность или отдельные участки покрыты угольной
пылью, сквозь которую не просматривается инертная пыль, то
такую выработку относят к пылевзрывоопасной и назначают
повторное ее осланцевание.
376
Контроль за состоянием сланцевых и водяных заслонов осу-
ществляют инженерно-технические работники участка ВТБ и
участка, которому принадлежит выработка. При этом прове-
ряют правильность установки заслонов, число и исправность со-
судов. По мере подвигания забоя выработки заслоны перено-
сят. Места установки заслонов определяет начальник ВТБ и
утверждает главный инженер шахты. Результаты контроля за- ’
слонов заносят в специальную книгу.
В шахте применяют весовой, счетный и оптический методы
определения запыленности воздуха. Весовой метод заключается
в том, что через предварительно взвешенный фильтр в месте
замера протягивается определенный объем воздуха, пыль из
которого оседает на фильтре. Затем запыленный фильтр взвеши-
вают. Приращение массы фильтра определяет массу пыли, ко-
торая содержалась в воздухе, прошедшем через фильтр. Деле-
нием массы на объем пропущенного воздуха находят весовое
содержание пыли в единице объема воздуха (мг/м3). Счетный
метод заключается в осаждении пыли из исследуемой пробы
воздуха на поверхности стекла. С помощью микроскопа под-
считывают число осажденных пылинок и определяют их раз-
меры. Зная количество воздуха, из которого осаждена пыль,
рассчитывают число пылинок в единице объема воздуха. Опти-
ческий метод основан на осаждении пылевых частиц из шахт-
ного воздуха на фильтре и последующем определении оптиче-
ской плотности осажденного пылевого облака.
Денсиометрический переносной пылемер ДПВ-1, основан-
ный на оптическом методе, предназначен для экспресс-измере-
ния массовых концентраций частиц угольной пыли, находя-
щихся в рудничной атмосфере. Прибор состоит из пылемера,
аспиратора и зарядного устройства. Размер контролируемых
патогенных частиц угольной пыли 0—7, 7—20 мкм. Максималь-
ный размер контролируемых взвешенных частиц угольной пыли
63 мкм. Пределы измерения концентрации пыли 0—3000,
0—600, 0—300 и 0—60 мг/м3. Продолжительность одного замера
1—5 мин. Число замеров с одной фильтрующей лентой 30. При-
бор работает при температуре окружающей среды 5—35 °C.
Масса прибора 2,3 кг.
16.4. КОНТРОЛЬ КЛИМАТИЧЕСКИХ УСЛОВИЙ В ШАХТЕ
Климатические условия в шахте контро тируют путем изме-
рения температуры, влажности и барометрического давления
шахтного воздуха.
Температуру воздуха в выработках измеряют ртутными и
спиртовыми термометрами, а также самописцами — термогра-
фами, позволяющими заносить информацию о температуре
автоматически на график.
377
I .Влажность воздуха измеряют психрометром, принцип дей-
ствия которого заключается в определении разности температур
во влажной и сухой среде. Для создания влажной среды один
конец термометра (ртутный сосуд) оборачивают влажным ку-
ском ткани. При протяжке воздуха через термометры темпера-
тура во влажном термометре бывает меньше, чем в сухом, за
счет испарения влаги из ткани. Разность температур зависит
от влагосодержания воздушной струи. Измеряя температуры
обеими термометрами и используя пересчетные таблицы, нахо-
дят относительную влажность воздуха. I
Барометрическое давление воздуха в горных выработках из-
меряют барографами и барометрами. Барограф воспроизводит
изменение давления на специальной ленте, укрепленной на вра-
щающемся барабане. Барометр-анероид работает по принципу
регистрации изменения объема воздуха, заключенного в герме-
тичный объем, при изменении атмосферного давления. Так как
эти изменения пропорциональны, то шкалы прибора градуи-
руют в единицах давления. Приборы снабжают термометром
для внесения в измеренное давление поправок на изменение
температуры внутри барометра.
16.5. РЕГУЛИРОВАНИЕ РАСПРЕДЕЛЕНИЯ ВОЗДУХА В ШАХТЕ
И УПРАВЛЕНИЕ ВЕНТИЛЯЦИЕЙ
В процессе эксплуатации шахты изменяется длина горных
выработок, объем выработанных пространств, а также аэроди-
намическое сопротивление вентиляционной сети. В соответствии
с меняющимися условиями функционирования вентиляционных
сетей периодически производят перераспределение воздуха
между выработками или частями шахтного поля — регули-
рование расхода воздуха.
При общешахтном регулировании изменяют подачу воздуха
вентилятором главного проветривания за счет увеличения или
уменьшения угла установки лопаток рабочего колеса или угла
поворота их закрылков в центробежном вентиляторе или лопа-
ток направляющего аппарата в осевом вентиляторе и частоты
вращения рабочего колеса вентилятора.
При внутришахтном регулировании распределение воздуха
между крыльями, блоками, пластами, участками и выработками
ведут с помощью вентиляционных сооружений или подземных
вспомогательных вентиляторов. В случае установки дополни-
тельных вентиляционных сопротивлений и уменьшения расхода
воздуха в ветви, регулирование называют отрицательным. Оно
достигается путем установки вентиляционных перемычек, окон
и поворотных регуляторов. При увеличении расхода воздуха
в ветви регулирование считают положительным. Его обеспечи-
вают за счет снижения аэродинамического сопротивления вы-
378
работок или установки дополнительных источников энергии
движения воздуха — вспомогательных вентиляторов. Разница
расхода воздуха между регулируемым и нормальным режи-
мами называют глубиной регулирования.
Изменением частоты вращения рабочего колеса вентилятора
с до п2 (мин"1) регулируют расход и депрессию вентиляци-
онной сети:
Qz = Qinz/ni, h2 = (п2/П1)г,
где Qu Qz — подача вентилятора до и после изменения скоро-
сти вращения рабочего колеса, м3/с; hb h2— депрессия венти-
лятора в те же периоды, Па.
Потерю депрессии (Па) на преодоление сопротивления при
отрицательном регулировании определяют по формуле
ДЛ = рв (v2—Vi)2/2,
где рв — плотность воздуха в выработке, кг/м3; v2, t»i — средние
скорости движения воздуха в выработке после и до места уста-
новки регулятора, м/с.
Если значение АЛ (Па) задано, то площадь вентиляционного
окна SCK (м2) ориентировочно находят из выражения
SoK= <?Sb/(o,65Q+o,84Sb Тал).
где Q — требуемый расход воздуха по выработке, м3/мин;
SB — площадь поперечного сечения выработки в месте уста-
новки регулятора, м2.
При необходимости установки нескольких дверных проемов
расстояние (м) между ними определяют по формуле
/д.п = (2,5-4,5Иэ,
где d3— эквивалентный диаметр выработки (площадь попереч-
ного сечения выработки с таким диаметром равна площади по-
перечного сечения действующей выработки), м
Если необходимо увеличить расход воздуха в выработке, то
новую площадь ее поперечного сечения (м2) находят из урав-
нения
$в = (ЛфаЕ/₽;)ол,
где Лф — коэффициент формы выработки; а — коэффициент
аэродинамического сопротивления выработки, Н-с2/м4; L —
длина выработки, м; /?/—аэродинамическое сопротивление вы-
работки с новой площадью поперечного сечения, Н-с2/м8.
Положительные регуляторы в виде подземных вспомога-
тельных вентиляторов создают дополнительную депрессию.
В газовых шахтах положительные регуляторы применяют
только в исключительных случаях.
379
При эксплуатации современных сложных вентиляционных
сетей в шахтах важное значение приобретает автоматизация
управления вентиляцией. Признано, что управление, в частно-
сти, газовым состоянием шахтной атмосферы на выемочном
участке следует производить по отклонению измеряемого пара-
метра (например, концентрации метана) от предельно допусти-
мой нормы. Отклонение параметра посредством регулятора пре-
образуют в управляющее воздействие на объект (изменение
аэродинамического сопротивления выработки, регулирование
работы средств дегазации или интенсивности использования
выемочных машин).
КОНТРОЛЬНЫЕ ВОПРОСЫ
1. Какие приборы применяются для определения расхода воздуха в гор-
ных выработках?
2. Какова последовательность измерения скорости воздушной струи?
3. Расскажите о средствах контроля содержания метана и углекислого
газа, применяемых в шахтах?
4. Каким образом измеряется концентрация метана и углекислого газа
в воздухе приборами эпизодического действия (интерферометрами)?
5. Какие бывают средства автоматического контроля содержания метана
в шахтной атмосфере?
6. Расскажите о средствах определения концентрации токсичных газов
в шахте.
7. Какие применяются методы и средства контроля климатических ус-
ловий при ведении горных работ?
8. Каковы принципы регулирования расхода воздуха в горных выра-
ботках?
9. В чем заключается отрицательное и положительное регулирование вен-
тиляционных сетей?
ЗАДАЧИ
1. Определите, как изменяется подача воздуха в шахту и депрессия вен-
тилятора главного проветривания при уменьшении частоты вращения его ра-
бочего колеса на 15 %.
2. Вычислите площадь вентиляционного окна, если в выработке пло-
щадью поперечного сечения 14 м2 проходит 200 м3/мин воздуха, а потеря де-
прессии при выходе струи из окна не должна превышать 0,04 кПа.
3. Рассчитайте возможное расстояние между двумя вентиляционными
дверными проемами, если площадь поперечного сечения сводчатой выработки,
предназначенной для конвейерного транспорта угля и прохода людей, равна
15,9 м2.
Часть VI
ПОДЗЕМНЫЕ ПОЖАРЫ
И ГОРНОСПАСАТЕЛЬНОЕ ДЕЛО
17. ПРЕДУПРЕЖДЕНИЕ И ТУШЕНИЕ
РУДНИЧНЫХ ПОЖАРОВ
17.1. РУДНИЧНЫЕ ПОЖАРЫ И ИХ КЛАССИФИКАЦИЯ
Рудничными пожарами называют пожары, возникающие как
в подземных или открытых горных выработках» так и в мас-
сиве полезного ископаемого. К рудничным пожарам относят
также пожары в надшахтных зданиях, на складах полезного
ископаемого и других местах, которые могут распространиться
в горные выработки или отравить атмосферу в них газообраз-
ными продуктами горения.
По причинам возникновения рудничные пожары делят на
эндогенные, возникающие от самовозгорания полезного ис-
копаемого или вмещающих пород, и экзогенные, которые
являются следствием внешних тепловых импульсов (огневые
работы при резке и сварке металлов, короткое замыкание
в электропроводке, выгорание ВВ при взрывных работах, про-
буксовка и трение конвейерной ленты и др.).
В зависимости от места возникновения рудничные пожары
делят на подземные и поверхностные. В отличие от поверхност-
ных подземные рудничные пожары имеют ряд особенностей и
являются одной из наиболее опасных аварий в шахте. Особен-
ностью подземных пожаров является их плохая доступность для
активного тушения непосредственным воздействием огнегаси-
тельных средств. Наличие за очагами пожара по ходу вентиля-
ционной струи высокой температуры, дыма и других продуктов
горения не позволяет организовать тушение горящей выработки
с двух сторон. Под действием огня выходит из строя и теряет
свою несущую способность крепь горных выработок, что приво-
дит к обрушению пород кровли, еще больше осложняющему
аварию.
Пожары в шахтах и рудниках, опасных по взрывчатости
пыли и выделению горючих газов, могут привести к взрыву
пылегазовоздушных смесей на аварийном участке в ходе веде-
ния противопожарных работ.
Рудничные пожары наносят значительный экономический
ущерб, однако основной их опасностью является распростра-
нение по горным выработкам пожарных газов и дыма, кото-
рые могут настигнуть и отравить людей, работающих в шахте.
Наиболее опасны экзогенные пожары. Они быстро активи-
зируются и за короткое время могут отравить атмосферу гор-
ных выработок на большом их протяжении.
17 2. ВОЗНИКНОВЕНИЕ ЭНДОГЕННЫХ ПОЖАРОВ
И СРЕДСТВА ИХ КОНТРОЛЯ
Самовозгораться могут практически все ископаемые угли и
содержащие углистое вещество породы. Процесс самовозгора-
ния углей полностью не изучен, известны лишь факторы, спо-
собствующие или тормозящие самовозгорание, а также неко-
торые закономерности самонагревания и самовозгорания угля.
Наибольшее признание получила теория комплекса «уголь—
кислород», согласно которой самовозгорание угля является фи-
зико-химическим процессом, самоускоряющимся по мере повы-
шения температуры за счет тепловыделения в результате ре-
акции окисления угля. В соответствии с этой теорией вначале
происходит низкотемпературное окисление угля — адсорбция
кислорода углем с образованием на его поверхности неустой-
чивых кислородных соединений. При этом выделение теплоты
незначительно. Затем с повышением температуры начинается
расщепление неустойчивых кислородных комплексов с образо-
ванием конечных продуктов окисления угля — углекислого
газа, оксида углерода, воды, при котором выделение теплоты
возрастает в 1,5—2 раза. Самонагревание происходит при ак-
кумулировании углем 60—70 % теплоты, выделяющейся при
его окислении.
Склонность угля к самовозгоранию определя-
ется рядом его физико-химических свойств, в том числе хими-
ческой активностью, структурными и прочностными характе-
ристиками, природной влажностью, газоносностью и др.
По химической активности все угли делятся на три группы:
высокоактивные — бурые угли; умеренно активные—каменные
угли (наиболее опасны по самовозгоранию угли марок Ди Г);
малоактивные— антрациты.
В зонах тектонических нарушений уголь, как правило, об-
ладает повышенной химической ак+ивностью. Кроме того, тек-
тоническая нарушенность пласта снижает скорость подвига-
ния очистного забоя и увеличивает эксплуатационные потери,
что также способствует самовозгоранию угля.
Наиболее характерными местами возникновения эндогенных
пожаров являются выработанные пространства (66,9%) и под-
готавливающие и вскрывающие выработки (24,6%).
Ранние признаки эндогенного пожара можно обнаружить
несколькими методами.
382
Рис. 17.1. Последовательность проявления внешних признаков развивающе-
гося эндогенного пожара
Начинающийся пожар в шахте можно обнаружить по
внешним признакам, последовательность проявления которых
в выработках приведена на рис. 17.1.
Контроль за развитием ранних стадий самовозгорания угля
осуществляется преимущественно по выявлению оксида угле-
рода. При этом ранним признаком самовозгорания угля счита-
ется появление в шахтном воздухе устойчивого содержания
оксида углерода 0,001—0,0015 % и выше. Обычно вслед за
этим наблюдают повышение влажности ^и появление тумана,
а затем, если не будут приняты меры, можно ожидать появле-
ния запаха гари и резкого возрастания концентрации оксида
углерода до сотых и десятых долей процента.
При помощи экспресс-метода газоанализаторами ГХ-4 ра-
ботники участка ВТБ контролируют содержание оксида угле-
рода на участках, разрабатывающих склонные к самовозгора-
нию угля пласты.
Стационарный автоматический газоанализатор «Сигма-СО»
устанавливают в горных выработках, в которых наиболее ве-
роятно появление оксида углерода (исходящие вентиляцион-
ные струи очистных забоев, участков, этажей и панелей). Он
состоит из собственно газоанализатора, размещенного во
взрывозащищенном корпусе, пробоотборного зонда и само-
писца и может определять концентрацию оксида углерода до
383
0,03 % с погрешностью измерения ±2,5% при максимальной
длине каналов связи 10 км. Масса прибора 100 кг. Принцип
действия прибора основан на поглощении оксидом углерода
радиации в инфракрасной области излучения. Источником из-
лучения являются две нихромовые нити. Испускаемые ими по-
токи радиации, проходя через рабочую и сравнительную кю-
веты, попадают в камеру лучеприемника. Появление оксида
углерода в анализируемой пробе снижает поток инфракрасной
радиации в рабочей камере, что вызывает уменьшение темпе-
ратуры и давления находящейся в ней газовой смеси. Это
приводит к изменению емкости конденсатного преобразова-
теля, которое пропорционально концентрации оксида угле-
рода.
В лабораторных условиях для установления содержания
оксида углерода в рудничной атмосфере применяют промыш-
ленные хроматографы, а также приборы «Сигма-СО-602» и
«Эндотестер», обеспечивающие точность определения до
0,0005 %.
Ранние стадии самовозгорания угля определяют также по
содержанию в рудничной атмосфере непредельных углеводоро-
дов (этилена и ацетилена). Исследованиями установлено, что
отношение фоновых концентраций этилена и ацетилена
в шахтном воздухе близко к единице. При самонагревании
угля концентрация этилена возрастает в тысячи раз, в то
время как изменение содержания ацетилена сравнительно не-
велико. После воспламенения угля отношение концентраций
этилена и ацетилена становится близким к фоновому значе-
нию, но их абсолютные концентрации возрастают во много
раз. Это позволяет отличать стадию горения угля от стадии
его самовозгорания.
Для обнаружения невидимых очагов самовозгорания угля
по тепловому состоянию горных выработок применяется инди-
катор’ «Квант», являющийся переносным автономным прибо-
ром. Для пеленгации нагретых поверхностей выработки
стрелка индикатора устанавливается на нулевое показание по
известному «холодному» предмету. При перемещении индика-
тора по исследуемой выработке по отклонению стрелки при-
бора фиксируют местонахождение нагретой поверхности.
Для контроля за самовозгоранием угля в выработанном
пространстве и целиках используют температурные датчики и
воздухоотборные шланги. Температурные датчики устанавли-
вают в шпурах, пробуренных в целиках по середине расстоя-
ния от почвы до кровли выработки. Первый датчик распола-
гают на расстоянии 3 м от угла целика, все последующие —
через каждые 10—15 м. Шпуры, в которые устанавливают тем-
пературные датчики, заполняют глиной на глубину 0,5 м от
устья.
W4
На угольных шахтах контроль за ранними признаками эн-
догенных пожаров осуществляется специально организованной
контрольно-наблюдательной службой, которая отбирает пробы
рудничного воздуха и замеряет температуру, проводит лабо-
раторный анализ отобранных проб воздуха, оценивает резуль-
таты анализа и контроля. Места и периодичность отбора проб
воздуха контрольно-измерительной службой, порядок экспресс-
определения оксида углерода в горных выработках и наблю-
дений за внешними признаками самовозгорания определяет
главный инженер шахты по согласованию с командиром ВГСЧ.
17.3. ПРЕДУПРЕЖДЕНИЕ ЭНДОГЕННЫХ ПОЖАРОВ
Пласты угля, склонного к самовозгоранию, должны разра-
батываться с применением профилактических мер, обеспечива-
ющих предупреждение возникновения эндогенных
пожаров.
На мощных крутых пластах и при бесцеликовой отработке
мощных пологих пластов наблюдения за признаками самовоз-
горания угля должны вестись:
в действующих горных выработках — за оксидом углерода
экспресс-методом при помощи газоанализаторов ГХ-4 и авто-
матического газоанализатора «Сигма-СО»;
в выработанном пространстве и за перемычками — за тем-
пературой и составом воздуха дистанционно при помощи ком-
плекта средств, включающих датчики температуры и воздухо-
отборные шланги, по методике Карагандинского отделения
ВостНИИ;
в выработках, пройденных вприсечку к выработанному про-
странству, на отработанных участках — за температурой и со-
ставом воздуха.
Контроль экспресс-методом наличия оксида углерода дол-
жен вестись у изолирующих перемычек и в тупиках лав у вен-
тиляционного или конвейерного щтрека (бремсберга, уклона)
с периодичностью не менее одного раза в сутки. На пологих
пластах термодатчики и воздухоотборные шланги укладыва-
ются на сопряжении лавы с конвейерным или вентиляционным
штреком (бремсбергами, уклонами). При этом расстояние ме-
жду точками контроля не должно превышать двухмесячного
подвигания очистного забоя, периодичность контроля — один
раз в декаду.
При обнаружении признаков самонагревания угля в зави-
симости от конкретных обстоятельств должны предусматри-
ваться: усиление изоляции выработанного пространства путем
возведения дополнительных изолирующих сооружений (пере-
мычек, рубашек и др.) и повышения герметичности существу-
ющих; подача в район очага самонагревания заиловочной
13 Заказ Ns 758 385
пульпы, пены или инертного газа; обеспечение соответствую-
щей скорости подвигания забоя.
При бесцеликовой отработке эндогенная пожарная безопас-
ность при прямоточной схеме проветривания с подсвежением
исходящей из очистного забоя вентиляционной струи достига-
ется путем:
осуществления общетехнических мероприятий, обеспечива-
ющих снижение потерь угля и отсутствие его концентрирован-
ных скоплений, высоких скоростей подвигания очистного забоя;
использования специфики газоносных угольных пластов,
в соответствии с которой угли с остаточной газоносностью
5 м3/т и выше, оставленные в выработанном пространстве, не
самовозгораются;
поддержания действующей выработки вдоль выработанного
пространства, что упрощает контроль за признаками самовоз-
горания и позволяет более целенаправленно и эффективно по-
давлять (пеной, инертными газами) очаги самовозгорания
в выработанном пространстве;
проведения специальных профилактических мероприятий,
повышающих степень изоляции выработанного пространства
от действующих выработок.
Способ изоляции выработанного пространства от вырабо-
ток, оставляемых или проводимых вприсечку к нему, принима-
ется в зависимости от принятого способа их охраны.
При охране выемочных выработок полосами из твердею-
щих материалов эти полосы должны быть непрерывными, тре-
щины в них должны заделываться битумной мастикой, це-
ментным или силикатным раствором.
При охране выемочных выработок железобетонными тум-
бами у края тумб возводят изолирующую стенку из карба-
мидного (МФПБ) или фенольно-резольного (ФРП-1) пенопла-
ста. Толщина стенки принимается равной 0,3 мощности пласта.
Стенка возводится в специальной опалубке из деревянных
стоек и металлической и капроновой сетки, вместо сетки мо-
жно использовать мешковину.
Изолирующие стенки вдоль поддерживаемых в выработан-
ном пространстве выработок не должно отставать от забоя
лавы более чем на месячное подвигание лавы. Контроль за
признаками самовозгорания угля осуществляется с помощью
отбора проб доздуха и замеров температуры в трубках, уста-
навливаемых в изолирующей стенке через каждые 50 м.
При разработке особо опасных по самовозгоранию уголь-
ных пластов дополнительный контроль за составом воздуха и
температурой ведут в районе погашаемой выработки. При
этом отбор проб воздуха и замеры температуры производят из
выработки, поддерживаемой в выработанном пространстве,
или из лавы. Расстояние между точками контроля 100 м.
386
Рис. 17.2. Столбовая система разработки по простиранию при панельной
подготовке пласта с углем, склонным к самовозгоранию, мощностью 1—
1,5 м и углом падения до 45°:
/ — чураковые перемычки; 2 — бутовая полоса со стенкой из пенопласта,; 3 — бутовая
полоса в отработанном столбе; 4 — каменная глухая перемычка; 5 — заиленное про-
странство; 6 — вентиляционные двери с окном; 7 — дощатая дверь
Способы и сроки осуществления профилактических меро-
приятий определяются составляемой в каждом угольном бас-
сейне инструкцией по предупреждению и тушению эндогенных
пожаров.
Безопасными в пожарном отношении считаются такие спо-
собы подготовки и системы разработки, которые обеспечивают
надежную изоляцию выемочных участков при их отработке,
возможность применения схем проветривания с минимальными
перепадами депрессии и позволяют исключать пожарные уча-
стки из общей вентиляционной сети шахты (рис. 17.2).
Инструкцией по отработке пластов с углем, склонным
к самовозгоранию, на шахтах Кузбасса преимущество отда-
ется столбовой системе разработки по простиранию (восста-
нию). Скорость подвигания очистного забоя должна быть не
менее 40 м в месяц. Свиту сближенных пластов следует под-
готавливать к выемке полевыми выработками. При этом пла-
сты необходимо делить на отдельные выемочные поля (блоки)
с оставлением между ними барьерных целиков угля, прорезка
13* 387
которых, как правило, запрещается. Расстояние между проме-
жуточными (блоковыми) квершлагами не более 450 м.
Мощные крутые и наклонные пласты рекомендуют отраба-
тывать с полной закладкой выработанного пространства.
В Кузнецком бассейне пологие пласты мощностью до 4,5 м
рекомендуют отрабатывать без разделения на слои по столбо-
вой системе с использованием механизированных комплексов
при бесцеликовой технологии. При неслеживающихся породах
кровли предусматривается повторное использование выработок,
при слеживающихся — проведение их вприсечку к выработан-
ному пространству.
При слоевой отработке мощных наклонных и пологих пла-
стов с неслеживающимися породами кровли предусматривают
одновременную выемку всех слоев в выемочном столбе.
Мощные пологие пласты с хорошо слеживающимися поро-
дами кровли отрабатывают послойно по схеме «слой-пласт».
При этом разрыв во времени между отработкой соседних слоев
не должен превышать двух лет.
На вновь вводимых в эксплуатацию уклонных полях на
пластах с углами падения до 30° предусматривают восходящий
порядок отработки выемочных столбов (ярусов) в подготавли-
ваемой ступени.
Ширину целиков (м) между выемочными полями, у брем-
сбергов и уклонов определяют расчетом в зависимости от гор-
нотехнических условий залегания пласта по формуле
Лц = Am cos а,
где А — расчетный коэффициент, находимый по табл. 17.1;
т — мощность пласта, м; а — угол падения пласта, градус.
В инструкции по отработке пластов с углем, склонным
к самовозгоранию, на шахтах Донецкого бассейна даны реко-
мендации, специфичные для горно-геологических и горнотехно-
логических условий этого бассейна.
Наклонные и крутые пласты рекомендуется разрабатывать
через полевые выработки со стороны лежачего бока, вскрытие
производить передовыми промежуточными квершлагами (ход-
ками).
Таблица 17.1
Коэффициент крепости угля f Коэффициент А при глубине горных работ, м
200 300 400 500 600 700
0,7 2,55 3,99 5,43 6,87 8,31 9,75
0,9 1,25 2,03 2,82 3,61 4,40 5,19
1,05 0,94 1,57 2,21 2,85 3,48 4,12
388
Крутые пласты с неустойчивой кровлей или почвой, вклю-
чающей пропластки склонного к самовозгоранию угля, следует
отрабатывать с полной закладкой выработанного пространства.
При этом закладочный материал не должен быть склонен
к самовозгоранию.
При сближенных пластах их рекомендуется отрабатывать
в нисходящем порядке без оставления целиков угля и на пол-
ную мощность. Минимальная мощность междупластья, при
которой допускается на шахтах Донбасса подработка пла-
стами, разрабатываемыми с обрушением кровли, должна со-
ставлять не менее 5-кратной мощности подрабатывающего
пласта. При меньшей мощности междупластья или невозмож-
ности выемки на полную мощность, необходима полная за-
кладка выработанного пространства на подрабатывающем
пласте.
На сопряжении главных квершлагов со штреками, прой-
денными по пластам со склонным к самовозгоранию углем,
должны возводиться изоляционные рубашки из негорючих ма-
териалов, заканчивающиеся аркой в кольцевом врубе. Длина
рубашки должна быть не менее 5 м от места пересечения по
квершлагу и штреку в обе стороны. Пустоты между крепью и
вмещающими породами необходимо заполнять гипсом, песком,
золошлаковыми отходами теплоэлектростанций и т. п.
В откаточных и вентиляционных штреках или промежуточ-
ных квершлагах, а также в местах, предусмотренных планом
ликвидации аварий, и на участках под потушенными пожа-
рами до начала очистных работ должны быть установлены бе-
тонные пожарные арки с врубами по всему периметру. Арки
следует устанавливать в ненарушенных вмещающих породах,
но не менее чем в 5 м от пересечения выработок. Возле по-
жарной арки в специальной нише должны находиться матери-
алы для закладки проема в арке.
Инструкцией рекомендуется в зонах геологических наруше-
ний, пересекаемых горными выработками, убирать раздавлен-
ный уголь, а оставляемые в этих местах целики обрабатывать
антипирогенами или изолировать по всему контуру пенопла-
стовыми, гипсовыми, глинобитными рубашками.
Эндогенный пожар может возникнуть даже при весьма не-
значительных по массе (1—5 т), но концентрированных поте-
рях угля. Поэтому предпочтение следует отдавать системам
разработки, которые не дают концентрированных эксплуата-
ционных потерь разрыхленного угля.
Длительность контакта с воздухом скоплений разрыхлен-
ного угля, оставляемого в выработанном пространстве по тех-
нологическим причинам, зависит от скорости подвигания очи-
стного забоя. Зона активных прососов воздуха в выработанное
пространство со стороны очистного забоя определяется мощ-
389
ностыо пласта, характером пород кровли и депрессией на уча-
стке. Она может простираться в глубь выработанного простран-
ства на 50—100 м и более. В этом случае пожаробезопасной
следует считать такую скорость подвигания очистного забоя,
при которой продолжительность отхода лавы на расстояние,
равное глубине зоны проветривания выработанного простран-
ства, будет меньше инкубационного периода самовозгорания
угля на данном пласте.
Обязательны следующие особенности ведения горных ра-
бот на пластах с углем, склонным к самовозгоранию:
максимальная полнота выемки угля, в том числе в местах
переменной мощности и различных геологических нарушений,
а также максимальная полнота выгрузки угля, добытого
в очистном забое;
отработка пластов без оставления целиков в пределах вы-
емочного поля;
полная и надежная изоляция целиков различного назна-
чения;
полевая подготовка пластов и обратный порядок отработки
в пределах выемочного поля;
максимальное сокращение утечек воздуха в выработанное
пространство;
надежная изоляция выработанного пространства и конт-
роль за утечками воздуха в него при прямоточной схеме про-
ветривания, особенно с подсвежением исходящей из очистного
забоя вентиляционной струи;
своевременная и надежная изоляция отработанных выемоч-
ных полей, участков и блоков;
контроль за начальными признаками возникновения эндо-
генных пожаров и своевременное принятие мер по подавле-
нию очагов самонагревания угля.
Из специальных способов профилактики эндо-
генных пожаров наибольшее распространение получили заили-
вание и обработка угля антипирогенами.
Материалом для приготовления заиловочной пульпы обычно
служат песчано-глинистые наносы. Заиловочный материал дол-
жен содержать твердые частицы размером не более 2 мм при
преобладании частиц размером менее 5 мкм. Он должен легко
размываться водой и хорошо отдавать воду, иметь как можно
меньшую усадку при обезвоживании и не содержать горючих
примесей.
Отношение объема твердого (в массиве) к объему воды,
израсходованной на его размыв, называют консистенцией
пульпы. В зависимости от свойств заиловочного материала,
напора и других факторов консистенция пульпы может быть
в пределах от 1 :3 до 1 :8, а в зимних условиях до 1 :20.
Цульпу подают в шахту по групповым и индивидуальным
390
скважинам. От групповых скважин по пульпопроводам, проло-
женным в горных выработках, пульпа подается к месту ее
применения.
Подыливание перемычек производят при возведении их
в наклонных выработках. Размер глинистой пробки, создава-
емой над перемычкой, зависит от трещиноватости и нарушен-
ности вмещающих пород и обычно составляет 2—3 м. В гори-
зонтальных выработках глинистые пробки создают между
двойными перемычками, устанавливаемыми на расстоянии 7—
10 м друг от друга.
При контурном заиливании создают воздухонепроницаемые
заиловочные пояса и зоны по контуру выработанного про-
странства шириной от 5 до 10—12 м. При этом откаточный
штрек должен быть тщательно погашен и по возможности
подбучен. При бесцеликовой отработке над откаточным и под
вентиляционным штреками выкладывают бутовые полосы, за-
полняемые густыми глинистыми пульпами.
При склонных к набуханию и размоканию породах кровли
применяют проиливание выработок и выработанных про-
странств вслед за подвиганием очистного забоя. Это снижает
воздухопроницаемость выработанного пространства и улуч-
шает слеживаемость обрушенных пород. В Кузбассе проили-
вание используют также при разработке мощных крутых пла-
стов с плохослеживающимися вмещающими породами. В этом
случае существенного снижения утечек воздуха через вырабо-
танное пространство не достигается, однако пульпа, увлажняя
и покрывая глиной скопления разрыхленного угля, уменьшает
их воздухопроницаемость, способствуя тем самым торможению
окислительных процессов.
Антипирогенами называют вещества, которые тормозят
процессы окисления и препятствуют самовозгоранию угля.
В качестве антипирогенов наиболее распространены водные
растворы хлорида кальция, жидкого стекла, известкового рас-
твора хлорида аммония и др. Антипирогены в виде тампони-
рующих составов готовят из цемента или жидкого стекла с до-
бавлением в качестве наполнителей песка, глины, извести и др.
Антипирогенами обрабатывают целики, скопления измель-
ченного угля, поверхность выработок, пройденных по пластам
с углем весьма склонным к самовозгоранию. В целики угля и
выработанные пространства антипирогены нагнетают через
шпуры и скважины; на поверхность выработки они наносятся
путем распыления или обмазки.
За последние годы все большее распространение получают
способы локализации эндогенных пожаров на ранних стадиях
развития с помощью водовоздушных или инертных пен и вспе-
ненных суспензий. Суть способа локализации пожара с по-
мощью водовоздушной пены основан на таких свойствах пены,
391
как способность ее проникать под давлением через обрушен-
ные породы, заполнять пустоты между обрушенными кусками
породы от почвы пласта до купола обрушения, а также на ее
свойствах сохранять определенное время свою структуру и не
пропускать при этом потоки воздуха. Это позволило разрабо-
тать технологию и технические средства для создания в выра-
ботанном пространстве пенных стенок за секциями механизиро-
ванной крепи или щитовым перекрытием в действующем
очистном забое, над откаточным или под вентиляционным
штреками, т. е. между очагом самовозгорания угля и рабочим
пространством лавы. При пенных стенках локализация и ту-
шение зарождающегося пожара, как правило, не нарушает
технологический процесс выемки угля.
Подача пены при щитовой системе разработки крутых пла-
стов осуществляется следующим образом. Из выработок по
сближенному пласту или полевых выработок бурят скважины
диаметром 80 мм (2—3 на щитовой забой), по которым под
давлением 0,06—0,75 МПа в пространство прямо над щитом
подают водовоздушную пену кратностью от 40 до 160 с по-
мощью пеногенератора УЛЭП-2 на сжатом воздухе. Одной сква-
жиной обрабатывается пространство над щитом в радиусе 10—
15 м. Стойкость пены в обрушенных породах составляет
150 мин. В течение этого времени пенная подушка сохраняет
свою структуру и не пропускает воздух. Одна скважина может
принять до 30 тыс. м3 пены.
Режим работы пеногенератора УЛЭП-2 определяется темпе-
ратурой и газовой обстановкой на участке. При наличии оксида
углерода и повышенной температуре воздуха пеногенератор
УЛЭП-2 действует круглосуточно, причем пену подают по всем
скважинам, пробуренным на обрабатываемый щитовой столб.
После снижения температуры и уменьшения содержания ок-
сида углерода до фонового значения переходят на нагнетание
пены через смену.
Применение инертной пены ускоряет локализацию пожара.
Инертная пена образуется, если вместо сжатого воздуха для
генерации пены используется жидкий азот, который доставля-
ется в шахту в специальных емкостях ЦТК-0,5-0,25. При сме-
шивании в пеногенераторе с пенообразующим раствором жид-
кий азот газифицируется, образуя инертную пену.
На пологих и наклонных пластах угля пену нагнетают в вы-
работанное пространство по трубопроводам, укладываемым
в вентиляционном штреке (рис. 17.3). К концам трубопроводов
крепят перфорированные отрезки трубы для выхода пены.
Вспененная глинистая пульпа отличается от обычной глини-
стой тем, что она обрабатывает выработанное пространство
объемно, от почвы пласта до купола обрушения. Носителем
глинистых частиц являются пузырьки пены. Подачу вспененной
392
Рис. 17.3. Схема локализа-
ции эндогенного пожара с
помощью пены на пологих
и наклонных пластах:
1 — пеногенераторы; 2 — трубо-
проводы для подачи пены в по-
гашаемую часть вентиляцион-
ного штрека и за секции меха-
низированной крепи; 3 — секции
механизированной крепи; 4 —
перфорированные участки тру-
бопроводов
пульпы осуществляют из расчета заполнения его всех пустот
в выработанном пространстве в контуре пожара. Если место
нахождения очага неизвестно, то вспененной пульпой обраба-
тывают отрабатываемый и вышележащий отработанный столбы.
Пена генерируется при помощи смесительно-генерирующего
устройства УВГП, аналогично по устройству пеногенератору
УЛЭП-2. Вместо сжатого воздуха можно использовать жидкий
азот и нагнетать инертную пену.
17.4. ПРОФИЛАКТИКА ЭКЗОГЕННЫХ ПОЖАРОВ
Экзогенные пожары возникают, как правило, вследствие на-
рушений правил эксплуатации электрооборудования, ведения
огневых и взрывных работ, неудовлетворительного содержания
ленточных конвейеров и по другим причинам.
Независимо от первоначальной причины экзогенного пожара
основным объектом горения являются деревянные элементы
крепи, а также различные горючие материалы, находящиеся
в горных выработках (вентиляционные трубы, конвейерная
лента, разрыхленный уголь и др.).
Профилактика пожаров, возникновение которых обуслов-
лено применением электроэнергии, решается в двух основных
направлениях: установка надежных защит, обеспечивающих
своевременное отключение электромеханизма и питающего его
кабеля при повреждении или ненормальных режимах работы;
использование изоляционных материалов и оболочек понижен-
ной горючести, замена коммутационных и пусковых аппаратов
и трансформаторов, содержащих горючее масло, на аппараты
и трансформаторы с негорючим заполнением.
Пожары в выработках, оборудованных ленточными конвей-
ерами, быстро развиваются и нередко принимают большие раз-
меры из-за небольшого периода воспламенения конвейерной ,
’ ленты (10—15 мин) и значительной скорости распространения
пламени по ленте (до 30 м/мин).
К основным причинам возникновения пожаров на ленточных
конвейерах относятся следующие: нагрев ленты на приводном
393
барабане из-за ее проскальзывания; нагрев ленты или ролика
вследствие трения о неисправный ролик; нагрев двигателя до
температуры, при которой возможно возгорание угольной пыли
или других горючих веществ и материалов из-за отсутствия
или отключения защит, предотвращающих аварийный режим
работы конвейера; нагрев ленты при трении о крепь; непра-
вильная центровка конвейера; нагрев минерального масла в тур-
бомуфте при заклинивании ленты или работе конвейера с пе-
регрузкой.
В последние годы все шире применяются конвейерные ленты,
у которых прокладки, а иногда и каркас изготовлены из него-
рючих или трудновоспламеняющихся (самогаснущих) синтети-
ческих материалов. Подобные ленты в достаточной мере огне-
стойки, однако при полной пробуксовке они могут нагреваться
до температуры 300 °C, при которой воспламеняются угольный
штыб и древесина. Поэтому полностью пожаробезопасными
принято считать такие ленты, которые сами не воспламеняются,
не распространяют горения и которые при температуре свыше
240 °C обрываются в связи с разрушением (расплавлением)
прокладок.
Снижение пожарной опасности при эксплуатации ленточных
конвейеров достигается также путем внедрения различных за-
щит (в первую очередь тепловых), предотвращающих аварий-
ный режим работы конвейерной установки. Однако полностью
исключить возникновение опасных тепловых импульсов не все-
гда удается из-за несовершенства и недостаточной надежности
эксплуатируемого оборудования и защит, еще встречающихся
отклонений от требований техники безопасности и ряда других
факторов.
Выгорание зарядов ВВ и их выброс в призабойное простран-
ство при взрывных работах происходят из-за переуплотнения
зарядов при неправильно выбранном расстоянии между шпу-
рами, а также из-за плохого качества забойки или же исполь-
зования слежавшихся ВВ.
Огневые (электрогазосварочные) работы производят обычно
в выработках с поступающей струей воздуха. Поэтому пожар-
ные газы очагов, возникающих от огневых работ, быстро за-
полняют все выработки шахты. Пожары от огневых работ
в шахтах при сварке и резке металла возникают исключительно
из-за несоблюдения мер пожарной безопасности. Огневые ра-
боты в шахте строго ограничены и допускаются в аварийных
ситуациях и при выполнении ремонтных работ. В соответствии
с требованиями ПБ огневые работы могут выполняться только
специально подготовленными лицами в присутствии представи-
теля ВГСЧ или члена вспомогательной горноспасательной ко-
манды (ВГК). На выполнение работ выдается письменное на-
ряд-задание. До начала огневых работ на расстоянии 20 м дол-
394
жны быть убраны воспламеняющиеся материалы, на расстоя-
нии 10 м в обе стороны от места огневых работ выработка дол-
жна быть увлажнена водой. Под свариваемый объект подсти-
лается металлическая плита размером не менее 1X 1 м и тол-
щиной не менее 1 мм. Плиту покрывают слоем песка толщиной
3—5 см. У места огневых работ должны быть не менее двух ог-
нетушителей, пожарный рукав со стволом, подсоединенный
к пожарно-оросительному трубопроводу, и не менее двух ведер
с песком или инертной пылью. По окончании огневых работ вы-
работку осматривают на расстоянии 10 м в обе стороны и по-
вторно увлажняют водой.
Комплекс мероприятий, направленных на предупреждение
пожаров и ограничение их размеров, называют пожарной
профилактикой. Применительно к шахте основными зада-
чами пожарной профилактики являются: предупредить возник-
новение рудничного пожара, создать необходимые условия для
спасения людей, застигнутых пожаром в подземных выработ-
ках, а также обеспечить возможность локализации возникшего
пожара и полной его ликвидации.
Мероприятия по профилактике экзогенных пожаров в шах-
тах направлены на предупреждение появления в горных выра-
ботках опасных тепловых импульсов. В число таких мероприятий
входят следующие: запрещение открытого огня в шахтах и со-
блюдение специальных мер предосторожности при выполнении
огневых работ в горных выработках; надежная защита шахт-
ных электрических сетей и электромеханизмов от перегрузок,
коротких замыканий и опасных токов утечки; соблюдение спе-
циальных правил при выполнении взрывных работ в горных
выработках; систематический контроль за состоянием и правиль-
ностью эксплуатации всех шахтных машин и механизмов; при-
менение пожаробезопасных (трудновоспламеняющихся) мате-
риалов и веществ в конструкциях горнотранспортной и горно-
добывающей техники, элементах шахтной крепи. Кроме того,
в шахтах выполняют ряд организационно-технических меропри-
ятий по сокращению возможных объектов горения, размеще-
нию эффективных средств пожаротушения, обучению горнора-
бочих и инженерно-технических работников правилам тушения
пожара в начальной стадии и правилам самоспасения.
17 5. ПОДГОТОВКА ШАХТЫ К ЛИКВИДАЦИИ ПОЖАРА
На промплощадке шахты устраивают два утепленных по-
жарных водоема, всегда заполненных водой. Объем воды в во-
доеме должен быть достаточным для подачи ее на тушение по-
жара в течение 3 ч, но не менее 300 м3. Питание водоемов
водой осуществляется не менее чем от двух независимых
источников.
395
Около пожарных водоемов устанавливают насосные стан-
ции. Насосы (рабочий и резервный) обеспечивают бесперебой-
ным питанием электроэнергией путем подсоединения их к двум
независимым источникам энергии или к двум отдельным фиде-
рам от кольца. Подача пожарных насосов должна соответство-
вать расчетному расходу воды на подземное пожаротушение и
составлять не менее 80 м3/ч.
От пожарного водоема к каждому стволу шахты, а также
между зданиями и сооружениями, находящимися на промыш-
ленной площадке шахты, прокладывают водопровод диаметром
не менее 100 мм. У каждого из отнесенных и фланговых ство-
лов устраивают специальный утепленный пожарный водоем
вместимостью не менее 100 м3.
Устья шурфов и капитальных скатов, по которым подается
свежий воздух, а также всех вертикальных стволов, кроме ство-
лов, оборудованных многоканатными подъемными установками,
оборудуют металлическими лядами, а устья наклонных ство-
лов и штолен — пожарными металлическими дверьми. Эти
устройства должны легко закрываться и плотно перекрывать
сечение выработки.
В устьях вертикальных стволов и шурфов устанавливают
кольцевой трубопровод с водоразбрызгивающими насадками,
суммарный расход воды через которые при горючей крепи
ствола должен составлять не менее 6 м3/ч на 1 м2 площади по-
перечного сечения выработок, при негорючей крепи — не менее
2 м3/ч.
В подземных выработках для борьбы с пожарами и пылью
прокладывают объединенный пожарно-оросительный трубопро-
вод. Сеть пожарно-оросительного трубопровода должна быть
постоянно заполнена водой и находиться под напором.
Сеть пожарно-оросительного трубопровода в подземных вы-
работках состоит из магистральных и участковых линий, диа-
метр которых должен быть не менее 100 мм. Магистральные
линии пожарного трубопровода прокладываются в вертикаль-
ных и наклонных стволах, штольнях, околоствольных дворах,
главных и групповых откаточных штреках и квершлагах, укло-
нах и бремсбергах. Участковые линии прокладывают по всем
транспортным и вентиляционным выемочным штрекам.
Пожарно-оросительный трубопровод оборудуют пожарными
кранами, которые размещают: в выработках с ленточными кон-
вейерами— через каждые 50 м и дополнительно по обе сто-
роны приводной головки конвейера; по обе стороны всех камер
на расстоянии 10 м; у каждого ходка в склад ВМ; у пересече-
ний и ответвлений подземных выработок; в горизонтальных и
наклонных выработках, не имеющих пересечений и ответвле-
ний, а также в наклонных стволах и штольнях — через каждые
100 м; в выработках околоствольных дворов — через 100 м;
396
Таблица 17.2
Место расположения Ручные огнетушители Песок или инертная пыль, м3 Число лопат
порошковые пенные
Надшахтные здания, околоствольный двор 7 2 — —
Верхние и нижние площадки наклон- ных стволов, шурфов, уклонов и брем- сбергов, а также их сопряжения со штреками, выработки с горючей кре- пью (через 300 м), сопряжения венти- ляционных штреков с лавами 1 1
Участковые трансформаторные каме- ры, камеры водоотлива, центральные электроподстанции 4 0,2 1
Преобразовательные подстанции и зарядные камеры 4 0,4 2
Электровозные гаражи, лебедочные камеры, стационарные маслостанции агрегатов и механизированных ком- плексов 7 2 0,2 1
Склады ВМ 2 2 0,4 2
Электромеханизмы, передвижные электроподстанции Выработки, оборудованные ленточны- ми конвейерами: 2 0,2 1
у приводных и натяжных головок 1 1 0,2 1
у распределительных пунктов 2 — 0,2 1
через каждые 100 м по длине кон- вейеров 1 1 0,2 1
Погрузочные пункты лав, дегазацион- ные камеры, забои подготавливающих выработок 1 1 0,2 1
Тупиковые выработки длиной более 500 м (через 50 м), проходческие ком- байны, породопогрузочные машины 2
с каждой стороны ствола у сопряжения его с околоствольным
двором; у погрузочных пунктов лав со стороны свежей струи
воздуха.
У пожарных кранов должны находиться пожарные стволы
и пожарные рукава длиной 20 м с соединительными головками
на концах.
Пожарно-оросительный трубопровод окрашивают в опозна-
вательный красный цвет. Окраска может быть выполнена
в виде полосы шириной 50 мм по всей длине трубопровода или
в виде колец шириной 50 мм, наносимых через 150—200 мм.
Размещение и число первичных средств пожаротушения ха-
рактеризуются данными табл. 17.2. Во всех местах хранения
397
Таблица 17.3
Оборудование Шахты
угольные сланцевые
Ручные огнетушители, шт.: пенные 20 20
порошковые 20 20
Пожарные рукава (резиновые шланги), м 200 200
Пожарные стволы, шт. 3 3
Всасывающие рукава, м — 20
Ведра железные, шт. 1 1
Передвижная установка порошкового пожаротушения 1 1
(УП-500 или УП-250), шт. Установка «Вихрь» для подачи огнетушащего порош- 1 1
ка в вентиляционную струю, шт. Огнетушащий тонкодисперсный порошок П-2 АП, т 2—3 2—3
Пожарный насос 1В-20/10 с электродвигателем по- 11 2
стоянного тока 2-ПН-160, шт. Эжекционный пеногенератор, шт. 1 1
Высокопроизводительная пеногенераторная уста- — 1
новка, шт. Мотопомпа МП-800А 1 1
Водный раствор пенообразователя, м3 •— 7,5
Пенообразователь, м3 2—3 4
средств пожаротушения вывешивают таблички с надписями
«Огнетушители», «Песок», «Пыль для тушения пожара».
На каждом действующем откаточном горизонте распола-
гают пожарный поезд. Перечень мест его установки и оборудо-
вания, входящего в состав пожарного поезда, приведен
в табл. 17.3.
Автоматические стационарные установки пожаротушения
устанавливают у каждой приводной головки ленточных кон-
вейеров. При отрицательной температуре'воздуха (в шахтах,
расположенных в зонах многолетней мерзлоты) у приводных
головок ленточных конвейеров и в камерах подземных электро-
подстанций применяют автоматические установки порошкового
пожаротушения.
Автоматические переносные водяные завесы монтируются
в вентиляционных штреках на расстоянии 50—100 м от выхода
из лавы.
В верхних и нижних частях наклонных стволов, штолен, ка-
питальных уклонов, бремсбергов и ходков при них устанавли-
вают пожарные створчатые двери, сооружаемые в арках, тол-
щиной не менее 0,4 м с врубом по периметру выработки.
В наклонных выработках, оборудованных конвейерами, по-
жарные двери выполняются с фигурными вырезами, что позво-
ляет закрывать створки двери без демонтажа конвейера. Для
398
Таблица 17.4
Оборудование Склады
на поверхности подземные
Ручные порошковые огнетушители, шт. 50
Ручные пенные огнетушители, шт. 50
Песок, м3 10 3
Глина, м3 10 3
Бетониты (облегченные блоки), шт. 1200 600
Гидрофобный цемент в полиэтиленовых мешках, т 5 —
Железные ведра, шт. 5 ——
Рабочие носилки, шт. 4 2
Гвозди длиной 100—150 мм, кг 20
Пожарные рукава (резиновые шланги), м 100 —
герметизации неперекрытой дверью части сечения выработки
в специальной нише хранится необходимый запас закладочных
материалов.
Подземные камеры должны иметь пожарные двери с запор-
ным устройством на каждом выходе. Двери необходимо уста-
навливать на расстоянии не далее 3 м от сопряжения ходка
камеры с прилегающей выработкой или оснащать автоматиче-
скими устройствами для аварийного закрывания. Двери дол-
жны открываться наружу и в открытом положении не мешать
движению по выработке.
Склад пожарного оборудования и материалов на поверхно-
сти шахты располагают на территории шахтного двора. Он дол-
жен быть связан рельсовым путем со стволами шахты.
Подземные пожарные склады устраивают в околоствольном
дворе на каждом действующем откаточном горизонте. Каждый
склад должен быть укомплектован оборудованием, средствами
пожаротушения и материалами в соответствии с данными
табл. 17.4.
В зависимости от назначения и срока службы горные выра-
ботки должны крепиться материалами, имеющими три степени
огнестойкости — высшую, среднюю и минимальную.
К высшей степени огнестойкости относят шахтную крепь из
монолитного или сборного железобетона, тюбингов, каменных,
бетонных, кирпичных или бетонированных стенок и металличе-
ских балок с бетонными сводами на перекрытии, металличе-
ского спецпрофиля с железобетонными или металлическими за-
тяжками. При этом за крепью не должно быть горючих мате-
риалов. Крепью высшей степени огнестойкости должны быть
закреплены стволы, выработки околоствольных дворов, элек-
тромашинные камеры со сроком службы один год и более,
399
склады ВМ устья наклонных выработок, главные квершлаги,
главные и групповые транспортные штреки.
Крепь средней степени огнестойкости — анкерная крепь и
крепь из металлического спецпрофиля с пластмассовыми или
деревянными затяжками, обработанными огнезащитными со-
ставами. Такая крепь применяется в выработках, оборудован-
ных ленточными конвейерами, капитальных уклонах, бремсбер-
гах и ходках при них, вентиляционных наклонных стволах.
Минимальную степень огнестойкости имеет деревянная
крепь, пропитанная огнезащитным составом. Ею крепят элек-
тромашинные камеры со сроком службы до одного года, не
имеющие электрооборудования с масляным заполнителем.
17.6. СПОСОБЫ ТУШЕНИЯ ПОДЗЕМНЫХ ПОЖАРОВ
Подземный пожар в своем развитии проходит три стадии.
Разгоранию свойственны нарастание количества сгора-
ющего в единицу времени материала, расхода на горение кис-
лорода, повышение концентрации углеродсодержащих газов
в продуктах горения, увеличение температуры продуктов го-
рения.
Развившийся пожар характеризуется полным расходом
кислорода на горение и максимальной концентрацией угле-
родсодержащих газов при постоянном расходе воздуха, сгора-
нием в единицу времени постоянного (максимального) количе-
ства горючего материала и постоянством температуры продук-
тов горения.
В стадии затухания наблюдаются увеличение в про-
дуктах горения концентрации кислорода, снижение содержания
углеродсодержащих газов и уменьшение температуры пожар-
ных газов.
Развитие пожара зависит от мощности и длительности дей-
ствия начального теплового импульса, количества и характера
расположения горючего материала и скорости воздушного по-
тока у очага.
Развитие пожара в выработке, закрепленной деревянной
крепью, можно представить следующим образом. Вначале
пламя распространяется по затяжкам в направлении движения
воздуха и вверх. При малой скорости вентиляционной струи
разгорание происходит быстрее, чем при большой. В закрепном
пространстве, где скорость воздушного потока минимальна,
пламя распространяется по вертикали и, достигнув кровли, ох-
ватывает всю поверхность выработки.
Примерно через 10 мин после начала горения из кровли па-
дают затяжки, образуя на почве очаги, которые воспламеняют
другие элементы крепи. Большая часть периметра выработки
оказывается охваченной огнем. Увеличение скорости вентиля-
400
ционной струи в это время способствует более активному раз-
витию пожара. Через 35—50 мин после начала пожара за-
тяжки полностью сгорают, начинают подать на почву выра-
ботки ножки и верхняки крепи. По истечении 2—2,5 ч с на-
чала загорания деревянная крепь практически полностью
сгорает.
По мере увеличения площади горения наблюдается повы-
шение температуры продуктов горения, нарастание содержания
оксида и диоксида углерода, метана и водорода. По достиже-
нии температуры пожарных газов 500—550 °C пожар стабили-
зируется. При этом концентрация кислорода в продуктах горе-
ния, как правило, не превышает 15—16%, тогда как содержа-
ние диоксида углерода достигает 5—6%.
Пушение подземных пожаров осуществляют следующими
способами:
активным — непосредственным воздействием на очаг по-
жара огнегасительными средствами (водой, химической и воз-
душно-механической пеной, огнегасительным порошком, пе-
ском) или разборкой очагов с заливкой горящей массы водой.
Его обычно применяют при всех открытых пожарах в начале
их возникновения;
пассивным — изоляцией пожарного участка перемычками
с засыпкой при необходимости провалов, тампонированием тре-
щин в целиках и вмещающих породах. К изоляции прибегают
тогда, когда пожар нельзя ликвидировать непосредственным,
тушением из-за недоступности очагов горения для непосред-
ственного воздействия огнегасительными средствами;
комбинированным — непосредственное тушение в комплексе
с изоляцией пожарных участков, затоплением их водой или за-
полнением инертными газами. Его используют, когда пожар
принял значительные размеры и непосредственное тушение не
дает должного эффекта или когда невозможно ликвидировать
пожар только путем изоляции^ '
Тушение пожара активным способом производят, как пра-
вило, со стороны свежей струи воздуха. Одновременно прини-
мают меры по преграждению распространения огня по исходя-
щей струе (и в примыкающие выработки) путем устройства
водяных занавес, удаления деревянной крепи и других матери-
алов на определенном участке, установки временных огнестой-
ких перемычек и др.
Вода для тушения применяется в распыленном состоянии
или в виде компактных струй. В распыленном состоянии воду
используют для создания водяных завес, преграждающих рас-
пространение пожара по выработкам, и для тушения пожаров
в вертикальных и наклонных выработках. Для создания водя-
ных завес применяют винтовые водоразбрызгиватели ВВР-1,
обеспечивающие при давлении 0,3 МПа факел распыленной
401
воды диаметром 7 м с дальностью полета капель до 5 м. Рас-
ход воды при этом составляет 30 м3/ч.
Вода в виде компактной струи создается пожарными ство-
лами. Достоинства компактной струи — возможность сосредо-
точить большие массы воды на ограниченном участке, охва-
ченном огнем, механическое воздействие струи на горящее
тело (сбивание пламени, размыв горящего угля), возможность
быстрого маневрирования струями воды с безопасного рассто-
яния. Для тушения пожаров в труднодоступных местах за
крепью выработок, в куполах применяют водоструйные пики,
состоящие из перфорированных труб с заостренными наконеч-
никами. Пику забивают за крепь выработки в обрушенную по-
роду или трещиноватый целик на требуемую глубину и под
давлением подают воду.
Воздушно-механическая пена обладает высокой
подвижностью. Заполняя все сечение горящей выработки, она
доставляется воздушной струей к удаленным очагам горения.
Высокая стойкость и вязкость пены позволяет ей растекаться
по поверхности твердых и жидких материалов, проникать в пу-
стоты и купола. Покрывая раскаленные куски угля, породы,
горящую или тлеющую крепь и заполняя пустоты вокруг
очага горения, пена препятствует притоку кислорода в зону
горения, прекращает пламенное горение своей жидкой фазой,
охлаждает горящие поверхности, снижая температуру очага
пожара.
Огнегасительные порошки представляют собой
смесь неорганических солей (сульфата и фосфатов аммония)
и гидрофобных добавок. Их применяют в качестве заряда руч-
ных огнетушителей ОП-8Б1 и других, для выпуска в вентиля-
ционный поток при тушении пожара установкой «Вихрь». Ме-
ханизм огнетушащего действия порошка основан на обрыве
реакций горения за счет образования на горящей поверхности
твердой полифосфатной пленки, препятствующей доступу кис-
лорода к очагу горения.
Ручные огнетушители с зарядом огнегасительного
порошка применяют для тушения любого горящего материала
и электроборудования, находящегося под напряжением. Одним
огнетушителем ОП-8Б1 можно потушить 6 м2 деревянной
крепи, масло, горящее на площади 4 м2, 2 м2 конвейерной
ленты, 40 кг угля.
В последние годы огнегасительные порошки широко приме-
няют для дистанционного тушения пожаров, особенно в тупи-
ковых выработках. Для этого используется установка «Вихрь»
и порошково-пенная установка ППУ. Принцип действия их ос-
нован на создании порошкового облака, которое может пере-
мещаться по выработке вентиляционным потоком (при скоро-
сти струи 1,5 м/с на 20—30 м) или нагнетаться вентилятором
402
по трубам. По мере прекращения активного горения в зоне
действия порошкового облака выработку охлаждают водой
или пеной, после чего устройство передвигают ближе к очагу
пожара и вновь начинают подачу порошка.
Тушение пожара выемкой пожарного очага применяют на
пластах тонких и средней мощности при ликвидации очагов
самовозгорания угля, обнаруженных в выработанном про-
странстве или в трещиноватых целиках на большом расстоя-
нии от очистного забоя или примыкающих штреков. Очаг
оконтуривают разведочными выработками, заливают водой и
при необходимости грузят потушенную массу в вагонетки.
Способ тушения пожара инертной парогазовой смесью за-
ключается в том, что на пути воздушной струи, поступающей
к очагу пожара, устанавливают генератор парогазовой смеси.
Поступающий к очагу пожара воздух заменяется инертной га-
зовой смесью, которая, проходя через очаг пожара, прекра-
щает пламенное горение с последующим охлаждением горев-
ших материалов до нормальной температуры. На. оснащении
ВГСЧ имеются парогазовые генераторы ГИГ-4 и ГИГ-1500
с подачей соответственно 340 и 1500 м3/мин парогазовой
смеси. Они действуют по принципу турбореактивного двига-
теля с дополнительным выжиганием кислорода из газообраз-
ных продуктов сгорания топлива (керосина) и охлаждением
их распыленной водой или пеной до 80—100 °C.
Вырабатывая генератором парогазовая смесь содержит
около 52 % азота, 40 % водяного пара, 7 % углекислого газа
и около 3—5 % кислорода.
При изоляции пожарного участка (пассивный
способ тушения) во всех действующих и погашенных выработ-
ках, примыкающих к пожарному участку, с поступающими или
нейтральными струями воздуха возводят кирпичные, бетонито-
вые или чураковые перемычки, а также тампонируют трещины
и засыпают провалы, соединяющие изолируемый участок
с действующими выработками и земной поверхностью. Для
повышения герметичности изоляции дополнительно возводят
изолирующие рубашки в местах прососов воздуха, снимают
депрессию с пожарного участка, тампонируют, гуммируют или
подыливают целики, перемычки и выработки.
После изоляции в атмосфере пожарного участка снижается
содержание кислорода, повышается концентрация углекислого
газа, метана (на газоносных пластах). При этом в результате
газификации и сухой перегонки угля появляются значительные
концентрации горючих пожарных газов: оксида углерода, го-
мологов метана (этана, пропана, бутана). Образование взрыв-
чатых концентраций горючих газов в пожарных участках можно
предотвратить закрытием в определенном порядке вентиляци-
онных проемов в изоляционных перемычках, маневрированием
403
вентиляционными струями, подачей инертных газов (азот, уг-
лекислый газ, парогазовая смесь). В шахтах, опасных по газу
и пыли, для локализации взрывов возводят взрывоустойчивые
изоляционные перемычки. Чаще всего при их возведении ис-
пользуют водный гипсовый раствор, приготовляемый на месте
работ из порошкообразного гипса с пластифицирующими до-
бавками. Перемычки сооружаются без врубов. Раствор, зали-
тый между двумя опалубками, быстро затвердевает, образуя
через 1,5 ч твердый материал с пределом прочности на сжа-
тие не менее 3 МПа. Перемычка из такого материала при ее
толщине 1,5—2 м хорошо выдерживает давление ударной
волны взрыва и является достаточно герметичной, несмотря
на отсутствие вруба.
Если во время работ по изоляции произошел взрыв метана,
на пожарном участке работы прекращают и людей отводят
в безопасное место. Возобновляют работы на пожарном уча-
стке только после принятия мер, исключающих вероятность
повторных взрывов. Если же эти меры не дают положитель-
ных результатов и взрывы продолжаются, то пожарный уча-
сток изолируют перемычками на безопасных расстояниях или
затопляют водой.
При тушении подземных пожаров применяют следующие
вентиляционные режимы: сохраняют существовавший до воз-
никновения пожара; сохраняют существовавшее направление
вентиляционной струи с увеличением или уменьшением рас-
хода воздуха; реверсируют (опрокидывают) вентиляционную
струю с сохранением, увеличением4 или уменьшением расхода
воздуха; закорачивают вентиляционную струю при нормаль-
ном или реверсивном ее направлении; создают нулевую венти-
ляцию путем исключения выработок пожарного участка из
вентиляционной сети шахты или остановки вентилятора глав-
ного проветривания.
В начале устанавливают вентиляционный режим, предот-
вращающий распространение пожарных газов в выработки,
в которых находятся люди. Если пожар возник в начале
поступающей вентиляционной струи (в надшахтном здании,
стволе, околоствольном дворе, главном квершлаге и т. п.),
то осуществляют реверсирование вентиляционной струи.
При пожаре в середине пути движения вентиляционной
струи ее закорачивают или реверсируют и даже останавли-
вают вентилятор (если это не вызовет опрокидывания струи
под действием тепловой депрессии или взрыва горючих
газов).
Вентиляционный режим шахты и аварийного участка после
эвакуации людей на поверхность устанавливается оператив-
ным планом ликвидации аварий в зависимости от обстановки
и вида выполняемых работ по тушению пожара.
404
КОНТРОЛЬНЫЕ ВОПРОСЫ
1. Дайте определение рудничного подземного пожара и укажите его от-
личия от поверхностного.
2. Что такое эндогенный пожар и каковы механизм и условия его воз-
никновения?
3. Каковы признаки эндогенного пожара в шахте?
4. Опишите способы профилактики эндогенных пожаров.
5. В чем заключается сущность локализации эндогенных пожаров водо-
воздушными или инертными пенами и вспененными суспензиями?
6. Укажите причины возникновения экзогенных пожаров в шахте и дайте
перечень мероприятий по их предотвращению.
7. Расскажите о первичных средствах пожаротушения и укажите места
в шахте, которые в обязательном порядке оборудуются пожарными кранами
и ручными огнетушителями.
8. В чем заключаются особенности противопожарной защиты выработок,
оборудованных ленточными конвейерами?
9. В каких местах размещаются противопожарные поезда и склады по-
жарных материалов?
10. Какие бывают способы тушения рудничных пожаров?
18. ГОРНОСПАСАТЕЛЬНОЕ ДЕЛО
18.1. ОРГАНИЗАЦИЯ ГОРНОСПАСАТЕЛЬНОЙ СЛУЖБЫ
Горноспасательные части — это крупные военизи-
рованные формирования, призванные выполнять спасательные
и аварийно-технические работы в шахтах в непригодной для
дыхания атмосфере. В их основные задачи входят: спасение
людей, застигнутых в шахтах и рудниках авариями; ликвида-
ция аварий и их последствий; технические работы, требующие
применения защитных дыхательных аппаратов и специальных
технических средств; профилактическая работа, направленная
на предупреждение аварий и быстрейшую ликвидацию их по-
следствий.
Основным организационно-оперативным формированием
ВГСЧ является горноспасательный взвод, состоящий
из четырех — шести и более отделений по 6—7 человек в каж-
дом. Горноспасательный взвод организуется, как правило, для
обслуживания группы шахт в радиусе 15—20 км.
Горноспасательные взводы в одном угольном районе объ-
единяются в более крупное формирование — военизированный
горноспасательный отряд (ВГСО). Его руководящий орган —
штаб — обеспечивает руководство всей оперативно-технической,
профилактической и финансово-хозяйственной деятельностью
входящих в его состав подразделений и располагается обычно
при одном из наиболее крупных горноспасательных взводов.
Оперативно-технической деятельностью горноспасательных
отрядов в пределах бассейна руководит штаб военизирован-
ных горноспасательных частей, а в штабе отрасли — управле-
ние военизированных горноспасательных частей.
405
В последние годы в связи с укреплением угольных пред-
приятий, ростом протяженности подземных горных выработок
и повышением метаноносности угольных пластов на шахтах
организованы вспомогательные горноспасательные команды
(ВГК), основными задачами которых являются спасение лю-
дей, застигнутых аварией, и ликвидация самих аварий в на-
чальной стадии их возникновения до прибытия подразделений
ВГСЧ. Эти команды комплектуются из числа подземных ра-
бочих и инженерно-технических работников шахт, пригодных
по состоянию здоровья для работы в респираторах. Члены
ВГК распределяются по рабочим сменам с таким расчетом,
чтобы на каждом эксплуатационном и подготовительном уча-
стке, в пожароопасной выработке всегда находились один-два
человека. Члены ВГК проходят предварительное обучение по
специальной программе и приобретают специальные навыки
работы в респираторах. Рабочие респираторы членов ВГК
хранятся в специальных контейнерах вблизи их рабочих мест
в выработках шахты.
При возникновении аварии, например пожара, члены ВГК
немедленно сообщают о случившемся диспетчеру (дежурному
по шахте), принимают меры по ликвидации загорания имею-
щихся в горных выработках средствами и организуют вывод
людей по маршрутам, предусмотренным планом ликвидации
аварий.
Для обеспечения круглосуточного дежурства и выполнения
необходимых видов подготовки личный состав горноспасатель-
ного взвода распределяется на четыре смены: дежурная, ре-
зервная, свободная, выходная. Дежурная смена полные сутки
находится в техническом здании, отлучаясь домой только для
приема пищи, и занимается выполнением предусмотренных
графиком работ. Из состава дежурного отделения выделяется
респираторщик — дежурный у телефона, в обязанности кото-
рого входят прием извещений об авариях и оповещение лич-
ного состава (включение сигнала «тревога»). Резервное отде-
ление до установленного времени самостоятельно или с де-
журным отделением выполняет предусмотренные графиком
виды ‘Подготовки, а в ночное время находится дома. Свобод-
ная смена посещает обслуживаемые взводом шахты.
18.2. ГОРНОСПАСАТЕЛЬНЫЕ РАБОТЫ
ПО ЛИКВИДАЦИИ АВАРИЙ
Принять правильное решение в момент, когда авария уже
произошла, практически невозможно, так неминуемо могут
быть допущены ошибки и потеряно время для поиска наибо-
лее целесообразного варианта. Вот почему ПБ требуют забла-
говременной разработки специального документа, в котором
406
были бы определены первоочередные меры и действия руково-
дителей ликвидации аварии и должностных лиц шахты в на-
чальный период аварии. Таким документом является План
ликвидации аварий (ПЛА), разрабатываемый для каж-
дой шахты сроком на 6 мес. В нем устанавливают, в какой
горной выработке и какой вид аварии может возникнуть, и
для каждого из этих случаев определяются меры по спасению
людей, применению наиболее эффективных способов и средств
ликвидации самой аварии.
План ликвидации аварий разрабатывается главным инже-
нером шахты совместно с инженерно-техническими работни-
ками, согласовывается с командиром соответствующего горно-
спасательного отряда и утверждается техническим директором
производственного объединения за 15 дней до начала следую-
щего полугодия. Если в течение полугодия в схеме расположе-
ния горных выработок и их проветривании произошли измене-
ния, то в план ликвидации аварии в течение суток вносятся
необходимые поправки и дополнения.
План ликвидации аварий содержит: оперативную часть, со-
ставленную по специальной форме; список должностных лиц
и учреждений, которые должны быть немедленно извещены об
аварии; правила поведения работников шахты при авариях;
указания по ликвидации аварийных ситуаций, не включенные
в позиции ПЛА (обрыв клети, поражение электрическим то-
ком, внезапная остановка вентиляторов главного проветрива-
ния и др.).
Оперативная часть ПЛА включает перечень первоочеред-
ных мероприятий для каждого вида аварии и места ее воз-
никновения. Мероприятия располагаются в определенной по-
следовательности с учетом их значимости для обеспечения бы-
строй и безопасной эвакуации людей и предусматривают:
вызов горноспасательного взвода; установление необходимого
вентиляционного режима; порядок электроснабжения аварий-
ного участка, крыла или шахты в целом; оповещение людей
об аварии; порядок работы транспортных средств, имеющихся
в горных выработках, которые могут быть использованы для
эвакуации людей; действия членов ВГК; указания о подго-
товке средств пожаротушения; подготовку транспортных
средств для доставки отделений ВГСЧ на аварийный участок
и т. д.
Указанные мероприятия реализуются, как правило, до при-
бытия отделений ВГСЧ на шахту, поэтому задания отделе-
ниям записываются в конце мероприятий. При определении
маршрута движения отделений указывается место спуска
в шахту и конечный пункт маршрута; сам маршрут движения
конкретизируется на микросхеме горных выработок, которая
выдается каждому командиру отделения.
407
Предусматриваемый в ПЛА вентиляционный режим дол-
жен обеспечить безопасный выход людей и исключать воз-
можность накопления горючих газов до взрывоопасной кон-
центрации. Отделения ВГСЧ направляются навстречу выходя-
щим людям и прежде всего в те выработки, где наибольшее
число людей нуждается в помощи.
Для быстрой эвакуации людей из подземных горных выра-
боток используются имеющиеся механические средства. По-
этому при отключении электроэнергии учитывается необходи-
мость ее сохранения на соответствующих участках.
К ПЛА прикладываются следующие документы: схема вен-
тиляции шахты; схема (план) горных работ с нанесением по-
жарных средств, средств оповещения об авариях, пунктов
группового хранения самоспасателей и других средств само-
спасения; принципиальная схема подачи воды в шахту из во-
доемов, резервуаров и других источников; микросхемы горных
выработок в количестве 15 экз. с нанесением направления дви-
жения воздуха, мест установки телефонов с указанием их но-
меров; протокол результатов проверки готовности шахты
к ликвидации аварий.
Для удобства пользования планом каждой выработке
(группе выработок, надшахтному сооружению) присваивается
определенный номер (позиция), который наносится на схему
вентиляции и план горных работ.
Для руководства всем комплексом горноспасательных ра-
бот и управления всеми службами, участвующими в ликвида-
ции аварии, создается командный пункт. Организуется он, как
правило, в кабинете главного инженера шахты, являющегося
ответственным руководителем работ по ликвидации аварии.
Руководителем горноспасательных работ является командир
подразделения ВГСЧ. Решения ответственного руководителя
работ являются обязательными для выполнения всеми лицами,
участвующими в ликвидации аварии, в том числе и работни-
ками ВГСЧ, если они не противоречат требованиям Устава
ВГСЧ по организации и ведению горноспасательных работ.
На командном пункте концентрируются все сведения, свя-
занные с ходом ведения аварийно-спасательных работ, с него
передаются распоряжения на аварийные объекты и вспомога-
тельным службам. Из числа отделений, прибывших на шахту
в начальный период аварии, одно или несколько отделений
обязательно направляется в разведку с целью спасения лю-
дей. В дальнейшем разведка организуется для получения све-
дений, необходимых для разработки оперативного плана. Ос-
новная ее сложность заключается в том, что отделение ВГСЧ,
как правило, не имеет достаточно полных сведений ни о со-
ставе атмосферы, ни о состоянии выработок по маршруту дви-
жения. Поэтому при разведке необходимо обязательно прояв-
408
лить повышенное внимание и осторожность, четко рассчиты-
вать запас кислорода в баллонах респираторов для возвраще-
ния на базу.
К числу наиболее важных и обязательных правил поведе-
ния и действий в разведке в условиях загазированной атмо-
сферы относятся следующие:
любая работа в загазированной атмосфере может выпол-
няться отделением ВГСЧ в составе не менее пяти человек;
продолжительность работы или движения ограничивается
запасом кислорода в респираторе и определяется следующим
образом — из общего запаса кислорода (400 л) 100 л резерви-
руется как неприкосновенный запас на непредвиденные слу-
чайности при возвращении на базу, а 300 л являются рабочим
запасом, который может расходоваться на движение в оба
конца при разведке или на движение и работу;
если при движении по выработке против исходящей струи
температура воздуха резко возрастает (на 3 °C и более за
5 мин), отделение обязано прекратить движение и возвра-
титься на базу;
движение вперед также прекращается, если содержание
метана в атмосфере достигло 2 % и продолжает нарастать;
при выполнении разведки возвращение на базу разреша-
ется только по прежнему маршруту;
если отделение следует в загазированную атмосферу с ис-
пользованием механического транспорта, запас кислорода на
обратный путь резервируется из условий возвращения пешком.
18.3. ДЕЙСТВИЯ ПОДРАЗДЕЛЕНИЙ ВГСЧ
ПРИ ОСНОВНЫХ АВАРИЯХ
Взрывы метана и угольной пыли. Действие отделений ВГСЧ
при ликвидации последствий взрыва направлены на оказание
помощи людям, ликвидацию возможных очагов горения и вос-
становление разрушенных взрывом вентиляционных сооружений
с тем, чтобы восстановить нормальное проветривание вырабо-
ток. Если разрушенные вентиляционные сооружения восстано-
вить невозможно, отделения возводят временные вентиляцион-
ные устройства (дощатые и парусные перемычки, крос-
синги и т. п.).
Взрыв может вызвать образование новых очагов горения
в самых неожиданных местах выработки. Указанные очаги
представляют реальную опасность возникновения повторных
взрывов. Поэтому одновременно с оказанием помощи людям
отделения ВГСЧ детально обследуют горные выработки и не-
медленно ликвидируют обнаруженные очаги.
Для скорейшего проникновения к людям используются лю-
бые проходы через обрушенные породы, поврежденная крепь
409
подкрепляется, производится отборка нависших глыб, уста-
навливаются верхняки и устраиваются перекрытия. При этом
должна быть обеспечена возможность обратного выхода.
Внезапные выбросы угля и* газа. Действия отделений при
этом виде аварии направлены на спасение людей, разгазиро-
вание горных выработок, уборку угольной мелочи и восстанов-
ление проветривания.
Одним из первоочередных мероприятий является обеспече-
ние людей в месте аварии воздухом. Если выброс произошел
в опережающей части откаточного (конвейерного) штрека на
крутых пластах, то должны быть приняты меры по немедлен-
ному освобождению от угля погрузочных и вентиляционных
печей, разборке ранее установленных перемычек. В целях уве-
личения поступления воздуха в лаву могут быть использованы
трубопроводы сжатого воздуха.
Отделения ВГСЧ, направляемые для оказания помощи лю-
дям, должны иметь при себе изолирующие самоспасатели или
запасные респираторы, а также табельное оснащение для вы-
полнения работ в нарушенных выработках.
При выполнении работ в атмосфере со взрывчатой кон-
центрацией метана необходимо следить за исправностью ин-
дивидуальных светильников, предохранять их от ударов, по
возможности не применять электрооборудование до разгазиро-
ванйя выработки, не допускать резких ударов, при которых
может возникнуть искра. Не допускается работа вентиляторов
местного проветривания на рециркуляцию.
Обрушения в горных выработках. Аварии, связанные с об-
рушением пород в подготовительных и очистных выработках,
происходят значительно чаще, чем другие. Горноспасательные
работы по ликвидации их последствий обычно выполняются
без применения защитных дыхательных аппаратов. Одной из
первых задач отделений ВГСЧ в этих условиях является про-
ведение разведки для получения необходимых данных о раз-
мерах обрушения, наличии и состоянии людей, проветривания
выработки, возможности подхода к пострадавшим.
Места нахождения людей определяются окликом, пересту-
киванием, прослушиванием через породы с помощью геофона.
При необходимости подачи свежего воздуха может быть ис-
пользован имеющийся на участке трубопровод.
Организация и выполнение горноспасательных работ зави-
сят от места обрушения пород. В лавах на пологих пластах
должна быть предварительно усилена крепь выше и ниже зоны
обрушения путем установки дополнительных рам, костров. Для
подхода к пострадавшим обрушенные породы убирают, прохо-
дят присечки по углю со стороны очистного забоя, тщательно
крепят при этом обнажаемую кровлю. При неустойчивой
кровле, не позволяющей проходить присечку, проводят разрез-
410
ную печь, из которой в сторону места обрушения ведут поиско-
вые печи.
При завалах в подготовительных выработках перед нача-
лом восстановительных работ должна быть усилена крепь вы-
работки в районе примыкания к месту обрушения. При не-
устойчивых породах кровли восстановительные работы ведут
с применением забивной крепи. Выбор способа проведения или
восстановления выработки зависит от того, какой из них обе-
спечивает наибольшую скорость подхода к пострадавшим.
18.4. ТЕХНИЧЕСКОЕ ОСНАЩЕНИЕ
ГОРНОСПАСАТЕЛЬНЫХ ЧАСТЕЙ
Техническое оснащение горноспасательных частей по своему
назначению подразделяется на: дыхательные аппараты (респи-
раторы, самоспасатели, приборы для восстановления дыхания,
газотеплозащитные аппараты); пожарное оборудование, пред-
назначенное для ликвидации открытых очагов горения, пре-
граждения распространения огня по горным выработкам и со-
здания взрывобезопасной атмосферы в изолируемых участках;
аппараты связи для поддержания двухсторонней связи рабо-
тающих отделений с базой или командным пунктом; приборы
контроля за составом рудничной атмосферы; средства механи-
зации горноспасательных работ.
В зависимости от назначения и очередности применения
техническое оснащение размещают на оперативных или специ-
альных автомобилях и прицепах или хранят в постоянной го-
товности к применению на базе подразделений ВГСЧ.
Дыхательные аппараты, являющиеся одним из основных ви-
дов технического оснащения ВГСЧ, предназначены для защиты
органов дыхания человека от вредного воздействия отравлен-
ной или бедной кислородом атмосферы.
В горноспасательных частях применяют дыхательные аппа-
раты изолирующего типа, основанные на использовании сжа-
того или химически связанного кислорода. К ним относятся
рабочие респираторы Р-30, вспомогательные респираторы
РВЛ-1 и изолирующие самоспасатели ШСС-1 и ШС-М.
Респираторы Р-30 и РВЛ-1 относятся к числу регенератив-
ных дыхательных аппаратов на сжатом кислороде. Срок их за-
щитного действия составляет соответственно 4 и 2 ч.
Респиратор Р-30 (рис. 18.1) имеет 2-литровый баллон,
в котором под давлением 20 МПа имеется запас кислорода
400 л. Для регенерации выдыхаемого воздуха, т. е. очистки его
от углекислого газа, служит регенеративный патрон. Для обес-
печения необходимого комфорта дыхания в условиях повышен-
ных температур респиратор снабжен холодильником с брике-
том водяного льда.
411
1
2
Рис. 18.1. Схема изолирующего
респиратора Р-30:
1 — соединительная коробка; 2 — слю-
ноудаляющий насос; 3 — шланг выдо-
ха; 4 — клапан выдоха; 5 — регенера-
тивный патрон; 6 — избыточный кла-
пан; 7 — дыхательный мешок; 8 — кис-
лородный баллон,; 9 — запорный вен-
тиль; 10 — перекрывной вентиль; 11 —
Предохранительный клапан; 12 — ава-
рийный клапан (байпас); 13 — редук-
тор; 14 — легочный автомат; 15 — мано-
метр; 16 — крышка холодильника; 17 —
охлаждающий элемент; 18 — холодиль-
ник; 19 — клапан вдоха; 20 — шланг
вдоха
Рис. 18.2. Схема изолирующего самоспасателя ШСС-1:
/ — регенеративный патрон; 2 — пусковое устройство; 3 — гофрированный шланг; 4 —
носовой зажим,; 5 —загубник; 6 — дыхательный мешок; 7 — избыточный клапан; 8 —
корпус
Выдыхаемый воздух через загубник (или дыхательную
маску), соединительную коробку, выдыхательный шланг и кла-
пан выдоха поступает в регенеративный патрон, в котором он
очищается от углекислого газа, а затем в дыхательный мешок,
где обогащается кислородом. При вдохе воздух, обогащенный
непрерывно поступающим из баллона кислородом, через кла-
пан вдоха, шланг вдоха, соединительную коробку и загубник
попадает в легкие человека. Таким образом, движение воздуха
412
осуществляется по замкнутому кругу и всегда в одном и том
же направлении.
Регенеративный патрон заполнен известковым химическим
поглотителем ХПИ. Обогащение воздуха кислородом ве-
дется постоянно, периодически и разово (аварийно). Постоян-
ная и периодическая подача кислорода осуществляется авто-
матически, аварийная — нажатием на аварийный клапан
(байпас).
Изолирующий самоспасатель ШСС-1 (рис. 18.2)
также имеет регенеративный патрон, который заполнен грану-
лированным кислородсодержащим продуктом. Пусковое устрой-
ство при вскрытии самоспасателя срабатывает автоматически и
выделяет за 20—30 с около 5 л кислорода. Дальнейшее поступ-
ление нужного для дыхания кислорода обеспечивается регене-
ративным патроном за1 счет реакции выдыхаемого углекислого
газа и влаги с кислородсодержащим продуктом, при которой
происходит очистка воздуха от углекислого газа и выделение
чистого кислорода. Масса самоспасателя 2,95 кг.
Передвижные спасательные пункты ПСП и ПСПМ
устанавливаются в горных выработках на пути следования
шахтеров при выходе из аварийного участка и у места их ра-
боты. Они предназначены для переключения шахтеров из са-
моспасателей с истекшим временем защитного действия в но-
вые на длинных маршрутах выхода, включения шахтеров в са-
моспасатели при отсутствии индивидуального закрепленного
самоспасателя на рабочем месте в момент возникновения ава-
рии, обеспечения шахтеров пригодным для дыхания воздухом
в зоне размещения пункта до момента восстановления нор-
мальной вентиляции.
Пункт ПСП работает автономно. Воздухораспределитель-
ная система состоит из 40-литрового баллона со сжатым воз-
духом, редуктора, четырех легочных автоматов, к которым
подсоединены четыре гофрированных шланга воздуховодов
с полумасками и загубниками. Подача воздуха к воздуховодам
осуществляется автоматически при открывании двери пункта.
На левый боковой стенке ПСП крепится шахтный телефон.
В пункте ПСПМ питание сжатым воздухом воздуховодов
с полумасками осуществляется от шахтной пневмосети. По-
этому их время защитного действия практически неограни-
ченно.
Переносной спасательный аппарат ПСА предназначен для
обеспечения дыхания шахтеров сжатым воздухом, когда при
аварии целесообразно переждать некоторое время до восста-
новления нормальной вентиляции. Аппарат устанавливается
в уступах потолкоуступных лав или в подготовительных за-
боях и рассчитан на два человека. Питание сжатым воздухом
осуществляется от шахтной пневмосети.
413
Таблица 18.1.
Показатели ПСП ПСПМ ПСА
Время защитного действия, мин Число воздуховодов с полу- масками и загубниками Число запасных самоспа- сателей Габариты, мм Масса, кг 70 4 14 1418X331X736 192 Не огран 4 12 164 [иченно 2 2 300X400X150 12
Краткая характеристика спасательных аппаратов приведена
в табл. 18.1.
Для оказания помощи пострадавшим при отсутствии или
ослаблении дыхания широкое распространение имеют дыха-
тельные аппараты для искусственной вентиляции легких ГС-10
и СУ-1 «Доза».
Аппарат ГС-10 позволяет проводить искусственную венти-
ляцию легких в пригодной и непригодной для дыхания атмо-
сфере. С его помощью возможна также ингаляция легких
100 %-м кислородом.
Спасательное устройство СУ-1 «Доза» предназначено для
ингаляции, вспомогательной и‘искусственной (ручным спосо-
бом) вентиляции легких при оказании помощи пострадавшим
в шахте как в пригодной, так и непригодной для дыхания ат-
мосфере. Устройство СУ-1 может применяться также для изо-
ляции органов дыхания застигнутых аварией в шахте горнора-
бочих в экстренных случаях.
Аппаратура горноспасательной связи «Уголек» (рис. 18.3)
предназначена для двухсторонней громкоговорящей связи
между подземной базой и отделением ВГСЧ при ведении гор-
носпасательных работ. В комплект аппаратуры входят аппа-
рат базы, аппарат отделения и подключающие устройства. Тех-
нические данные аппаратуры «Уголек» приведены ниже.
Максимальная длина линии связи, км........................... 5
Выходная электрическая мощность усилительного тракта ап-
парата базы, Вт ...................................... 0,2
Напряжение источника питания, В .......................... 6,25
Тип источника питания...................................Секция 5РЦ-73
Продолжительность непрерывной работы без смены источника
питания, ч................................................. 100
Масса, кг ................................................. 1,8
Перед уходом отделения в загазованную атмосферу аппа-
рат базы подвешивается на крепь выработки. На расстоянии
0,5—1 м от него провод привязывается к крепи, чтобы исклю-
414
Рис. 18.3. Аппарат проводной громкого-
ворящей связи «Уголек»:
/ — корпус; 2 — переговорная решетка; 3 —
светодиод; 4 — шнур включения в катушку
связи; 5 — вилка
Рис. 18.4. Аппаратура высокочастотной
связи «Кварц»:
1 — футляр; 2 — аппарат связи; 3 — заземля-
ющий штырь; 4 — антенна
чить произвольное его отключение от аппарата базы. Для
удобства пользования аппаратом отделения при движении он
крепится с помощью карабина на спецодежде командира. При
движении по заданному маршруту провод связи необходимо
периодически подвешивать на крепь выработки, чтобы избе-
жать случайного его порыва.
415
Аппаратура подземной высокочастотной связи '«Кварц»
(рис. 18.4) предназначена для обеспечения двухсторонней те-
лефонной (разговорной) связи и кодовой сигнализации тональ-
ными сигналами отделения ВГСЧ с подземной базой. При этом
в качестве направляющих используются изолированные метал-
лические проводники в горных выработках. Технические дан-
ные аппаратуры приведены ниже.
Номинальная частота, кГц ...................................... 266
Номинальная выходная мощность приемника, Вт, не менее...........0,2
Напряжение источника питания, В ...............................12,5
Максимальная дальность связи по изолированным металлическим направ-
ляющим, км ...................................................... 8
Время непрерывной работы без смены источника питания, ч .........50
Масса, кг ......................................................2,6
Аппаратура «Кварц» состоит из блока приемо-передатчика.
смонтированного в пылебрызгозащищенном корпусе, и рамоч-
ной антенны. Блок приемопередатчика и антенна соединены
друг с другом шнуром в полихлоридной оболочке. Рамочная
антенна имеет жесткую конструкцию, выполненную в форме
полуцилиндра. На ручке антенны имеется кнопка перехода
с приема на передачу, дублирующая кнопку на корпусе аппа-
рата.
Ручные огнетушители являются наиболее распространенным
средством тушения подземных и поверхностных пожаров в на-
чальной стадии их возникновения. Они бывают пенные и по-
рошковые.
Принцип действия химических пенных огнетушителей осно-
ван на взаимодействии щелочной и кислотной частей заряда,
в результате которого выделяется углекислый газ, вспениваю-
щий пенообразующий раствор в корпусе огнетушителя. Обра-
зующаяся пена под давлением выбрасывается через специаль-
ный спрыск.
Порошковые огнетушители обладают более высо-
кими огнегасительными свойствами, чем пенные, и имеют бо-
лее широкую область применения. Они предназначены для ту-
шения воспламенившихся деревянной крепи, угля, конвейерной
ленты, масел, метана и электрооборудования, находящегося
под напряжением, в начальных стадиях пожара. В горноспаса-
тельных частях широко применяются порошковые огнетуши-
тели ОПШ-Ю (рис. 18.5) со следующей технической характе-
ристикой:
Масса огнетушащего порошка, кг ................8
Продолжительность действия, с ................18
Длина огнегасительной струи, м ................7
Масса огнетушителя с зарядом, кг ..............14
416
Огнетушитель ОПШ-10 заря-
жается огнегасительным порош-
ком П-2АП. В качестве вытал-
кивающего заряда используется
сжатый воздух из баллона вме-
стимостью 0,4 л.
К числу более мощных техни-
ческих средств тушения подзем-
ных пожаров относятся пере-
движные огнетушительные уста-
новки: пенные и порошковые.
В последнее время все боль-
шее распространение получают
порошковые огнетушительные
установки. Они предназначены
для тушения подземных пожа-
ров при горении древесины, кон-
вейерной ленты, минерального
масла, метана и др. Установки
представляют собой герметичные
емкости с запасом огнегаситель-
ного порошка, смонтированные
на пневмоколесном или рель-
сово-колесном ходу. Порошок
из емкости выбрасывается сжа-
тым воздухом и по рукаву по-
жарного ствола подается в очаг
горения. Сжатый воздух исполь-
зуется от пневмосети шахты или
из 40-литровых баллонов, входя-
щих в комплект установки. Тех-
ническая характеристика устано-
вок приведена в табл. 18.2.
При горноспасательных работах нередко возникает необхо-
димость в непрерывном получении воздушно-механической
пены определенной кратности в больших объемах и подачи ее
в труднодоступные места или на большие расстояния для ди-
станционного тушения очагов горения. Для этих целей исполь-
зуются различные пеногенерирующие установки или устрой-
ства, принцип действия которых основан на возможности полу-
чения пены при разбрызгивании пенообразующего раствора на
пакет сеток в потоке воздуха или эжекции воздуха факелом
воды.
Водоструйный пеногенератор ПГВ-0,5М (рис. 18.6) пред-
назначен для получения пены средней или высокой кратности
за счет энергии напора воды, а также с помощью вентилятора
местного проветривания. Его производительность составляет
14 Заказ Яв 758 417
Рис. 18.5. Схема порошкового
огнетушителя ОПШ-10:
1 — вспушиватель.; 2 — сифон; 3 — уп-
ругий стержень; 4 — корпус; 5 — болт;
6 — ручка; 7 — рычаг; 8 — пробойник;
9 — клапан; 10 — головка,; И — рукав;
12 — баллон; 13 — насадка
Таблица 18.2
Показатели ОПШ-250 УПШ-250 УПШ-500 УПШ-1000
Масса огнетушащего ве- 80 250 500 1000
щества, кг Расход огнетушащего ве- 4,0 4,0 4(8) 5—5,5
щества, кг/с Огнетушащая способ- ность при тушении, м*: деревянной крепи (за- 60 100 150 300
тяжки) конвейерные ленты 30 50 75 150
минерального масла 50 100 150 300
метана 50 100 150 300
Продолжител ьность н е- 20—25 60 120 (60) 180
прерывного действия, с Максимальная эффектна- 16 15 15 15
ная длина струи огнету- шащего вещества, м Рабочее давление в кор- 0,6 1.0 1,0 0,4—0,6
пусе, МПа Число рукавов со ствола- 1 1 2 2
ми Длина рукава, м 10 20 20 20
Габариты, мм: ширина 700 834 1150 1150
длина 620 2000 2800 2700
высота 1060 1400 1400 1450
Масса с зарядом, кг Время эффективного 172 860 1550 2100
30—40 40—60 40—60 60—120
применения с момента воз- никновения пожара, мин Дальность подачи огнету- шащего вещества в гори- зонтальных (вертикаль- ных) выработках, м, по по- жарному рукаву (при ра- боте от пневмосети) диа- метром, мм: 50 300 (60) 300 (60)
75 500 (65) — 500 (65)
Диапазон температур От —30 От —20 От —20 От —20
применения, °C до 50 до 50 до 50 до 50
0,4—0,5 м3/с (от энергии напора воды) и 1—1,2 м3/с (при ис-
пользовании вентилятора).
Для непрерывного получения воздушно-механической пены
в большом количестве используется эжекционный струйный пе-
ногенератор ПЭК, в котором пена получается за счет энергии
напора пенообразующего раствора. Он изготовляется трех ти-
поразмеров производительностью 50—60, 100—150 и 200—
250 м3/мин.
418
пенообразователь
Рис. 18.6. Водоструйный пеногенератор ПГВ-0,5 М:
1 — вентилятор местного проветривания; 2 — патрубок; 3 — рукав для подачи воды
с пенообразователем; 4 — насадка; 5 — сетки
Рис. 18.7. Порошково-пенная установка ППУ:
/ —• порошковый блок; 2 — вентилятор,; 3 — пеногенератор; 4 — переходник
Для комбинированного тушения развившихся пожаров
в горизонтальных, наклонных и вертикальных выработках при-
меняется порошково-пенная установка ППУ (рис. 18.7). Она
смонтирована на раме шахтной вагонетки и доставляется к ме-
сту пожара по рельсовым путям. Ее техническая характери-
стика приведена ниже.
Максимальная подача огнетушащего порошка, кг/с.................... 5
Производительность по пене, м3/с ............................8,3—10
Кратность пены .............................................. 400—700
Масса, кг ...................................................... 3400
Установка ППУ предполагает использование высоконапор-
ного вентилятора местного проветривания ВМЦ-8. Пена обра-
зуется за счет набрызгивания водного раствора пенообразова-
теля из распылителей коллектора на сетку, через которую про-
дувается воздух вентилятором. В горизонтальных выработках
14* 419
Рис. 18.8. Установка «Вихрь» для подачи огнетушащего порошка:
/ — конфузор; 2 — крышка; 3 —бункер; 4 — нож для разрезки мешков; 5—сетка; t
перфорированная труба; 7 — диффузор,; 8 — корпус; 9 — вентилятор
3
Рис. 18.9. Схема гид-
ранта-пистолета ГП-3:
1 — шнур; 2 — кольцо; 3 —
крючок; 4 — боек; 5 — кап-
сюль патрона; 6 — заряд;
7 — пробойник; 8 — соеди-
нительная головка; 9 — ре-
зиновая прокладка
пена подается по рукаву за самоуплотняющуюся перемычку.
При применении огнегасительного порошка он из заводской
тары (полиэтиленовые или бумажные мешки) высыпается
в бункер, а затем с помощью вентилятора направляется в по-
ток воздуха. Пену и порошок можно также подавать по венти-
ляционным трубам диаметром 600 мм на расстояние до 300 м.
К числу специальных устройств, позволяющих использовать
для подачи огнетушащего порошка вентиляторы местного про-
ветривания, относится установка «Вихрь» (рис. 18.8), которая
может подсоединиться как к всасывающему, так и нагнета-
тельному патрубку вентилятора с помощью специального пере-
ходника. Установка используется для дистанционного тушения
и локализации пожаров путем интенсивной подачи огнетуша-
щего порошка по имеющемуся вентиляционному ставу в очаг
пожара. Такой технический прием особенно часто применяют
при развитых пожарах в тупиковых выработках, когда повы-
шенная температура и задымленность атмосферы не позволяют
подойти к очагу пожара для непосредственного его тушения.
После снижения активности горения оставшиеся очаги ликви-
дируются водой или другими средствами.
Подача порошка установкой по вентиляционному ставу диа-
метром 600 мм колеблется от 2 до 4 кг/с. Масса установки
100 кг.
Установками «Вихрь» обычно оснащаются шахтные пожар-
ные поезда; они имеются также на вооружении ВГСЧ.
Для подсоединения пожарных рукавов к водяной маги-
страли на любом участке стального трубопровода, находяще-
гося под давлением, на вооружении ВГСЧ имеются гидрант-
пистолеты ГП-3 и ГПП.
Гидрант-пистолет ГП-3 (рис. 18.9) имеет шнур с кольцом,
которое перед выстрелом одевается на крючок. При дергании
шнура молоток крючка ударяет по верхней части бойка и раз-
бивает капсюль патрона, снаряженного зарядом охотничьего
бездымного пороха. Под давлением пороховых газов после
взрыва заряда пробойник пробивает стенку трубы. Пробивае-
мое отверстие герметизируется резиновой прокладкой. Вода из
трубопровода в пожарный рукав подается через соединитель-
ную головку.
Для инертизации атмосферы в пожарных участках на воо-
ружении ВГСЧ имеются генераторы парогазовой смеси ГИГ-4
и ГИГ-1500.
Генератор ГИГ-4 (рис. 18.10) состоит из четырех секций,
соединенных друг с другом быстросъемными стяжными хому-
тами, и систем, обеспечивающих его работу.
При включении двигателя напряжение аккумуляторной ба-
тареи подается на стартер, раскручивающий ротор двигателя.
Центробежный компрессор газотурбинного двигателя засасы-
421
Рис. 18.10. Схема генератора парогазовой смеси ГИГ-4:
/ — газотурбинный двигатель; 2—реактивное сопло; 3, 7 и // —с»яжные хомута; 4 —
эжектор; 5—топливным коллектор; 6 — испаритель; 3 — стабилизатор пламени; 9 —
воспламенитель; 10 — камера дожигания; /2 — камера охлаждения
вает воздух, сжимает его и подает в кольцевую камеру сгора-
ния. Одновременно приводятся в действие топливный насос
двигателя и насос-регулятор, которые подают топливо (авиа-
ционный керосин) через рабочие форсунки в камеру сгорания.
В ней запальным устройством топливо поджигается. Нагретые
до температуры 700—800 °C продукты сгорания подаются
в осевую одноступенчатую турбину. Отработанный газ с содер-
жанием кислорода 16—18 % поступает в реактивное сопло дви-
гателя, установленное на входе в эжектор генератора. В эжек-
торе происходит подсасывание дополнительного количества
воздуха. В эжекторном канале выхлопные газы и воздух пере-
мешиваются и образуют газовоздушную смесь с температурой
390—410 °C. В эту смесь подается топливо. Под действием тем-
пературы газовоздушной смеси топливо интенсивно испаряется
и перемешивается. Образовавшаяся топливно-воздушная смесь
направляется в камеру дожигания, в которой с помощью вос-
пламенителей она поджигается. В продуктах сгорания топлива
содержание кислорода снижается до 1 %.
Из камеры дожигания продукты сгорания поступают в ка-
меру охлаждения, в которую через форсунки под давлением
0,3—0,6 МПа в распыленном виде подается вода. При испаре-
нии воды продукты сгорания охлаждаются и насыщаются во-
дяным паром. Образовавшаяся парогазовая смесь имеет на вы-
ходе из генератора температуру 80—90 °C.
Для механизации работ по возведению взрывоустойчивых
перемычек при изоляции пожарных участков ВГСЧ использу-
ются устройства «Темп» и «Монолит». С их помощью механи-
зируются процессы приготовления гипсового раствора и транс-
портирования его к месту возведения перемычки.
Толщина взрывоустойчивой перемычки принимается в за-
висимости от площади поперечного сечения выработки и пре-
дела прочности материала. Так, в выработке с площадью по-
перечного сечения вчерне 12 м2 при пределе прочности мате-
422
риала на сжатие 3 и 9 МПа толщина перемычки составляет со-
ответственно 2,8 и 1,7 м.
Гипсовый раствор заливается в предварительно подготов-
ленную опалубку с проемом для сохранения проветривания.
Делать вруб для перемычки не требуется.
Вентиляционная перемычка «Парашют» предназначена для
оперативного регулирования проветривания горных выработок
при тушении подземных пожаров и ликвидации последствий
других аварий в шахте. Перемычка устанавливается в горизон-
тальных и наклонных горных выработках любой формы по-
перечного сечения для временной изоляции аварийных участ-
ков и проведения различных вентиляционных маневров при
авариях в шахте или при перераспределении воздуха на от-
дельных участках при нормальной работе шахты.
Перемычка состоит из купола полусферической формы, из-
готовленного из легкой воздухонепроницаемой ткани, и стро-
пов, с помощью которых она крепится в выработке. Установ-
ленная в выработке парашютная перемычка сокращает расход
проходящего по ней воздуха в 5—10 раз. Краткая техническая
характеристика трех выпускаемых типоразмеров перемычки,
рассчитанных на скорость движения воздуха выработки 0,5—
8 м/с, приведена ниже.
Диаметр перемычки, м............# ................ 4 5 6
Площадь поперечного сечения перекрываемой выработки, ма 9 15 20
Масса, кг ........................................ 9 15 20
Перемычка устанавливается двумя горнорабочими, продол-
жительность установки 2—3 мин.
КОНТРОЛЬНЫЕ ВОПРОСЫ
1. Каковы организация горноспасательной службы в СССР и порядок
дежурства в горноспасательном взводе?
2. В чем заключается сущность плана ликвидации аварий в шахте, ка-
ковы порядок его разработки, перечень документов, прикладываемых
к плану?
3. Укажите перечень первоочередных мероприятий, которые содержит
оперативная часть плана ликвидации аварий в шахте, и лиц, ответственных
за их выполнение.
4. Каковы организация разведки горных выработок и правила поведения
горноспасателей в разведке?
5. Расскажите об организации горноспасательных работ по тушению руд-
ничных пожаров и укажите особенности тушения пожаров в тупиковых вы-
работках.
6. В чем заключаются особенности изоляции пожарного участка в газо-
обильных шахтах?
7. Расскажите о назначении и устройстве дыхательных аппаратов, при-
меняемых при горноспасательных работах в шахтах.
8. Какое пожарное оборудование применяется при тушении рудничных
пожаров?
Часть VII
РАЗРАБОТКА УГОЛЬНЫХ МЕСТОРОЖДЕНИЙ
ОТКРЫТЫМ СПОСОБОМ
19. ОБЩИЕ СВЕДЕНИЯ ОБ УГОЛЬНЫХ
РАЗРЕЗАХ
19.1. СУЩНОСТЬ ОТКРЫТОГО СПОСОБА
В последние 20—30 лет все большее значение приобретает
открытый способ добычи угля. Если в 1960 г. в СССР доля
угля, добываемого открытым способом составляла около 20 %
общей добычи, то в 1988 г.— 44,4%. Этот рост обусловлен не
только наличием достаточных запасов угля, благоприятных для
применения открытого способа, но и использованием высоко-
производительной добычной техники.
При открытом способе добычи угля и других полезных ис-
копаемых все горные работы, обеспечивающие извлечение по-
лезного ископаемого из недр, проводят в открытых горных вы-
работках, непосредственно с дневной поверхности.
Горное предприятие, осуществляющее разработку место-
рождения полезных ископаемых открытым способом, носит на-
звание карьер. В угольной промышленности вместо термина
«карьер* применяют термин «разрез*. В результате производ-
ства открытых горных работ на поверхности образуется вы-
емка, которая также носит название карьер (выработанное
пространство карьера).
Сверху карьер ограничен дневной (естественной) поверх-
ностью, снизу и с боков соответственно — подошвой и бор-
та м и.
При открытом способе добычи в зависимости от условий
залегания полезного ископаемого разрабатывают (извлекают)
не только полезное ископаемое, но и, как правило, пустые по-
роды в значительных объемах. Эти породы называют в с кр ы ш-
ными породами или просто вскрышей.
В целях обеспечения безопасных условий работы бортам
карьера придают некоторый угол наклона, придающий им ус-
тойчивое положение.
Линейные размеры карьера в процессе добычи полезного
ископаемого изменяются (увеличиваются): в плане—при раз-
работке горизонтальных месторождений, в плане и в глубине —
при разработке наклонных и крутых месторождений. Они до-
424
стигают максимального значения по завершении открытой раз-
работки. Контуры карьера (положение бортов карьера и по-
дошвы) в этом случае носят название конечные (проект-
ные) контуры карьера. Изменяющийся в процессе раз-
работки карьера контур называют текущим.
Полезное ископаемое и вскрыша вывозятся из карьера на
поверхность. В благоприятных условиях вскрыша может раз-
мещаться и в контурах карьера.
Разработка массива горных пород (вскрыши и полезного
ископаемого) в границах карьера ведется горизонтальными или
слабонаклонными слоями. Слои обычно отрабатываются па-
раллельно с некоторым отставанием работ в пространстве и
времени. Таким образом, боковая поверхность карьера приоб-
ретает ступенчатую форму.
Значительные размеры открытых горных выработок в плане
и отсутствие ограничений по высоте создают благоприятные ус-
ловия для применения на карьерах мощного горного и транс-
портного оборудования, обеспечивающего высокие технико-эко-
номические показатели.
По виду применяемого оборудования различают экскава-
торный и гидравлический способы производства открытых гор-
ных работ. Экскаваторный способ является универсальным.
При экскаваторном способе применяются буровые станки, рых-
лители, экскаваторы, погрузчики, скреперы, бульдозеры, сред-
ства колесного и конвейерного транспорта. При гидравлическом
способе основные производственные процессы осуществляются
энергией движущейся воды Для этой цели применяется спе-
циальное оборудование — гидромониторы, грунтовые насосы
и др. Гидравлический способ разработки применяется только
в благоприятных горно-геологических и климатических усло-
виях.
19.2. ОСОБЕННОСТИ, ДОСТОИНСТВА И НЕДОСТАТКИ
ОТКРЫТОГО СПОСОБА РАЗРАБОТКИ
По сравнению с подземным способом разработки открытый
способ характеризуется следующими особенностями:
необходимостью удаления из карьера (или перемещения
в его контуре) значительных объемов вскрышных пород, при-
чем затраты на их разработку составляют основную часть об-
щих затрат на добычу полезного ископаемого;
необходимостью соблюдения определенной последователь-
ности отработки слоев (выемку нижележащего слоя горных по-
род можно начинать только с некоторым отставанием во вре-
мени от начала выемки вышележащего слоя);
практически неограниченной возможностью создания и
использования высокопроизводительного крупногабаритного
425
горного и транспортного оборудования, способного обеспечить
высокие технико-экономические показатели работы.
К основным достоинствам открытого способа разработки от-
носятся следующие:
возможность обеспечения высокого уровня комплексной ме-
ханизации и автоматизации горных работ, что обеспечивает вы-
сокую производительность труда и меньшие затраты на добычу
полезного ископаемого;
более безопасные и комфортные условия труда;
более полное извлечение полезного ископаемого;
меньшие удельные капитальные затраты на строительство
горного предприятия.
Основные недостатки открытого способа — некоторая зави-
симость от климатических условий; необходимость временного
отчуждения значительных площадей земли; нарушение водного
баланса недр.
19.3. УСЛОВИЯ ПРИМЕНЕНИЯ
При современном уровне развития технологии, механизации
и организации открытых горных работ возможность их приме-
нения для разработки угольных месторождений не ограничи-
вается ни физико-техническими характеристиками вскрышных
пород и полезного ископаемого, ни условиями залегания по-
лезного ископаемого, ни климатическими особенностями района
месторождения. Однако обоснование экономической целесооб-
разности применения открытого способа разработки, выбор
технологии, механизации и организации горных работ опреде-
ляются рельефом поверхности, положением залежи относи-
тельно земной поверхности, углом падения, мощностью, формой
и строением залежи, климатическими и гидрогеологическими
условиями района месторождения и др.
Рельеф поверхности оказывает влияние на выбор направле-
ния развития горных работ, типа применяемого выемочно-по-
грузочного и транспортного оборудования, способа вскрытия,
места складирования вскрышных пород и др.
В зависимости от положения залежей относительно земной
поверхности они могут быть поверхностными (мощность
покрывающих пород до 20—30 м), глубинными (мощность
покрывающих пород более 40 м), высотными (выше господ-
ствующего уровня местности) и глубинно-высотными.
Поверхностные залежи всегда разрабатываются открытым спо-
собом. Выбор способа разработки глубинных и высотных за-
лежей требует технико-экономического обоснования. Глубинно-
высотные залежи могут разрабатываться одновременно или по-
следовательно подземным и открытым способами.
426
По углу падения различают залежи пологие, наклонные и
крутые. Их угол падения соответственно равен 0—10, 10—30 и
более 30°.
Мощностью залежи определяется способ ее выемки. Разли-
чают залежи большой, средней, малой и весьма малой мощно-
сти. Пологие залежи характеризуются вертикальной мощ-
ностью, а наклонные и крутые — горизонтальной.
По форме различают изометрические, плитообразные и тру-
бообразные (столбообразные) залежи. Изометрические
залежи имеют примерно одинаковые во всех направлениях
размеры (массивные залежи, штоки и др.). Плитообраз-
ные з а л е ж и — вытянутые преимущественно в двух направ-
лениях пласты и пластообразные залежи относительно неболь-
шой мощности. Трубообразные залежи вытянуты, как
правило, в одном направлении.
Форма залежей существенно влияет на форму карьерных
полей. По форме и размерам различают обширные, вытянутые
и округлые карьерные поля.
Обширные карьерные поля характеризуются не-
большой глубиной (до 100 м) при больших размерах в плане
(площадь карьера в плане достигает 20—30 км2). Они свойст-
венны для поверхностных залежей. Отношение длины карьера
к его ширине составляет не более 2:1.
Вытянутые карьерные поля имеют большие раз-
меры по простиранию (до 4—6 км) и значительно меньшие
вкрест простирания. Такие карьеры характерны для наклонных
и крутых пластообразных залежей. Глубина карьеров до 300 м
и более.
Округлые карьерные поля имеют небольшую пло-
щадь дна и значительную глубину (до 800 м).
По строению различают простые, сложные и рассредоточен-
ные залежи.
Простые залежи имеют однородное строение (не со-
держат значительных прослойков пустой породы и некондици-
онных включений), что позволяет разрабатывать залежь на
всю мощность наиболее простым валовым способом.
Сложные залежи содержат прослойки пустых пород
и некондиционные включения. Такие залежи целесообразно
разрабатывать селективным (раздельным) способом.
Рассредоточенные залежи содержат полезное ис-
копаемое в виде тел, распределенных в массиве вмещающих
пород без определенной закономерности. Дчя разработки та-
ких залежей применяют специальные методы.
19.4. ПОНЯТИЕ О КОЭФФИЦИЕНТАХ ВСКРЫШИ
Как указывалось выше, одной из особенностей открытого
способа разработки месторождений полезных ископаемых яв-
ляется необходимость в удалении из карьера значительных
объемов вскрышных пород.
Для количественной оценки перемещаемых объемов вскрыш-
ных пород используют специальный показатель — коэффициент
вскрыши. Коэффициент вскрыши показывает, сколько
единиц вскрышных пород необходимо переместить в границах
карьера или за его пределы, чтобы добыть единицу полезного
ископаемого. Коэффициент вскрыши выражают в объемных
(м3/м3), массовых (т/т) или смешанных (м3/т) единицах.
Значение коэффициента вскрыши во многом определяет эко-
номичность открытых горных работ по сравнению с подзем-
ными. При разработке угольных месторождений этот показа-
тель обычно не превышает 8—10 м3/м3.
Различают средний, текущий, граничный и другие виды ко-
эффициента вскрыши.
Средний коэффициент вскрыши равен отноше-
нию объема вскрыши Ув к объему полезного ископаемого Уп
в конечном контуре карьера, т. е. Кс$= VB/Vn.
Текущий коэффициент вскрыши равен отноше-
нию объема Ув. т вскрыши, перемещенной из карьера или в пре-
делах его границ за какой-либо промежуток времени (год,
квартал, месяц), к объему т полезного ископаемого, добы-
того за тот же промежуток времени, т. е. Лт= VB. T/VH. т.
Граничный коэффициент вскрыши /Ср характе-
ризует удельный (на единицу полезного ископаемого) макси-
мально допустимый объем перемещаемых вскрышных пород,
при котором затраты на добычу единицы полезного ископае-
мого открытым способом Со (без учета стоимости вскрышных
работ) не превышают аналогичные затраты при подземном
способе Сп, т. е. СО<СП. Значение граничного коэффициента
вскрыши определяется по формуле Кг?= (Сп—С0)/Св, где Св —
затраты на разработку единицы вскрыши
Если значение текущего коэффициента вскрыши больше зна-
чения граничного коэффициента, то открытая разработка ме-
сторождения нецелесообразна.
19.5. ПЕРИОДЫ ОТКРЫТОЙ РАЗРАБОТКИ
УГОЛЬНЫХ МЕСТОРОЖДЕНИЙ
Разработка месторождений полезных ископаемых открытым
способом включает несколько периодов.
В первом периоде, называемом подготовительным, ведутся
работы по подготовке поверхности (вырубка леса, корчевка
428
пней, осушение болот и озер, отвод рек и ручьев, перенос до-
рог, силовых и осветительных линий, снос зданий и др.), осу-
шению месторождения и ограждению его от вод поверхност-
ного стока.
Во втором периоде, который называется строительным, со-
здается начальный фронт добычных и вскрышных работ, обес-
печивающий планомерную и безопасную отработку месторож-
дения.
Горные работы, выполняемые в первый и второй периоды
являются горно-капитальными.
По окончании строительного периода карьер сдается в экс-
плуатацию и начинает функционировать как хозрасчетная про-
изводственная единица. Сроки и затраты на строительство
карьера зависят от объема горно-капитальных работ, который
при строительстве современных карьеров достигает нескольких
сотен миллионов кубометров.
Третий период — эксплуатационный. Горные работы этого
периода подразделяются на вскрышные работы, обеспечиваю-
щие систематическое удаление вскрышных пород с целью со-
здания доступа к полезному ископаемому (по назначению
вскрышные работы являются подготовительными), и добычные
работы, заключающиеся в извлечении полезного ископаемого
(по назначению добычные работы являются очистными).
В течение четвертого, заключительного периода осуществля-
ется рекультивация (восстановление) земель, нарушенных гор-
ными работами.
Указанные работы по периодам в начальной стадии разра-
ботки месторождения выполняются, как правило, последова-
тельно, а затем параллельно с некоторым опережением одних по
отношению к другим. Например, работы подготовительного пе-
риода опережают горно-капитальные работы, а вскрышные ра-
боты — добычные и т. д.
Основными при открытой разработке месторождений явля-
ются горно-капитальные, вскрышные и добычные работы. Со-
держание и объем этих работ зависит от ряда производствен-
ных процессов, которые характеризуются определенной техно-
логией и применяемым оборудованием.
19.6. ОСНОВНЫЕ ЭЛЕМЕНТЫ КАРЬЕРА И ИХ ПАРАМЕТРЫ
В зависимости от размеров в плане месторождения полезных
ископаемых разрабатывают одним или несколькими самостоя-
тельными карьерами. В последнем случае часть месторожде-
ния, разрабатываемую одним карьером, называют карьер-
ным полем. Сумма объемов полезного ископаемого и пород
вскрыши, заключенные в контурах карьера (карьерного поля),
составляют объем горной массы карьера (карьерного поля).
429
Основными параметрами карьера являются: конечная глу-
бина; размеры по подошве; углы откосов бортов; запасы по-
лезного ископаемого; объем горной массы; объем вскрыши;
размеры карьера на уровне поверхности.
Конечная глубина карьера. При разработке горизонтальных
залежей конечная глубина карьера определяется суммой мощ-
ности вскрыши (/7В) и мощности полезного ископаемого (/7И),
т. е. Нк,к = Нв~]-Ни,
Открытый способ разработки экономически целесообразен,
если Кср<Кгр.
При разработке наклонных или крутых залежей значение
текущего коэффициента вскрыши увеличивается с ростом глу-
бины карьера. Конечная экономически целесообразная глубина
карьера (м) устанавливается из условия равенства текущего и
граничного коэффициентов вскрыши и в простейших горно-гео-
логических условиях определяется из выражения
Нк. к — ( Рд Н- Рд 4л [Зд —тгРд (14“ Кгр)] /(2л ctg рн. ср),
где Рд—периметр дна карьера, м; Зд—площадь дна карьера,
м2; тг — горизонтальная мощность залежи полезного ископае-
мого, м; Лд — длина карьера по дну, м; Кгр— граничный коэф-
фициент вскрыши, м3/м3; рн. ср — средний угол откоса нерабо-
чего борта карьера, градус.
Размеры по подошве. При разработке горизонтальных зале-
жей конфигурация и размеры подошвы карьера примерно со-
ответствуют форме и размерам самой залежи и не превышают,
как правило, 15—25 км2. При разработке наклонных и крутых
залежей ширину дна карьера принимают равной 30—40 м,
длину — не более 4—6 км.
Углы откосов бортов. Угол откоса борта карьера — угол
между прямой, соединяющей верхнюю бровку верхнего уступа
и нижнюю бровку нижнего уступа, и горизонтальной линией.
Различают угол откоса рабочего и нерабочего бортов карьера.
На рабочем борту карьера производятся горные работы и
имеются широкие горизонтальные площадки (между слоями —
уступами), на которых размещают горное и другое оборудова-
ние. Угол откоса рабочего борта карьера изменяется в преде-
лах 10—20°.
На нерабочем борту карьера горные работы не произво-
дятся. Между разрабатываемыми слоями оставляются узкие
горизонтальные площадки (бермы) в целях безопасности или
для размещения на них транспортных коммуникаций. Угол от-
коса нерабочего борта обычно не превышает 40—45°.
Запасы полезного ископаемого. Запасы полезного ископае-
мого определяют возможный масштаб добычи, срок существо-
вания карьера и экономические показатели разработки. Разли-
430
чают запасы геологические, балансовые и промышленные. Про-
мышленные потери полезного ископаемого при открытой раз-
работке месторождения составляют 3—7 %.
Промышленные запасы полезного ископаемого (т) с доста-
точной точностью определяют по формулам:
при горизонтальном залегании
Зи.
— ЗдНнри (1 ^п)’>
п
при наклонном и крутом залегании
Зи. П = 1"Д [tfir. С (Нк. К-Лн)] ри (1 -kn)t
где йн— мощность насосов, м; тг. с — средняя горизонтальная
мощность залежи, м; ри — плотность полезного ископаемого,
т/м3; kn — коэффициент потерь полезного ископаемого, доля
единицы.
Объем горной массы карьера. Объем горной массы (м3)
в контурах карьера, характеризующий масштаб горных работ,
определяется по формулам:
при близком значении углов откосов всех бортов карьера
(разница не более 2—3°) и равнинном рельефе поверхности
К.
м
3
при значительной разнице в углах откосов бортов карьера
1 п 1
Vr. и = 5дЯк + A- Hi £ ln ctg Р„ + 4- ЛН3К ctg2 ₽ср,
х 1 о
где Як—глубина карьера, м; 0Ср — средний угол откоса бортов
карьера, градус; 1п — длина n-го участка борта карьера, м;
Рп — угол откоса л-го участка борта карьера, градус.
На некоторых крупных угольных разрезах объем горной
массы в конечных контурах составляет свыше 1 млрд. м3.
Объем вскрыши. Объем вскрыши в ряде случаев во много
раз превышает объем добываемого полезного ископаемого и
является основным фактором, определяющим технико-экономи-
ческие показатели разработки месторождений открытым спосо-
бом. Объем вскрыши (м3) в контурах карьера
VB = Vr.M-VH,
где VH — объем полезного ископаемого, м3 Уи = Зи.п/[ри(1—кп)].
Размеры карьера на уровне поверхности. Размеры карьера
на уровне поверхности зависят от размеров дна, глубины и уг-
лов откосов бортов карьера. Они являются основанием для оп-
ределения границ горного и земельного отвода и проектирова-
ния комплекса промышленных сооружений (рис. 19.1). Длина
431
Рис. 19.1. Земельный отвод
карьера:
1 — карьерное поле; 2 — отвал
вскрышных пород; 3 — железнодо-
рожная станция; 4— админист-
ративный корпус,; 5 — дробильно-
сортировочная фабрика; 6 — грани-
ца земельного отвода
LK (м), ширина Вк (м) и площадь карьера в плане SK (м2) оп-
ределяются по формулам или графически.
Вк — “Ь Нк (ctg рл -|- ctg рв)»
Вк = Вд + Нк (ctg рл + ctg рв);
•Sk = Вд -р РдНк ctg рСр -р ^Нк ctg рср,
где рл, рв — откосы бортов карьера со стороны лежачего и ви-
сячего боков залежи, градус; Вд — ширина дна карьера, м.
19.7. УСТУП И ЕГО ЭЛЕМЕНТЫ
Как уже отмечалось, горные породы в контурах карьера
разрабатываются слоями. Слой горных пород, имеющий форму
ступени, называют уступом (рис. 19.2). Поверхность, огра-
ничивающая уступ сверху или снизу, называют верхней или
нижней площадками. Вертикальное расстояние между
верхней и нижней площадками — высота уступа. Пло-
щадка уступа, на которой расположены транспортные пути, яв-
ляется транспортным горизонтом уступа. Уступ
представляет собой один из основных технологических элемен-
тов карьера. От правильного определения высоты уступа в зна-
чительной степени зависит эффективность производственных
процессов. Обычно высота уступа в карьерах изменяется в ши-
роких пределах: от нескольких метров до 25—30 м. Каждый
уступ имеет один транспортный горизонт. При расположении
транспортного горизонта в середине уступа последний разделя-
ется на два подуступа — верхний и нижний. Площадка уступа,
на которой располагается основное оборудование для его от-
работки, называется рабочей площадкой. Ширина рабо-
чей площадки в 2—4 раза больше высоты уступа.
432
Рис. 19.2. Уступ и его элементы:
/ — верхняя площадка; 2 — верхняя бровка;
3 —нижняя площадка; 4 — забой; 5 — нижняя
бровка; 6 — откос; а — угол откоса уступа
Площадка небольшой ширины, на которой работы не произ-
водятся, называется бермой. В зависимости от назначения
различают предохранительные и транспортные (соединитель-
ные) бермы. Ширина предохранительной бермы принимается
не менее одной трети расстояния по вертикали между смеж-
ными бермами. Транспортные бермы предназначены для рас-
положения транспортных коммуникаций карьера. Их ширина
зависит от типа и интенсивности движения транспортных
средств.
Наклонную поверхность, ограничивающую уступ со стороны
выработанного пространства, называют откосом уступа,
а линии пересечения откоса уступа с его верхней и нижней
площадками — соответственно верхней и нижней бров-
ками. Угол между откосом уступа и горизонтальной плос-
костью— угол откоса уступа. В зависимости от угла от-
коса уступа откос может иметь устойчивое или неустойчивое
положение. Устойчивость откоса уступа имеет решающее зна-
чение в обеспечении безопасных условий ведения горных ра-
бот. Различают углы кратко- и долгосрочной устойчивости.
Откос уступа, находящийся в состоянии краткосрочной ус-
тойчивости, с течением времени обрушается и приобретает угол
откоса, соответствующий состоянию долгосрочной устойчивости
для данного типа пород и условий их залегания.
Углы откосов уступа обычно равны 40—90° для рабочего
уступа и 25—70° для нерабочего. С увеличением высоты уступа
угол его откоса уменьшается.
КОНТРОЛЬНЫЕ ВОПРОСЫ
1. В чем заключаются особенности открытого способа добычи полезных
ископаемых по сравнению с подземным?
2. Дайте определения карьера, карьерного поля, уступа, основных эле-
ментов уступа.
3. Каковы периоды открытой разработки месторождений полезных ис-
копаемых?
4. Что такое коэффициент вскрыши и в чем он измеряется?
5. Что такое средний, текущий и граничный коэффициенты вскрыши?
6. Как определяются горная масса карьера и объем вскрыши?
7. Как определяются линейные размеры и площадь карьерного поля на
уровне поверхности?
8. От каких факторов зависит угол откоса рабочего и нерабочего бортов
карьера?
433
ЗАДАЧИ
1. Определите угол откоса рабочего борта карьера, если глубина карь-
ера 150 м, высота уступа 15 м, ширина рабочих площадок 60 м; угол откоса
рабочего- уступа 70°.
2. Установите граничный коэффициент вскрыши, если Сп=10,5 руб/т,
Со=Н,4 руб/м3, Св = 1,95 руб/м3, плотность пород вскрыши 2 т/м3, а полез-
ного ископаемого — 2,8 т/м3.
2. Глубина, углы откосов бортов и площади дна (подошвы) карьеров
№ 1 и 2 одинаковы. Однако в карьере № 1 дно имеет форму вытянутого
прямоугольника, в карьере № 2 округлую форму. Определить соотношение
объемов горной массы карьеров № 1 и 2.
4. Карьер разрабатывает крутую залежь. Конечная глубина карьера
200 м. Дно карьера имеет форму прямоугольника с шириной 40 м и длиной
3000 м. Угол откоса бортов карьера 45°. Определить ширину, длину и пло-
щадь карьера на глубине 100 м от поверхности.
20. ТЕХНОЛОГИЯ И МЕХАНИЗАЦИЯ
ОТКРЫТЫХ ГОРНЫХ РАБОТ
20.1. ПРОИЗВОДСТВЕННЫЕ ПРОЦЕССЫ
К .основным производственным процессам при открытых
горных работах относятся: подготовка горных пород к выемке;
выемочно-погрузочные работы; перемещение карьерных грузов;
отвалообразование вскрышных пород и складирование полез-
ного ископаемого.
Подготовка горных пород к выемке преду-
сматривает различные изменения естественного состояния раз-
рабатываемых горных пород с целью обеспечения высокой
эффективности последующей их выемки и перемещения.
Выемочно-погрузочные работы предназначены
для извлечения горных пород из массива (в естественном со-
стоянии или предварительно подготовленном) и погрузки их
в транспортные средства.
Перемещение карьерных грузов предусматри-
вает своей целью своевременную перевозку необходимых объ-
емов горной массы в пределах карьера и его земельного отвода.
Задачи отвалообразования и складирования
заключаются в приемке и размещении на специально отведен-
ных площадях вскрышных пород и добытого полезного иско-
паемого.
Работы по обеспечению высокоэффективного и безопасного
выполнения основных производственных процессов называют
вспомогательными. К ним относят передвижку железнодорож-
ных путей и линий электропередачи, доставку материалов и за-
пасных частей к оборудованию и др.
Подготовка горных пород к выемке. В зависимости от типа
и состояния пород подготовка их к выемке может осущест-
434
вляться следующими способами: предохранением от промерза-
ния; оттаиванием мерзлых пород; гидравлическим ослаблением
или разупрочнением; механическим или взрывным рыхлением.
Наибольшее распространение на карьерах получил взрывной
способ рыхления скальных горных пород.
Сущность взрывного рыхления состоит в отделении пород
от массива и дробления их до кусков заданной крупности
энергией ВВ, выделяемой в момент его взрыва. Взрывные ра-
боты производятся в тех случаях, когда непосредственная вы-
емка пород невозможна или затруднена без предварительного
их отделения от массива и рыхления.
К взрывным работам на карьерах предъявляются следую-
щие основные требования:
взрывание зарядов ВВ в массиве должно обеспечивать тре-
буемую степень дробления. Максимально допустимый размер
кусков взорванной породы /к ограничивается либо вместимо-
стью ковша экскаватора £(м3) [/к < (0,7-=-0,8)yf Е ], либомень-
шим размером (м) приемного отверстия бункера или дробиль-
ной установки Лд (м)[/к< (0,75-У-0,85)Лд]. Куски взорванной по-
роды, не удовлетворяющие указанным требованиям, называют
негабаритами. Они требуют вторичного дробления;
развал взорванной горной массы должен быть кучным, а его
размеры и форма соответствовать параметрам применяемого
погрузочного и транспортного оборудования;
площадки и откосы уступов должны иметь заданные от-
метки и форму;
объем взорванной горной массы должен быть достаточным
для бесперебойной работы погрузочных машин в безопасных
условиях с высокими технико-экономическими показателями.
Выполнение этих требований достигается правильным выбо-
ром методов ведения и параметров взрывных работ, а также
рациональной их организацией.
Различают следующие методы взрывных работ: скважин-
ный; котловой; шпуровой; камерных зарядов; накладных за-
рядов.
Основным методом взрывных работ на угольных разрезах
является скважинный. К параметрам взрывных скважин от-
носятся диаметр dv, глубина Lc, перебур /п и угол наклона ₽с.
На карьерах применяются скважины диаметром 100—
320 мм. Глубина скважины (м) определяется по формуле
Ес йу/sin ре 4“ йт >
где йу — высота уступа, м; /п= (10~15)dc.
Перебур скважин необходим для лучшей проработки по-
дошвы уступа.
435
Таблица 20.1
Показатели СБР-125 • СБР-160 2СБШ-220Н СБШ-250МН СБШ-320
Номинальный диаметр скважин, мм Глубина скважины, м НО; 125 160; 200 214 243 320
25 25 24 32 40
Угол наклона скважины к горизонту, градус 60—90 60—90 60—90 60—90 90
Максимальное осевое усилие, кН Частота вращения буро- вого става, мин“х 10 80 173 300 600
200 80; 124; 160; 248 30—300 30—150 30—150
Наибольшее применение на угольных разрезах получили
вертикальные (рс = 90°) и реже наклонные (Рс = 604-85°) сква-
жины.
Для бурения взрывных скважин на угольных разрезах ис-
пользуют специальное оборудование — буровые станки с меха-
ническим воздействием на забой скважин. Преобладают
станки вращательного бурения режущими коронками (СБР) и
вращательного бурения шарошечными долотами (СБШ). По-
следние, как правило, применяют при бурении скважин по
крепким вмещающим породам.
Краткая техническая характеристика буровых станков, при-
меняемых на угольных разрезах страны, приведена в табл. 20.1.
Сменная производительность бурового станка (м) опреде-
ляется типом станка, физико-механическими свойствами окури-
ваемых пород, организацией работы и рассчитывается по фор-
муле
Л6. см*
где Тем — продолжительность смены, ч; /о, /в — продолжитель-
ность выполнения основных операций, отнесенная к 1 м сква-
жины, ч, to = l/t/б (t>o — техническая скорость бурения, м/ч);
/в — продолжительность вспомогательных операций, отнесенная
к 1 м скважины, ч, fB = 24-6 мин; &и. б— коэффициент использо-
вания сменного времени, £и. 6 = 0,54-0,7.
Техническая скорость бурения устанавливается расчетным
методом или принимается по справочным данным (табл. 20.2).
При взрывных работах используются различные ВВ, разре-
шенные для применения на открытых горных работах (алюмо-
тол, гранулотол, гранулит С = 6М и др.).
436
Таблица 20.2
Коэффициент крепости пород Техническая скорость бурения (м/ч) буровыми станками
СВР-125 СБР-160 2СБШ-200Н СБШ-250МН СБ Ш-320
2—2,5 18—22 25—30 —
2,5—3 15—18 20—25 —
3—4 8—15 14—20 —
4—4,5 — 10—14 — —
4,5-6,5 7—10 16—18 — —
6,5—8 —» — 13—15 14—15
8—9 — — 8—13 11—14 13—15
9—11 — — 9—11 11—13
11—13 —— - 7—9 8—11
13—15 — — — о 1 Оо
Удельный расход ВВ (количество ВВ, необходимое для от-
бойки 1 м3 породы) обычно составляет для угля 200—300 г/м3
и вмещающих пород 400—500 г/м3.
Основными параметрами расположения скважин на уступе
являются: число рядов скважин, расстояние первого ряда сква-
жин от верхней (нижней) бровки уступа, расстояние между
рядами скважин, расстояние между скважинами в ряду и
число взрываемых скважин. Взрывание скважинных зарядов
может быть мгновенным или короткозамедленным.
Максимальный заряд ВВ в скважине (т)
Qb м ~ (Lc ^заб)
где /заб — длина забойки, м, /заб= (204-35) dc; Sc— площадь
скважины, м2; Д — плотность ВВ в скважине, т/м3, Д = 0,9-=-
4-1,6 т/м3.
Необходимый заряд ВВ в скважине зависит от удельного
расхода ВВ и объема взрываемой породы, приходящегося на
одну скважину. Объем взрываемой породы определяется ис-
ходя из параметров расположения скважин на уступе.
Для заряжания и забойки скважин применяются специаль-
ные зарядные (СУЗН-5А и СУЗН-5АМ) и забоечные (СУЗН-1,
СУЗН-1В и др.) машины.
Выемочно-погрузочные работы. На выемочно-погрузочных
работах на карьерах страны (в том числе на угольных разре-
зах) широко применяются экскаваторы цикличного (прямые
механические лопаты и драглайны) и непрерывного (роторные и
цепные) действия (рис. 20.1). В экскаваторах цикличного дей-
ствия рабочий орган состоит только из одного ковша, периоди-
чески выполняющего функции выемки и перемещения горной
массы. В экскаваторах непрерывного действия рабочий орган
имеет несколько ковшей, которые перемещаются по замкнутой
437
Рис. 20.1. Экскаваторы:
а — прямая механическая лопата.; б — драглайн; в — многоковшовый роторный; г —
многоковшовый цепной
Таблица 20.3
Карьерные мехлопаты Вскрышные мехлопаты
Показатели ю см ^1 о гг S 18 о
СЧ м S 00 о сч Йэ 8 S
Е 4 й
X Ьс? X Ьс? m и ш
СП СП СП СП СП СП СП СП
Вместимость ковша, м3 2,5; 3,2; 4 4,5; 6,3 6,3; 8; 10 Ю; 12,5 16 20 15 35 100
Радиус копания на уров- не стояния, м Максимальный радиус разгрузки, м 8,8 11,2 11,9 14,8 — 20,5 37 —
12 13,6 16,3 19,9 21,6 37,8 62 66
Максимальный радиус копания, м Максимальная высота копания, м Максимальная высота разгрузки, м 13,5 15,5 18,2 22,5 24 40 65 70
9,5 11 12,5 15,6 18 31 40 50
6,1 7,5 * 9,1 10 11,6 26 45 40
Продолжительность цикла (при угле пово- рота 90°), с 23,3 25 28 32 32 50 56 55
438
Таблица 20.4
Драглайны
Показатели to О о С> о о 8 •-М LO сч
оо ю ю сч 8 сч
3 в в 3 а В
СП СП СП СП СП СП
Вместимость ковша, м3 4 8 15 25; 30 80; 100 125; 160
Длина стрелы, м 45 60 90 100 100 125
Максимальный радиус копа- ния, м 46 57 81 95 97 120
Максимальная глубина ко- пания, м Максимальная высота раз- 26 35 41 47 47 63
19,5 21 42 46 43 52
грузки, м Максимальный радиус раз- 46 57 83 95 97 120
грузки, м Продолжительность цикла (при угле поворота 135°), с 45* 54 60 65 65 65
траектории, последовательно производят выемку и создают не-
прерывный поток горной массы.
Прямая механическая лопата является универсальным экс-
каватором и применяется в любых горно-геологических усло-
виях, в том числе и при выемке пород большой крепости, после
предварительного рыхления их буровзрывными работами. При-
менение драглайнов и экскаваторов непрерывного действия
(многоковшовых) ограниченно в основном рыхлыми породами.
Основные параметры одноковшовых экскаваторов, применя-
емых на угольных разрезах, приведены в табл. 20.3 и 20.4.
Таблица 20.5
Показатели ЭРГ-400 ЭР-1250 ЭР-1250д ЭРШР-1600 ЗРШР д-5000 ЭРШР-12500
Теоретическая производитель- ность (в рыхлой массе), м’/ч 1370 1600 1250 5000 5000 12 500
Высота копания, м 17 17 16 40 30 32
Глубина копания, м 1.5 6,43 1,5 6,45 1.5 6,45 7 3 4
Диаметр роторного колеса, м 16,3 13 18
Вместимость ковша, м3 0,4 0,4 0,4 1,6 1 3,5
Ширина ленты конвейера, м 1.2 1,2 21 1,2 23,3 2 2 2,8
Максимальный радиус копания, м 21 74 66 70
439
Рис. 20.2. Забои экскаваторов:
а — торцовый; б — тупиковый
Из многоковшовых экскаваторов на угольных разрезах наи-
более распространены роторные. У роторных экскаваторов ра-
бочим органом является роторное колесо с ковшами, установ-
ленное на конце роторной стрелы. При вращении роторного
колеса ковши, срезая стружку породы, заполняются и разгружа-
ются на конвейер, расположенный на стреле экскаватора сбоку
от роторного колеса. Далее порода поступает на разгрузочный
конвейер (консоль) и в транспортные средства. Краткая тех-
ническая характеристика отечественных роторных экскавато-
ров приведена в табл. 20.5.
В процессе разработки положение забоя изменяется. Пара-
метры и форма забоя зависят от параметров экскаваторов,
свойств разрабатываемых пород и технологических условий
разработки. При выемке горной массы мехлопатами, драглай-
нами, роторными экскаваторами используют в основном торцо-
вый (боковой) и тупиковый (траншейный) забои (рис. 20.2).
Разработка уступа при перемещении экскаватора произво-
дится обычно полосами, вдоль откоса. Такую полосу горных по-
род, являющейся частью уступа по ширине, называют экска-
ваторной заходкой. Параметры заходки — длина, вы-
сота и ширина. Длина заходки обычно соответствует длине
уступа или его части (при работе на уступе нескольких экскава-
торов). Часть уступа по длине, отрабатываемая одним экска-
ватором, называют блоком. Высота заходки при разработке
пород, не требующих буровзрывного рыхления, соответствует
высоте уступа. При разработке пород, предварительно разру-
шенных буровзрывным способом, высота заходки соответст-
вует высоте развала взорванных пород.
Максимальная высота уступа при разработке рыхлых пород
(без рыхления их буровзрывным способом) экскаваторами
типа ЭКГ не должна превышать максимальной высоты копа-
ния экскаватора Нк. max, Т. е. hy<H к. max*
Высота уступа, разработываемого с применением буро-
взрывных работ, не должна превышать максимальной высоты
440
копания экскаватора более чем в 1,5 раза. Минимальная вы-
сота уступа должна обеспечивать наполнение ковша за одно
копание.
Возможная ширина заходки А определяется параметрами
экскаватора. Для обеспечения эффективного использования
оборудования различных типов максимальная ширина заходки
(м) не должна превышать при применении*
мехлопаты с автомобильным транспортом Дтах=1,5 RK.yi
мехлопаты с железнодорожным транспортом Лтах= 1,7 RK. у;
драглайна
Алах = Rk (sin (Oi + sin (02);
роторного экскаватора
Аах — Rk ^у Ctg Oty,
где RK.y—радиус копания на уровне стояния, м; шь (02— угол
поворота драглайна от оси его хода при выемке соответственно
в сторону массива и выработанного пространства, градус,
обычно ел+ (02 = 90--100°; RK—максимальный радиус копания,
м; ау — угол откоса уступа, градус.
В зависимости от горизонта установки экскаватора и транс-
портных средств различают: верхнее и нижнее копание, верх-
нюю и нижнюю погрузку. Мехлопаты обычно работают только
с верхним копанием, а драглайны и роторные экскаваторы мо-
гут производить выемку с верхним и нижним копанием.
Различают теоретическую, техническую и эксплуатационную
производительность экскаваторов.
Теоретическая производительность экскава-
тора— количество горной массы, которое может быть вынуто
в единицу времени при непрерывной работе экскаватора исходя
из его конструктивных параметров. В разрыхленной массе тео-
ретическая производительность экскаватора (м3/ч)
/7Э. т = бОЕ/гк,
где Е — вместимость ковша, м3; пк — число ковшей, разгружаю-
щихся в минуту.
Для многоковшовых экскаваторов значения /7Э. т или
даются в технической характеристике.
Величина ик может быть определена также по формуле
Пк — wZK,
где (о — частота вращения роторного колеса, 1/мин; ZK — число
ковшей.
Для одноковшовых экскаваторов значение лк определяется
по формуле
«к - 3600/Тц. т,
где 7ц. т — теоретическая продолжительность рабочего цикла, с.
441
Следовательно, производительность одноковшового экскава-
тора /7Э. т=3600/7’ц.т. Продолжительность рабочего цикла од-
ноковшового экскаватора складывается из продолжительности
копания tK, разгрузки /р и поворота соответственно к месту раз-
грузки (tn. р) и к забою (/п.з).
Техническая производительность экскава-
тора — максимальная часовая производительность экскава-
тора при непрерывной его работе в конкретных горнотехниче-
ских условиях.
Техническая производительность в плотной массе для мно-
гоковшовых экскаваторов определяется по формуле
П9. тех ~— 60f НцАн.
кА3/Ар,
где kn.K — коэффициент наполнения ковша, Ан. к=0,84-1,1; k3—
коэффициент забоя, А3 = 0,74-0,95; Ар— коэффициент разрыхле-
ния горной массы в ковше, Ар= 1,14-1,5.
Техническая производительность в плотной массе для одно-
ковшовых экскаваторов находится по формуле
П9
тех — 3600ЕАн. кА3/АРАц,
где Ац—коэффициент, учитывающий изменение теоретического
времени цикла в конкретных условиях, Ац= 1,024-1,2.
Эксплуатационная производительность экс-
каватора определяется с учетом использования рабочего
времени, что связано с неизбежными организационными и тех-
нологическими простоями (прием смены, осмотр и смазка уз-
лов, ожидание подвижного состава и др.). Эксплуатационная
производительность рассчитывается за смену, сутки, месяц, год.
Сменная эксплуатационная производительность экскаватора
(м3) приближенно определяется по формуле
П9. см = 77э. техГсмАи. э»
где Тем — продолжительность смены, ч; Аи.э—коэффициент ис-
пользования экскаватора во времени, зависящий от типа при-
меняемого оборудования в смежных технологических процес-
сах, организации производства и других факторов Аи.э = 0,54-
4-0,9.
Годовая эксплуатационная производительность экскаватора
(м3)
П9, ГОД= 7?Э. СмЛ^днНсм,
где /Удя— число дней работы экскаватора в году; лсм — число
рабочих смен в сутки, на большинстве карьеров лсм = 3.
Число дней работы экскаватора в году зависит от режима
работы карьера. Одноковшовые экскаваторы работают круг-
лый год. При работе с выходными днями Л^дн = 2404-250. На
вскрышных работах, где мощное оборудование работает без
442
выходных дней, Мдн = 2804-290 Число рабочих дней для экска-
ваторов непрерывного действия на вскрышных работах зависит
от продолжительности вскрышного сезона и изменяется от 230
(для южных районов страны) до 175 дней (для северных рай-
онов).
На угольных разрезах годовая производительность экска-
ваторов ЭКГ-4,6, ЭКГ-8И, ЭШ-15/90 составляет соответственно
1200—1400, 2000—2500, 3500—3600 тыс. м3.
В благоприятных горно-геологических условиях на выемочно-
погрузочных работах может также успешно применяться дру-
гое оборудование: колесные одноковшовые погрузчики, колес-
ные скреперы и бульдозеры.
Перемещение карьерных грузов. На угольных разрезах для
перемещения карьерных грузов применяется железнодорожный,
автомобильный и конвейерный транспорт. Первые два вида
транспорта являются транспортом цикличного действия. Кон-
вейерный транспорт используется в основном для транспорти-
рования горной массы от экскаваторов непрерывного действия.
Работа карьерного транспорта имеет ряд особенностей, ко-
торые необходимо учитывать при обеспечении четкой его ра-
боты:
перемещение в грузовом направлении происходит, как пра-
вило, на подъем;
транспортные коммуникации, пункты погрузки и разгрузки
в контурах карьера постоянно перемещаются в пространстве;
грузооборот достигает больших значений (до 100 млн т и
более в год);
направление движения характеризуется частыми изме-
нениями при незначительных размерах карьерного поля
в плане;
оборудование должно обладать повышенной механической
прочностью.
Выбор вида транспорта определяется горно-геологическими
условиями месторождения, грузопотоком, характером транспор-
тируемого груза, дальностью транспортирования, глубиной
карьера и сроком его эксплуатации, способом погрузки и кли-
матическими условиями.
Железнодорожный транспорт широко применяют в карьерах
большой и средней производственной мощности. По сравнению
с другими видами карьерного транспорта железнодорожный
требует наибольших радиусов закруглений (100—200 м) и наи-
меньших подъемов пути (до 60 %о). Достоинства этого вида
транспорта — возможность значительных объемов перевозок
при относительно большой их дальности (свыше 4—5 км); ма-
лая зависимость от климатических условий.
Средства железнодорожного транспорта включают путь и
подвижной состав.
443
Железнодорожные пути на карьерах делят на временные и
постоянные.
К временным путям относятся все пути, размещаемые на
рабочих площадках уступов в- карьере и на отвале. В процессе
развития горных работ эти пути периодически передвигаются.
Процесс перемещения путей является тяжелым и трудоемким.
Для механизации этих работ применяются в основном краны
на железнодорожном ходу.
К постоянным путям относятся пути, проложенные по по-
верхности, в капитальных траншеях и на транспортных бермах.
Железнодорожный путь характеризуется размером колеи (на
карьерах размер колеи 1520 мм) и состоит из нижнего и верх-
него строения. Нижнее строение представлено земляным (по-
родным) полотном и является основанием железнодорожного
пути. Верхнее строение пути состоит из балласта, шпал, рель-
сов со скреплениями и противоугонами. Материалами для бал-
ласта служат щебень размером 20—70 мм, галька, гравий и
крупнозернистый песок.
Подвижной состав железнодорожного транспорта включает
вагоны (полувагоны) и локомотивы. Для транспортирования
горной массы в карьерах применяют полувагоны (открытые ва-
гоны) типа гондолы, думпкары грузоподъемностью 85—180 т
с вместимостью кузова до 70 м3, для доставки материалов и
оборудования платформы. В качестве локомотивов на карьерах
используют электровозы, тяговые агрргаты, состоящие из элек-
тровоза управления, дизельной секции и нескольких моторных
думпкаров, и тепловозы.
Максимально возможную массу прицепной части поезда (т)
определяют из условия равномерного его движения по участку,
имеющему наибольший подъем, и рассчитывают по формуле
(для электровозов и тепловозов):
л lOOOgP сц^сц г)
Чпр — ;----;-----
cd0 + ®r + ^
где g— ускорение свободного падения, м/с2; РСц — сцепная
масса локомотива, т; Лсц— коэффициент сцепления, /гсц =
= 0,24-0,34; соо — удельное основное сопротивление движению
поезда, Н/т, соо = 204-30 Н/т; cdr — удельное сопротивление от
кривой, Н/т, для постоянных путей сов = 7000//?, для временных
cor =13000//? (7? — радиус закругления, м); со/ — удельное со-
противление от подъема, Н/т, to = ig (i — подъем, %о); Фл —
собственная масса локомотива, т.
Так как Qnp=rt(?T + <7rp), то полезная масса (т), перево-
зимая одним локомотивосоставом,
па —____lOOOgfWcu____Q ___па
»«/гр — --- — —хл
®o+®r + ®<
444
где п — число
вагонов
в поезде; — собственная
масса
т; ?гр — фактическая масса груза в вагоне, т.
вагона,
<?гр — кРп/^р>
где Ук — вместимость кузова полувагона, м3; &н. к— коэффи-
циент наполнения кузова, Лн.к = 0,84-1,1; рп — плотность перево-
зимой породы в массиве, т/м3; kp—коэффициент разрыхления
породы в кузове, kp= 1,14-1,5.
Фактическая масса груза в вагоне не может превышать его
конструктивную грузоподъемность, т. е. ^Гр^7т-
Для обеспечения высокой безопасности и большей произво-
дительности железнодорожного транспорта трасса пути разде-
ляется (семафорами, светофорами, разъездами, станциями и
т. п.) на перегоны, на которых одновременно может находиться
только один локомотивосостав.
Автомобильный транспорт применяется главным образом
в карьерах малой и средней производственной мощности (до
10 млн. т горной массы в год). Основные достоинства этого
вида транспорта — невысокие требования его к плану и про-
филю пути, незначительные радиусы кривых (не свыше 25 м);
и повышенные допустимые подъемы (до 100—120 %о). Автомо-
бильный транспорт больше других пригоден для карьеров с ма-
лым сроком службы, сложными условиями залегания, осо-
бенно при небольших расстояниях перевозок.
Надежность и эффективность работы автомобильного карь-
ерного транспорта зависят от качества автодорог. Автомобиль-
ная дорога (рис. 20.3) состоит из земляного полотна, дорож-
ного покрытия, образующего проезжую часть дороги, водоот-
водных сооружений и двух обочин.
Земляное полотно автомобильных дорог сооружается в виде
насыпей, выемок и т. д. Его ширина складывается из ширины
проезжей части и обочин шириной по 1—2 м. Ширина проез-
жей части при однополосном движении составляет 3,5—4 м,
при двухполосном — 7—8 м.
Дороги на поверхности и в капитальных траншеях — посто-
янные, они имеют специальное дорожное покрытие, дороги на
рабочих площадках уступов и на отвалах — временные.
Для постоянных дорог наиболее распространено щебеночное
покрытие, обработанное вязкими битумами, на искусственном
основании из песчаника, известняка, отходов обогатительных
фабрик и т. д. На дорогах с интенсивным движением дорожное
покрытие устраивается из бетонных плит. На временных до-
рогах дорожное покрытие обычно не устраивают, а ограничи-
ваются профилированием их бульдозерами с последующей
укаткой дорожными катками.
В качестве подвижного состава при автомобильном тран-
спорте на карьерах применяют автосамосвалы и полуприцепы.
445
Рис. 20.3. Конструкции автодороги:
1 — земляное полотно; 2 — дорожное покры-
тие; 3 — водоотводные сооружения; 4 —
обочины
Полуприцепы перемещаются тягачами, создаваемыми на базе
автосамосвалов, и имеют различные схемы разгрузки.
Краткая техническая характеристика автосамосвалов и по-
луприцепов, выпускаемых в СССР, приведена в табл. 20.6.
Эффективность использования автотранспорта в значитель-
ной степени зависит от соотношения вместимости кузова ав-
тосамосвала Va и ковша экскаватора Е (табл. 20.7), схемы
подъезда автосамосвала к забою и установки его у экскаватора.
Сменная производительность железнодорожного и автомо-
бильного транспорта (т) характеризуется массой груза (гор-
ной массы), перевозимой одним локомотивосоставом (автоса-
мосвалом), и определяется по формуле:
ПТ. СМ = Т СМ^/гр/^р,
где /р— длительность одного рейса, ч.
Длительность рейса складывается из затрат времени на по-
грузку, движение с грузом, разгрузку, движение порожняком
и различные задержки.
Скорость движения составляет для железнодорожного
транспорта 15—30 км/ч, для автомобильного транспорта —
20—30 км/ч.
При конвейерном транспорте из всех известных типов кон-
вейеров (ленточные, ленточно-канатные, ленточно-цепные и
Т а б л и ц а 20.6
Показатели Автосамосвалы Полуприцепы
БелАЗ-540 БелАЗ-548 1 1 БелАЗ-549 БелАЗ-7519 БелАЗ-7521 Б ел А3-540В-5271 БелАЗ-548В-5272 •! БелАЗ-549В-5275
Грузоподъемность, т Масса (без груза), т 27 21 40 29 75 66 НО 85 180 145 45 30,4 65 39,5 120 78
Вместимость кузова, «3 15,8 21,7 37,8 44 90 23,4 34 59,5
м Максимальная ско- 55 50 50 52 50 55 57 60
рость движения, км/ч Ширина, м 3,48 3,8 5,36 6,1 7,64 3,48 4 4,7 13,95
Длина, м 7.3 8.1 10,3 11,3 13,6 10,9 12,48
Минимальный радиус поворота, м 8,5 10 11 12 15 8,5 9,5 9,5
446
Таблица 20.7
Вместимость ковша экскаватора Е, м3 Рациональное отношение Va/E при расстоянии транспортирования, км
1—2 3—4 5-6 7—8
3—4 5,2 6,5 8 10
1 5 6 7,5 9,5
8—10 4,5 5,5 7 9
12,5—16 4,2 5 6,5 8,5
пластинчатые) на карьерах наибольшее применение получили
ленточные конвейеры с тканевыми многопрокладочными лен-
тами. Для мощных стационарных конвейеров, как правило,
применяются резинотросовые ленты, в которых вместо прокла-
док используются стальные тросы диаметром 2,5—10 мм.
Ширина ленты конвейера зависит от его производительности
и кусковатости транспортируемых пород и находится в преде-
лах 400—3600 мм. Транспортирование крупных кусков тяжелых
пород быстро выводит конвейерную ленту из строя, поэтому
размер кусков обычно не превышает 500 мм.
Скорость движения конвейерной ленты выбирается с уче-
том физико-механических свойств транспортируемых пород,
ширины ленты и изменяется в пределах 0,7—6 м/с.
Допустимый угол подъема также зависит от физико-меха-
нических свойств транспортируемых пород и при транспорти-
ровании рыхлых пород, раздробленных скальных пород и гра-
вия составляет соответственно 20—22, 16—18 и 13—15°. Допу-
стимый угол наклона конвейера при спуске на 2—3° меньше
допустимого угла при подъеме.
На карьерах конвейерный транспорт применяется для транс-
портирования рыхлых и мягких пород, а также раздробленных
скальных и полускальных пород.
Часовая техническая производительность (м3) ленточных
конвейеров при транспортировании пород в разрыхленном со-
стоянии
^к. тех — 3600Ft>n&заг,
где F — площадь поперечного сечения размещенной на ле^те
горной массы, м2; ил — скорость движения конвейерной ленты,
м/с; АЭаг—коэффициент загрузки ленты, Л3аг=0,8-^1.
Площадь поперечного сечения размещенной на ленте горной
массы зависит от его формы и определяется по формуле
^ = ^к.р(0,9Вл— 0,05)2,
447
где &нак—коэффициент, учитывающий угол наклона конвейера,
при изменении угла наклона от 10 до 20° он изменяется от 1
до 0,85; kK. р—коэффициент, учитывающий конструкцию ро-
ликоопоры (для однороликовой опоры ftK. Р = 0,07 4-0,09, для
трехроликовой kK, р = 0,134-0,17); Вл— ширина ленты, м, Вл^
^2dmax4-0,2 (dmax— максимальный размер кусков транспорти-
руемого груза, м).
На карьерах наиболее часто применяются комбинации не-
скольких видов транспорта. При этом входящий в комбинацию
вид карьерного транспорта стараются использовать в наиболее
благоприятных для него условиях.
Отвалообразование вскрышных пород и складирование по-
лезного ископаемого. Насыпь, образующаяся в результате скла-
дирования вскрышных пород, называется отвалом, а сово-
купность работ по размещению вскрышных пород в отвал —
отвальными работами.
Отвалообразование является завершающим этапом в тех-
нологической цепи производства вскрышных работ. От четкого
и безаварийного выполнения отвальных работ в значительной
степени зависят технико-экономические показатели работы гор-
ного и транспортного оборудования и всего карьера в целом.
Отвал вскрышных пород имеет форму неправильной усечен-
ной пирамиды и характеризуется следующими параметрами:
высотой и числом уступов (ярусов), углом откоса уступов
(30—40°), результирующим углом откоса отвала, приемной спо-
собностью, длиной и способом перемещения отвального фронта
работ (параллельный, веерный, криволинейный), размерами
в плане и др.
При равнинном рельефе поверхности и известном значении
основания So (м2) площади отвала приемная способность
(объем породы в массиве, который может быть размещен в от-
вале), отвала (м3)
п
Vo = So Е (Йо ik„. n)/k
р. о»
где йо= 104-30 — высота отвального уступа, м; ftH.n—коэффи-
циент, учитывающий использование площади основания отвала,
*и. п=0,7ч-0,9; ftp. о — остаточный коэффициент разрыхления
породы в отвале; ftp. о=1,14-1,2.
Выбор способа механизации отвальных работ определяется
физико-механическими свойствами вскрышных работ и видом
карьерного транспорта (табл. 20.8).
При железнодорожном транспорте наибольшее применение
на отвальных работах имеют мехлопаты, производительность
которых при укладке пород в отвал на 10—15 % выше, чем
при работе в карьере
448
Таблица 20.8
Вид транспорта Средства механизации вскрышных работ при породах
скальных рыхлых
Железнодорожный * Автомобильный Конвейерный Мехлопаты, бульдозеры Бульдозеры Консольные отвалообра- зователи Мехлопаты, драглайны, абзет- церы, бульдозеры Бульдозеры Консольные отвалообразова- тели и транспортно-отвальные мосты
В зависимости от места расположения отвалов различают
внутренние (расположенные внутри контура карьера) и внеш-
ние отвалы. Внутренние отвалы можно использовать только
при горизонтальном залегании полезного ископаемого, они
предпочтительнее внешних. При выборе места расположения
внешних отвалов руководствуются следующими положениями:
отвалы должны располагаться по возможности ближе
к карьеру; подступы к отвалам должны быть удобными и не
иметь крутых подъемов и спусков;
под отвалами не должно быть запасов полезного ископае-
мого, пригодных к разработке открытым способом в ближай-
шее время.
В первую очередь под отвалы следует занимать площади,
непригодные или малопригодные для использования в сель-
ском хозяйстве.
Рекультивация нарушенных земель. Как указывалось, один
из недостатков открытого способа разработки месторождений
полезных ископаемых — изъятие и нарушение земель, пригод-
ных для сельскохозяйственного, лесохозяйственного и других
видов использования.
В связи с этим к технологии горных работ наряду с эконо-
мичностью и безопасностью предъявляются требования по ра-
циональному использованию земель:
добыча полезных ископаемых должна быть наименее зем-
леемкой, т. е. расход земельных ресурсов на единицу добытого
минерального сырья должен быть минимальным;
при строительстве и эксплуатации карьера режим наруше-
ния и восстановления земель должен быть наиболее благопри-
ятным, т. е. разрыв во времени между нарушением и восста-
новлением земель должен быть минимальным, а основная часть
нарушений (особенно плодородных участков) должна перено-
ситься на более поздний период разработки;
формирование выработанного пространства и отвалов
пустых пород должно отвечать требованиям рекультивации
15 Заказ Кв 758 4 49
согласно принятому направлению дальнейшего использования
земель после их восстановления.
Рекультивация земель, нарушенных открытыми горными ра-
ботами, предусматривает проведение комплекса работ, направ-
ленных на восстановление народнохозяйственной ценности этих
земель, создание сельскохозяйственных и лесных угодий, во-
доемов, зон отдыха и др.
Различают горнотехническую и биологическую рекультива-
цию. Горнотехническая рекультивация осуществля-
ется горным предприятием и включает формирование отвалов,
выемку, складирование и хранение плодородной почвы, прида-
ние откосам удобной формы, покрытие отвалов плодородным
слоем, проведение мелиоративных и других мероприятий.
Необходимым условием успешного решения задачи рекуль-
тивации является планирование нарушенной поверхности. Пла-
нировке подлежит поверхность внутренних и внешних отвалов.
Она проводится в две очереди: первичная выполняется в период
формирования отвалов, а вторичная — через 1—2 года с целью
устранения возникающих неровностей после усадки отвала.
Почвенный слой на рекультивируемую поверхность нано-
сится после усадки и планировки отвала.
Выработанное пространство карьера, являясь нарушенной
поверхностью, также требует рекультивации. Это пространство
может быть использовано для создания искусственных водое-
мов, разведения рыб и организации зоны отдыха для трудя-
щихся и др.
20.2. ВСКРЫТИЕ РАБОЧИХ ГОРИЗОНТОВ КАРЬЕРА
Обеспечение грузотранспортной связи рабочих горизонтов
карьера с поверхностью является целью вскрытия рабочих го-
ризонтов. Осуществить вскрытие рабочих горизонтов можно
с использованием подземных горных выработок (рис. 20.4), от-
крытых горных выработок или без применения каких-либо вы-
работок. Основной способ вскрытия на карьерах — вскрытие
с применением открытых горных выработок (капитальных
траншей).
Капитальная траншея — открытая наклонная горная
выработка (рис. 20.5), имеющая поперечное сечение в виде
трапеции или неправильного четырехугольника (треугольника).
Основными элементами капитальной траншеи являются ши-
рина основания Вк. т, глубина Нк. т, продольный уклон iK, т, угол
откоса бортов ак. т> длина в плане Лк. т и строительный объем
Ук. т. Капитальная траншея, вскрывающая один уступ, назы-
вается отдельной капитальной траншеей.
В зависимости от угла падения залежи рабочие горизонты
карьера вскрываются различно. Так, при разработке горизон-
450
Рис. 20.4. Схемы вскрытия месторождения, отрабатываемого открытым спо-
собом, подземными горными выработками:
/ — рудоспуск; 2— штольня; 3 — квершлаги; 4— стволы; 5 — контур карьера
Рис. 20.5. Общий вид (а) и план (б) капитальной траншеи
тального месторождения число рабочих горизонтов за период
существования карьера не меняется и работы по проведению
вскрывающих выработок заканчиваются в период строитель-
ства карьера. На наклонных и других месторождениях при
сдаче карьера в эксплуатацию вскрывают несколько верхних
горизонтов. В дальнейшем с вовлечением в разработку более
глубоких горизонтов осуществляется и их вскрытие. Таким об-
разом, рабочие горизонты в этом случае вскрываются в течение
всего периода эксплуатации месторождения.
Параметры элементов капитальной траншеи должны соот-
ветствовать техническим возможностям применяемого вида
карьерного транспорта, учитывать интенсивность его движения
и физико-механические свойства вмещающих пород.
15* 451
Капитальные траншеи могут иметь внешнее (вне контуров
карьера) и внутреннее (внутри контуров карьера) заложение.
Для создания фронта работ на горизонте из конца капитальной
траншеи проводят (на всю длину уступа или части его) гори-
зонтальную открытую горную выработку — разрезную
траншею.
Разработка вскрытого горизонта (уступа) начинается с раз-
носа одного или обоих бортов разрезной траншеи. Поэтому
разрезная траншея — это временная горная выработка, сущест-
вующая только до начала отработки уступа.
Объемы отдельной капитальной (VK. т, м3) и разрезной тран-
шеи (Vp.т, м3) траншей, определяются по формулам
где Яр. т — глубина разрезной траншеи (высота вскрытого ус-
тупа), м; Вр.т — ширина основания разрезной траншеи, м;
«р. т — угол откоса бортов разрезной траншеи, градус; Lp. т—
длина разрезной траншеи, м.
Совокупность капитальных траншей, обеспечивающая вскры-
тие всех рабочих горизонтов карьера, называется системой ка-
питальных траншей. В зависимости от пространственного рас-
положения капитальных траншей, входящих в систему, и на-
личия технологической связи между ними различают системы
отдельных, общих и групповых капитальных траншей при раз-
личном их заложении (рис. 20.6). Определение объема системы
капитальных траншей производится по несложным формулам,
в основу которых положена формула объема отдельной капи-
тальной траншеи.
Положение оси капитальных траншей в пространстве от от-
метки поверхности до отметки нижнего вскрытого горизонта
называют трассой капитальных траншей. В зависи-
мости от положения трассы относительно контуров карьера она
может быть внешнего, внутреннего или смешанного заложения.
Внешнее заложение обычно не превышает глубины 50—70 м.
К основным параметрам трассы относятся подъем iT, глубина
заложения и длина. Различают теоретическую (LT. т) и дейст-
вительную (£д. т) длину трассы, (м):
LT. т — (Ян — Як) 1000/L;
LA. т = Lt, iky,
где Як, Ян — отметки соответственно'конца и начала трассы, м:
ky — коэффициент удлинения трассы, £у= 1,11,6.
При внутреннем заложении трасса может иметь простую и
сложную (с переменой направления) форму в плане. Если
452
^70
пдштшшпшгпшшшппшшпппп
‘tO
ЦП ________X/llllllllu l 111 III 11111 IinZ
J] uln I и !n!f 11111ц}ц1и]ц1н] ii!h Inin? и I iiiiiliiliiliiliilii 1пГн
25“ f
S^20
IllHlullilolulplllttlllatulldltlldtihdll
1/61111'1 ПЧЧ11>1 'I 4 1111 'I 'I '111'1 'I 'I '111'1'141
I —< >< Г I T T T T T I T 1 r I T I I I I I I I r r I I I r I I Г r 1 I ! I T I I I I I I r I I4
t/t 11111111111117ТГГ1~1Т|] 11111
I ^QiIhIuIhI
ггттт^.>|||,1||,| .1.1.1...........l.l.nl.l. I,
Рис. 20.6. Системы групповых капитальных траншей внешнего (а) и внутрен-
него (б) заложения
длина борта карьера Ас. к, на котором располагается внутрен-
няя трасса, меньше действительной длины трассы (Le. к<£д. т),
то трасса имеет сложную форму: петлевую (при автомобиль-
ном транспорте), тупиковую (при железнодорожном транс-
порте) или спиральную.
Проведение открытых горных выработок включает выемку
породы в контурах выработки и перемещение ее за эти кон-
туры. Оно может производиться транспортным и бестранспорт-
ным способами. При транспортном способе порода, вынимаемая
экскаваторами из выработки, средствами карьерного транспор-
та перемещается за контуры выработки и карьера. При исполь-
зовании автомобильного транспорта экскаваторы обычно рабо-
тают с верхним копанием и нижней погрузкой (в тупиковом
забое). При использовании железнодорожного транспорта наи-
более целесообразна верхняя погрузка.
Возможная глубина траншеи (м) в этом случае
Нт = Hp, мах Нг. с—
где //р. max—максимальная высота разгрузки экскаватора, м;
Нт. с — высота транспортного сосуда, м; а3 — зазор между от-
крытым днищем ковша и транспортным средством, м; а3=
= 0,5—1 м.
При бестранспортном способе порода самим выемочным
оборудованием размещается на одном или двух бортах тран-
шеи. Этот способ более экономичен и может быть применен
при проведении внешних капитальных траншей или внутренних
капитальных и разрезных траншей верхнего уступа, проводи-
мых на границе карьерного поля. Обоснование выбора способа
и схемы вскрытия отдельных горизонтов и всего карьерного
поля является одной из наиболее сложных задач открытой раз-
работки месторождений, от правильного решения которой
в значительной степени зависят технико-экономические показа-
тели работы карьера. При обосновании способа вскрытия руко-
водствуются следующими соображениями: принятый способ и
схема должны обеспечить минимальные затраты на транспор-
тирование вскрыши и полезного ископаемого, минимальный
объем горно-капитальных работ и рациональное распределе-
ние объемов вскрышных пород за весь срок отработки карьер-
ного поля (максимальный объем вскрышных работ должен
выполняться, как правило, в более поздние годы).
К основным вопросам, решаемым при обосновании вскры-
тия карьерного поля, относятся:
выбор места заложения капитальных траншей и направ-
ления развития горных работ в контурах карьера;
обоснование параметров элементов капитальных траншей
и вида их системы;
454
обоснование способа заложения системы капитальных
траншей и формы трассы;
определение объема горно-капитальных работ и срока
строительства карьера.
Решение всех этих вопросов в значительной степени опре-
деляется рельефом поверхности в районе карьерного поля,
формой, размерами, элементами залегания полезного иско-
паемого, параметрами системы разработки и применяемым
горным и транспортным оборудованием.
20.3 СИСТЕМЫ ОТКРЫТОЙ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ
Под системой открытой разработки месторож-
дения понимают определенный порядок выполнения горно-
подготовительных, вскрышных и добычных работ. В условиях
конкретного карьера принятая система разработки должна
обеспечивать безопасную, экономичную и наиболее полную вы-
емку кондиционных запасов полезного ископаемого, выполне-
ние плана добычи полезного ископаемого по объему и качеству
при соблюдении мер по охране окружающей среды.
Комплекс горного, транспортного, дробильно-сортировочного
и вспомогательного оборудования на карьере, обеспечивающий
планомерную выемку горной массы в забоях и перемещение
вскрыши в отвалы, а полезного ископаемого к складам и по-
требителям, составляет структуру комплексной ме-
ханизации карьера. Система разработки месторождения
и структура комплексной механизации данного карьера взаи-
мосвязаны
Параметры элементов системы разработки взаимосвязаны
с рабочими параметрами и мощностью комплекса оборудова-
ния. Поэтому они должны рассматриваться совместно на ос-
нове единой методики расчета технологии производства
вскрышных и добычных работ и технологических характери-
стик комплекса оборудования.
Известны несколько классификаций систем открытой раз-
работки. Одной из них является классификация акад. В. В.
Ржевского, в основу которой положены горно-геологические и
геометрические предпосылки, характеризующие порядок разра-
ботки месторождения.
Системы разработки горизонтальных месторождений, харак-
теризующиеся только порядком выполнения вскрышных и до-
бычных работ, называют сплошными (с постоянной рабо-
чей зоной).
Системы разработки наклонных и крутых месторождений,
характеризующиеся порядком выполнения вскрышных, добыч-
ных и горно-подготовительных работ, так как горно-подгото-
вительные работы на таких месторождениях ведутся как в пе-
риод строительства карьера, так и во время его эксплуатации
455
(для воссоздания фронта вскрышных и добычных работ наре-
заются очередные по глубине уступы), называют углубоч-
н ы м и (с переменной рабочей зоной).
Месторождения со сложными топографическими и горно-
геологическими условиями могут разрабатываться смешан-
ными (углубочно-сплошными) системами.
Порядок разработки месторождения связан также с разви-
тием горных работ по отношению к контурам карьерного поля.
По направлению времени в плане различают следующие си-
стемы разработки (рис. 20.7):
продольные однобортовую и двухбортовую,
когда фронт вскрышных и добычных работ перемещается па-
раллельно длинной оси карьерного поля;
поперечные однобортовую и двухбортовую,
когда фронт вскрышных и добычных работ перемещается па-
раллельно короткой оси карьерного поля;
веерную, когда фронт вскрышных и добычных работ пере-
мещается по вееру;
кольцевую, когда фронт вскрышных и добычных работ
имеет кольцевую форму и перемещается от центра к границам
карьерного поля или наоборот.
К основным элементам системы разработки относятся ус-
тупы, рабочие площадки, фронт работ уступа, фронт работы
карьера, рабочая зона карьера, транспортные и предохрани-
тельные бермы.
Главный параметр уступа — высота йу, которая определя-
ется с учетом горно-геологических, технических и экономиче-
ских факторов. Максимальная высота уступа устанавливается
с учетом параметров применяемого оборудования и требований
правил безопасности.
Минимальная ширина рабочей площадки уступа Вр. п дол-
жна обеспечивать безопасные условия для работы всего при-
меняемого оборудования (рис. 20.8). При разработке скальных
пород буровзрывным способом минимальная зона рабочей пло-
щади (м)
п — т Т J Т 2 2 в Т ^б»
где X — ширина развала взорванной породы, м; ориентиро-
вочно при легковзрываемых породах Х=1,2йу, средневзрывае-
мых Х = 2,3йу, трудновзрываемых X = 3fty; С — безопасное рас-
стояние от нижней бровки развала до транспортной полосы, м,
С = 2,5-^-3 м; Т — ширина транспортной полосы, м, зависящая
от вида транспортных средств и схемы их движения, м; /7В —
ширина площадки для вспомогательного оборудования, м, Пв =
= 2,5-^3,5 м; Ьб — ширина бермы безопасности, м.
L6 = hy (ctg ае—ctg oty),
456
а
б
Рис. 20.7. Системы открытой разра-
ботки (по В. В. Ржевскому):
а — продольная однобортовая; б — попе-
речная однобортовая; в — продольная
двухбортовая; г — поперечная двухборто-
вая; д—кольцевая от центра к грани-
цам,; е — кольцевая от границ к центру;
ж — веерная
где йу — высота уступа, м; ае— угол естественного откоса
пород уступа, градус, ae = 40-j-45°; ау — угол откоса рабочего
уступа, градус, ау = 50ч-85°.
При разработке пород, не требующих рыхления буровзрыв-
ным способом, вместо величины X учитывается ширина за-
ходки А.
Фронт работ уступа — часть уступа по длине, подго-
товленная к производству горных работ. Суммарная протяжен-
457
Рис. 20.8. Рабочая пло-
щадка уступа
ность фронта работ отдельных уступов представляет собой
фронт работ карьера.
Высота уступа, длина фронта работ уступа (м), годо-
вая производительность работающего на этом фронте экскава-
тора Пэ.г и годовая скорость подвигания фронта уступа t/ф. у
связаны зависимостью
Уф. у — /7Э. г/(Ау^ф. у).
Рабочая зона карьера — это совокупность по высоте
вскрышных и добычных уступов, находящихся одновременно
в разработке. При разработке горизонтальных месторождений
высота рабочей зоны и ее положение относительно высотных
отметок контуров карьера практически не изменяется. При раз-
работке наклонных и крутых залежей размеры рабочей зоны
изменяются и она перемещается по глубине карьера, с нарез-
кой новых горизонтов. Необходимая скорость углубления ра-
бочей зоны Уг (м/год) должна обеспечить производственную
мощность карьера по полезному ископаемому /7К, и (т/год) и
находится по формуле
“ /7К. и/[^Д^гРи (1 Лп)],
где Лд — длина карьера по дну, м; тг — горизонтальная мощ-
ность залежи полезного ископаемого, м; ри — плотность полез-
ного ископаемого, т/м3; Лп — коэффициент потерь полезного
ископаемого, £п = 0,034-0,07.
Возможная скорость углубления рабочей зоны обычно со-
ставляет при железнодорожном транспорте 10—15 м/год, при
автомобильном— 15—20 м/год.
Основаниями к выбору оборудования при формировании
структур комплексной механизации карьеров служат природ-
ные, технологические, технические, организационные и экономи-
ческие факторы.
Из природных факторов наибольшее влияние на выбор ос-
новного оборудования структур комплексной механизации ока-
зывают крепость пород, условия залегания полезного ископае-
мого, вид и назначение полезного ископаемого, топография по-
верхности карьерного поля и климатические условия района.
458
Рис. 20.9. Технологические
схемы разработки горизон-
тального месторождения с не-
посредственным перемещением
пород вскрыши в выработан-
ное пространство:
а — с применением мехлопаты; б —
с применением драглайна, установ-
ленного на промежуточном гори-
зонте
Так, например, при разработке горизонтальных месторождений
наиболее экономичными являются структуры, обеспечивающие
применение технологических схем с перевалкой вскрыши в вы-
работанное пространство мощными вскрышными экскавато-
рами (драглайнами или механическими лопатами (рис. 20.9).
При этом возможная высота вскрышного уступа Лу (м)
обычно ограничивается радиусом разгрузки экскаватора /?р и
определяется из уравнений:
при производстве вскрышных работ мехлопатой (см. рис.
20.9, а)
, Ау = (7?р—с—d—m ctg аи —0,254) tg ро/йр;
при производстве вскрышных работ драглайном (см. рис.
20.9, б)
_ (*?р — ь + /1в. у ctg ав Д — ctg сси — d — 0,25Д) tg ро
У (*р + ctg aBtg Ро)
где с, b — расстояние от оси хода экскаватора до верхней
бровки уступа, м; d — расстояние от нижней бровки добычного
уступа до отвала, м; т — мощность пласта полезного ископае-
мого, м; А — ширина заходки, м; р0 — угол откоса отвала, гра-
дус; йв. у — высота верхнего вскрышного подуступа, м; ав —
угол откоса рабочего вскрышного уступа, градус; а — ширина
бермы на добычном уступе, м; ап — угол откоса рабочего до-
бычного уступа, градус.
При верхнем копании драглайном йв. у^0,7Яр. тах, где
Яр. тах — максимальная высота разгрузки экскаватора, м.
При разработке наклонных и крутых залежей наиболее рас-
пространены структуры комплексной механизации, обеспечи-
вающие использование технологических схем разработки, при-
веденных на рис. 20.10.
Из технологических и технических факторов на выбор обо-
рудования для основных процессов наибольшее влияние ока-
зывают производственная мощность карьера по полезному
ископаемому и вскрыше. В определенных условиях существен-
ное влияние на выбор оборудования могут оказать требования
к восстановлению поверхности.
Из экономических факторов на выбор оборудования оказы-
вают влияние капитальные и эксплуатационные затраты на обо-
рудование.
Выбор структуры комплексной механизации для конкретного
месторождения осуществляется в следующем порядке:
на первом этапе исключаются структуры, которые не могут
быть применены в данных условиях по техническим и природ-
ным факторам;
460
Рис. 20.10. Технологические схемы разработки наклонных и крутых место-
рождений:
а — продольная однобортовая с применением мехлопат и автомобильного транспорта;
б — продольная двухбортовая с применением мехлопат и железнодорожного транспорта
из оставшихся выбирают наиболее вероятные структуры,
которые в наибольшей степени удовлетворяют природным, тех-
нологическим, техническим и организационным факторам;
наиболее вероятные структуры рассматриваются по их тех-
нико-экономическим показателям.
Технико-экономическая оценка структур должна произво-
диться по всему производственному циклу при рациональном
качественном сочетании и численном соотношении машин для'
выполнения основных и вспомогательных работ в реальных ус-
ловиях разрабатываемого месторождения.
20.4. ГИДРОМЕХАНИЗАЦИЯ НА ОТКРЫТЫХ РАБОТАХ
При определенных физико-механических свойствах разра-
батываемых пород, благоприятных горно-геологических и кли-
матических условиях на угольных разрезах успешно может при-
меняться гидромеханизация. Г и д ром ейн и заци я — один
из способов механизации горных работ, при котором все или
часть рабочих процессов выполняется за счет энергии потока
461
3 2
1
Рис. 20.11. Принципиальная схема гидромеханизации с гидромониторным
размывом:
/ — водохранилище; 2 — насос; 3 — водовод; 4 — гидромонитор; 5 — уступ; 6 — вруб;
7 — поток гидросмеси; 8 — зумпф; 9 — грунтовый насос,; 10 — трубопровод для транс-
портирования гидросмеси; // — дамбы начального отвалообразования; }2 — гидроотвал;
13 — водозаборное устройство; 14 — трубопровод чистой воды для подпитки водохрани-
лища
воды. Гидромеханизированный способ разработки применяется
также в сочетании с экскаваторным.
Гидравлическому способу разработки свойствены следую-
щие производственные процессы: размыв, транспортирование
и укладка породы в отвал. Из возможных структур механиза-
ции наибольшее применение при открытой разработке угольных
месторождений имеет структура с гидромониторным раз-
мывом пород в забое (рис. 20.11). Вода насосами по водово-
дам подается в специальное устройство (гидромонитор), кото-
рый формирует компактную струю и направляет ее на забой.
Отделенная этой струей от массива порода смешивается с водой
и образует гидросмесь, которая поступает пр наклонным ка-
навкам в сооруженное на подошве уступа углубление (зумпф).
Из зумпфа гидросмесь транспортируется на соответствующие
технические сооружения: породы вскрыши в гидроотвалы, по-
лезное ископаемое на обогатительные фабрики.
Транспорт гидросмеси может быть напорным и самотечным.
Напорный транспорт может применяться в любых ус-
ловиях и осуществляется по трубам при помощи специальных
устройств (в основном грунтовыми насосами). Самотечный
транспорт осуществляется в открытых канавах (лотках) и
возможен только при определенном рельефе местности.
Достоинствами гидромеханизации являются поточность тех-
нологического процесса, простота устройства, небольшая масса
и малая стоимость основного оборудования, высокая производи-
тельность труда, небольшие объемы горно-капитальных работ
462
и сроки строительства карьеров, возможность попутного обога-
щения полезного ископаемого. К недостаткам следует отнести
малую производительность при низких температурах и трудно-
размываемых породах, высокую энергоемкость, необходимость
в значительных объемах воды и площадях под гидроотвалы,
переизмельчение полезного ископаемого.
При расчете параметров гидравлической разработки одним
из наиболее важных характеристик пород является их грануло-
метрический состав, который характеризуется содержанием
различных фракций.
Эффективность размыва пород напорной струей зависит
не только от характеристики самых пород, но и от характери-
стики струи и технологии размыва. Струя воды формируется
гидромонитором, основным элементом которого является ствол,
поворачивающийся в вертикальной и горизонтальной плос-
кости. Сменные насадки диаметром 80—175 мм, навинчиваю-
щиеся на конец ствола, позволяют изменять расход воды, на-
пор и скорость истечения струи из насадки. Выпускаемые марки
гидромониторов различаются в основном рабочим давлением
(до 2 МПа), расходом воды (до 5000 м3/ч) и массой (до
7000 кг).
Уступ начинают разрабатывать при минимальном расстоя-
нии гидромонитора от забоя (м)
Imln = (0,84-1,0)
Максимальное расстояние гидромонитора от забоя (м) за-
висит от эффективности размыва и составляет
^max = ^miп “Ь С,
где С — шаг передвижки гидромонитора, равный или кратный
длине одного звена трубы водовода, м.
Для обеспечения стока гидросмеси в зумпф рабочей пло-
щадке придается подъем в сторону забоя. По мере подвигания
забоя зумпф переносится или создается заново, примерно через
каждые 90—120 м. Необходимый напор струи, удельный рас-
ход воды и уклон рабочей площадки уступа в зависимости
от характеристики разрабатываемых пород обычно составляют
соответственно 30—140 м вод. ст.; 5—12 м3/м3 и 0,025—0,12.
Ширина гидромониторной заходки гидромонитора равна
20—25 м. Заходка разрабатывается двумя гидромониторами
(основным и резервным). Процесс гидромониторного размыва
включает следующие операции: подрезку забоя (образование
вруба); смыв обрушенной породы; уборку недомыва; чистку
канавок. Высота и глубина подрезной щели равна соответ-
ственно 0,2—0,4 и 1,5—2 м. Подрезку забоя обычно производят
насадкой малого диаметра, а смыв — насадкой большого диа-
метра.
463
Необходимое число рабочих гидромониторов определяют
по формуле
ЯР. г = Яп9о/(3600(2ГТСМЙИ. г),
где Яп— сменная производительность участка по породе, м3; qQ—
удельный расход воды, м3/м3; Qr — расход воды через насадку
гидромонитора, м3/с; Тсм— продолжительность смены, ч; йи. г —
коэффициент использования гидромонитора во времени, kn. г=
= 0,75-г-0,8.
Qr = р, лОнив/4,
где р, — коэффициент расхода, ц = 0,92 4-0,96; Dn — диаметр на-
садки, м; ив— скорость истечения воды из насадки гидромони-
тора, м/с;
1/в ~ <р н»
где ср — коэффициент скорости, ф=0,924-0,96; g — ускорение
свободного падения, м2/с; Яр. н — рабочий напор воды перед
насадкой.
Для обеспечения требуемого напора перед насадкой гидро-
мониторов необходимый напор насосов Нн (м вод. ст.) опре-
деляется по формуле
Иц = Яг. Н + Яг. в “Ь Лв Лд 4" Йм Ч" 4~ Ян. Т»
где Яг. н, Яг. в — геометрическая высота соответственно нагне-
тания воды и всасывания, м; йв— потери напора во всасываю-
щем трубопроводе, м вод. ст. йв = 0,54-1,5 м вод. ст.; йд— по-
тери напора по длине, м вод. ст., на 100 м длины йд= 1,54-2,5 м
вод. ст; йм = 0,1 йд— местные потери, м вод. ст.; йг—потери
напора в гидромониторе и на насадке, м вод. ст.; йг=1,5— тре-
буемый напор на насадке гидромонитора, м вод. ст.
Расчет напорного гидротранспорта сводится к выбору грун-
тового насоса (по подаче и по напору) и диаметра трубопро-
вода для обеспечения заданной производительности по гидро-
смеси. Часовая производительность участка по гидросмеси
(м3/ч)
Яг = Яп (1 П2 4q)/Tcm<>
где m — пористость породы, /и = 0,25-?0,4.
Необходимое число рабочих грунтовых насосов
Яр Н — Пг/(Qh&H. и) »
где QH — подача принятого грунтового насоса по гидросмеси,
м3/ч; йи. н — коэффициент использования грунтового насоса
во времени, йи. п = 0,74-0,8.
Необходимый напор грунтового насоса (м вод. ст.)
г
“Ь Йост,
464
где йп.г— высота подъема гидросмеси, м, йг.п = //гРг (Нг—раз-
ность отметок оси грунтового насоса и выпуска пульпы на от-
вале, м; рг — плотность гидросмеси, т/м3); йвг— высота всасы-
вания гидросмеси, м, йв. Г“//гРг (^2 — разность отметок оси
грунтового насоса и горизонта гидросмеси в зумпфе, м);
йв. г—потери напора по длине трубопровода гидросмеси,
м вод. ст., на каждые 100 м длины, йд. г=3,5-5-5 м вод. ст.;
йм.г=0,1 йд.г, м вод. ст.; йост — остаточный напор на конце тру-
бопровода гидросмеси, м вод. ст.
Рг = [рп (1— т)— ?орв]/(1—т—<70),
где рп —плотность транспортируемой породы, т/м3; рв — плот-
ность воды, т/м3.
Для увеличения напора или подачи грунтовых насосов при-
меняется соответственно их последовательное или параллель-
ное включение. Грунтовые насосы, используемые на угольных
разрезах, характеризуются следующими основными показате-
лями: подачей, напором, размером проходного сечения, массой.
При выбранном грунтовом насосе необходимый диаметр
трубопровода Dr (м) для транспортирования гидросмеси опре-
деляется по условию обеспечения критической скорости дви-
жения иКр (м/с) гидросмеси, при которой расход энергии на ее
транспортирование будет минимальным:
DT = 2 VQH/(3600uKpn) .
Критической скоростью движения гидросмеси
называют такую ее минимальную скорость движения, при ко-
торой частицы породы данного гранулометрического состава
и плотности перемещаются без заиливания трубопровода.
По расчетному значению диаметра подбирают ближайший
из стандартных диаметров с таким расчетом, чтобы фактиче-
ская скорость движения гидросмеси была бы равна или больше
критической.
Г идравлическое отвалообразование — завершающий этап
разработки вскрышных пород гидравлическим способом. Для
размещения гидроотвала выбирают участок, непригодный или
малопригодный для промышленных целей и имеющий уклон
i<2O°/o. Расстояние транспортирования и высота подъема гид-
росмеси должны быть минимальными. Площадь гидроотвала
ограждается дамбами начального обвалования для создания
необходимой емкости. По мере поступления гидросмеси в гид-
роотвал уровень воды в нем повышается. Для регулирования
уровня воды в гидроотвале применяются специальные водо-
сборные устройства (шандорные колодцы, плавучие насосные
станции и др.). Требуемый объем гидроотвала (м3) определяют
по формуле
Vr. о == VnOt/l] 4“ Vo. в,
465
где Vn — объем породы, укладываемой в отвал, м3; а — коэф-
фициент, учитывающий приращение объема породы за счет
набухания, а=1ч-2; q— коэффициент, учитывающий использо-
вание емкости гидроотвала> т]~ 0,7 4-0,9; Vo. в — объем отстой-
ника, м3.
КОНТРОЛЬНЫЕ ВОПРОСЫ
1. Каковы основные производственные процессы открытых горных работ,
их назначение и средства механизации?
2, Какие методы взрывных работ используются на карьерах?
3. Что такое удельный расход ВВ и каковы факторы, определяющие его?
4. Какие экскаваторы, используются на карьерах и какова область их
применения?
5. Расскажите об экскаваторной заходке, способах ее образования, ос-
новных параметрах.
6. . Каковы основные виды карьерного транспорта? Укажите их достоин-
ства, область применения.
7. Как определяются параметры подвижного состава и прицепная масса
поезда?
8. В чем заключается назначение капитальной траншеи и каковы ее па-
раметры?
9. Какие бывают системы открытой разработки месторождений?
10. В чем заключается сущность технологической схемы разработки ме-
сторождения с применением гидромеханизации?
ЗАДАЧИ
1. На уступе высотой 15 м бурят вертикальные скважины диаметром
250 мм. Длина перебура и забойки приняты минимальными. Плотность ВВ
в скважине 1 т/м3. Конструкция заряда ВВ в скважине колонковая. Опре-
делить максимальный заряд ВВ в скважине.
2. Уступ протяженностью 2300 м отрабатывают без рыхления пород бу-
ровзрывным способом экскаватором ЭКГ-8И с погрузкой в средства желез-
нодорожного транспорта. Остальные параметры заходки приняты максималь-
ными. Определите продолжительность отработки заходки, если годовая про-
изводительность экскаватора 2,1 млн/м3.
3. Разрабатывается угольный пласт с углом падения 63° и нормальной
мощностью 85 м. По организационно-техническим условиям возможная ско-
рость углубления рабочей зоны составляет 12 м/год. Определите возможную
годовую мощность карьера по полезному ископаемому, если плотность угля
1,35 т/м3, промышленные потери 5 %, а длина карьера по дну 3300 м.
4. Вскрышной уступ высотой 15 м и длиной 4000 м отрабатывают экс-
каватором ЭКГ-5 с производительностью 1,3 млн м3/год и экскаватором ЭКГ-
8И с производительностью 2,4 млн м3/год. Определите длину экскаваторных
блоков при условии обеспечения равномерной скорости подвигания фронта
работ уступа
Часть VIII
ОБОГАЩЕНИЕ И ПЕРЕРАБОТКА УГЛЯ
21. ОБОГАЩЕНИЕ УГЛЯ
21.1. ОБЩИЕ СВЕДЕНИЯ
Ископаемые угли являются сложным веществом органиче-
ского происхождения, содержащим минеральные примеси раз-
личного физико-химического состава и природы.
Полезная часть углей — горючее вещество — состоит из уг-
лерода, водорода, кислорода, азота и серы.
Вода и минеральные примеси являются балластом, некото-
рые другие элементы, например, сульфатная сера и фосфор —
вредными примесями (особенно в углях, предназначенных для
коксования). Минеральные вещества, содержащиеся в добы-
том угле, можно разделить на следующие две группы, исходя
из возможности их удаления при обогащении:
первая группа — рассредоточенные по всей массе угля мель-
чайшие минеральные частицы и соли, прочно связанные с ор-
ганическим веществем, которые практически существующими
методами механического обогащения отделить невозможно;
вторая группа — минералы в виде обломков из пропластков
(прослоев) глин, песчаников, известняков, а также вмещающих
пород (кровли и почвы), попавших в уголь при его добыче. Эти
примеси могут быть частично или полностью удалены из угля
при обогащении.
Количество минеральных примесей в углях характеризует
их зольность, которую определяют сжиганием угольной
пробы в стандартных условиях. Зольность является основным
показателем качества угля при обогащении и его переработке.
Поскольку при определении зольности сжиганием происходит
изменение массы минеральных примесей (удаление химически
связанной воды, выделение углекислого газа и т. д.), то масса
золы всегда меньше массы минеральных примесей.
Для более эффективного использования угля требуется по-
вышение его качества, заключающееся в механическом отде-
лении балластных и вредных примесей, рассортировке на
классы по крупности и разделении на сорта в соответствии
с требованиями основных потребителей. Совокупность указан-
ных процессов называют обогащением.
Любая технологическая схема обогащения включает два
основных этапа: разъединение минералов, т. е. разрушение
467
сростков различных минералов, и последующее разделение
«чистых» зерен. Разрушение осуществляют дроблением, а раз-
деление— собственно методами обогащения.
В результате обогащения -угля получают продукты, отли-
чающиеся содержанием в них горючей массы и минеральных
примесей: концентрат и породу (отходы). В отдельных
случаях при обогащении может выявиться необходимость в по-
лучении третьего продукта, являющегося по ценности проме-
жуточным между концентратом и породой. Его так и назы-
вают— промежуточный продукт (промпродукт). Его исполь-
зуют как котельное топливо или подвергают повторному
обогащению.
21.2. ДРОБЛЕНИЕ И ГРОХОЧЕНИЕ
Дробление углей. Дробление — разрушение кусков горных
пород внешними механическими силами с целью получения
продукта заданной крупности. Оно необходимо, во-первых, для
подачи в обогатительные машины материала определенной
крупности, оптимальной для конкретного процесса, и, во-вто-
рых, для достаточно полного раскрытия сростков угля с ми-
неральными примесями, т. е. выделения угольных и породных
зерен в чистом виде.
На углеобогатительных фабриках дробление применяют
вместе с грохочением для подготовки угля к обогащению и как
самостоятельную операцию.
Дробление может быть: подготовительное — для подготовки
угля к обогащению (дробление крупных кусков исходного угля
или промежуточного продукта обогащения); окончательное —
когда продукты дробления являются конечными (при получе-
нии сортовых углей для энергетических целей и шихты для
коксования); избирательное — для обогащения по прочности,
когда один из компонентов исходного материала имеет мень-
шую прочность и разрушается быстрее другого.
Предел крупности дробления определяется размером вкрап-
ленности частиц угля и породы. Эту крупность устанавливают
опытным путем для каждого полезного ископаемого.
Оценку результатов дробления производят по степени дроб-
ления и эффективности работы дробилок.
Степенью дробления называют отношение максималь-
ных размеров кусков материала до и после дробления:
I* ~ ^тах/^тах,
где Z)max и dmax— максимальные размеры частиц в исходном
материале и в дробленом продукте, мм.
На обогатительных фабриках дробление могут производить
в несколько стадий, т. к. получить необходимую степень дроб-
468
ления в одной дробилке (в одну операцию) обычно невозможкэ,
При дроблении в несколько последовательных операций общая
степень дробления
общ= ^1^2 • • •
где i\, /2, ...» in — степень дробления в отдельных стадиях.
Эффективность работы дробилок выражают в тоннах дроб-
леного продукта на 1 кВт*ч израсходованной энергаи
[т/(кВт-ч)]:
Э = QIE,
где Q — часовая производительность дробилки, т; Е — энергия,
затраченная на дробление, кВт-ч.
В зависимости от верхнего предела крупности дробленою
продукта в практике углеобогащения условно различают круп-
ное (до 100—200 мм), среднее (до 25—80 мм), мелкое (до
3—25 мм) дробление и грубое (до 0,5 мм) и тонкое (менее
0,5 мм) измельчение.
При крупном и среднем дроблении углей степень дробленая
обычно принимают равной от 3 до 8, при мелком — от 10 до
30 и при грубом и тонком измельчении — от 30 до 200.
Способы дробления, на которых основана работа дробилок,
следующие: раздавливание — для крупного и среднего дробле-
ния твердого угля и пород; раскалывание — в большинстве слу-
чаев для крупного дробления хрупких углей; удар — для мел-
кого дробления угля и промежуточного продукта; истирание —
для измельчения.
Определенную последовательность осуществления техноло-
гических операций называют технологической схемой. Схемы
дробления бывают открытые и замкнутые. В открытых
схемах (рис. 21.1,а) конечный продукт данной стадии дроб-
ления может быть представлен или продуктом разгрузки дро-
билки, или смесью его с подрешетным продуктом грохота.
В замкнутых схемах (рис. 21,1,6) конечный продукт по-
лучают только в виде подрешетного продукта, в связи с чем
максимальная крупность кусков в нем гарантируется и опреде-
ляется размером отверстия грохота.
Машины для дробления и измельчения углей делят на ма-
шины крупного дробления твердых углей (щековые дробилки)
избирательного крупного дробления углей (барабанные и ба-
рабанно-молотковые дробилки), крупного и среднего дробле-
ния углей и антрацитов (валковые зубчатые дробилки), мел-
кого дробления углей (молотковые дробилки), глубокого и тон-
кого измельчения (барабанные мельницы, истиратели).
Щековые дробилки применяют для дробления горной массы,
содержащей крупнокусковую породу средней и большой проч-
ности. Дробящими органами являются неподвижная щека
469
Я Исходный
Исходный
материал
материал
Грохочение
> 100 мм ч
Дробление до 100мм
Грохочение
^ООнм |
Дробление до 100мм т
Рис. 21.1. Схемы дробления
Рис. 21.2. Схема щековой дробилки
с простым движением щеки
плита), закрепленная в корпусе, и подвижная щека, совер-
шающая качание вокруг оси. Существуют щековые дробилки
с простым (по дугам окружностей) и сложным (по замкну-
тым кривым) движением подвижной щеки.
Схема щековой дробилки с простым движением щеки (типа
ЩДП) приведена на рис. 21.2. Подвижная щека 2 подвешена
на оси 11 и получает движение от эксцентрикового вала 4, на
эксцентрике которого свободно висит вертикальный шатун 7.
В нижнюю часть шатуна с обеих сторон через вкладыши упи-
раются распорные плиты S, одна из которых прикреплена
к подвижной щеке, вторая — к стенке станины 10. Для измене-
ния ширины разгрузочной щели дробилки упор передвигают
и закрепляют винтом 5. К подвижной щеке прикреплены
штанга 9 с пружиной 6, оттягивающей щеку при обратном
ходе. При вращении эксцентрикового вала подвижная щека
получает маятниковые качания, приближаясь и отдаляясь от
неподвижной щеки 1, Материал в пространстве между щеками
дробится за счет сжатия, изгиба и раскалывания.
Производительность щековой дробилки (т/ч) определяют по
эмпирической формуле
Q = 6OO6oZA
где 60 — насыпная плотность материала, т/м3; L и b — соответ-
ственно длина и ширина разгрузочной щели, м.
Техническая характеристика применяемых щековых дроби-
лок приведена в табл. 21.1.
470
Таблица 21.1
Дробилки
Показатели со сложным движением щеки с простым движением щеки
ШДС-4Х9 (СМ-741) ЩДС-бхЭ (СМ-16Д) ШДП-9Х12 (СМД-38Б) ШДП-12X15 (СМД-59 А)
Размеры приемного отверстия, мм: ширина 400 600 900 1200
длина 900 900 1200 1500
Наибольший раз- 340 500 750 1000
мер кусков исход- ного материала, мм Ширина выходной 60 100 130 150
щели, мм Диапазон регули- +30—20 ±25 ±35 ±40
рования, мм Минимальная про- 25 55 160 280
изводительность, м3/ч Мощность электро- 40 55 100 160
двигателя, кВт Масса, т 12 20 75 145
Для крупного и среднего дробления рядовых углей, антра-
цита и сланцев, содержащих крупнокусковую породу с коэффи-
циентом крепости до 4, широкое применение имеют двухвалко-
вые зубчатые дробилки, типа ДДЗ, работающие по принципу
раскалывания. Наличие зубьев на валках способствует не только
уменьшению выхода мелочи и расхода энергии на дробление, но
и уменьшению диаметра валка.
Таблица 21.2
Показатели ДДЗ-4 ДДЗ-6 ДДЗ-ю ДДЗ-16
Максимальный размер 300 500 1000 1300
кусков исходного материа- ла, мм Размеры валков, мм: диаметр 400 630 1000 1600
длина 500 830 1250 2000
Максимальный размер 105 150 240 400
регулирования щели между валками, мм Производительность, т/ч 20—100 60—150 125—525 650—1000
Масса, т 4,3 9,9 23,5 107,6
471
Рис. 21.3. Схема молотковой дро-
билки
Зубчатые валки представ-
ляют собой вращающиеся на-
встречу друг другу шести-
гранные ступицы, к которым
прикреплены стальные зубча-
тые сегменты. Крупность дроб-
леного продукта регулируют
установкой соответствующих
сегментов с зубьями и измене-
нием зазора между валками.
Техническая характери-
стика валковых зубчатых
дробилок приведена в табл.
21.2.
Основные достоинства вал-
ковых дробилок — простота
конструкции, удобство обслу-
живания и ремонта, неболь-
шой удельный расход электро-
энергии.
Производительность валковой зубчатой дробилки (т/ч)
Q = 6f)nDLbnkt
где D и L — соответственно диаметр и длина валков, м; b — ши-
рина щели между валками, м;*п— частота вращения валков,
мин-1; k — коэффициент разрыхления.
Молотковые дробилки, работающие по принципу удара, при-
меняют для мелкого дробления углей, предназначенных для кок-
сования, брикетирования, а также дробления промежуточных
продуктов перед их обогащением.
Молотковая дробилка (рис. 21.3) состоит из корпуса Л вну-
три которого расположен вращающийся вал 2 с шарнирно под-
вешенными молотками 4. Дробимый материал загружается
в пространство между молотками и стенкой дробилки и разру-
шается ударами молотков, а также вследствие удара кусков об
отражательные плиты 3. Крупность дробленого продукта зави-
сит от размера отверстий колосниковой решетки 5, расположен-
ной внизу корпуса дробления.
Производительность молотковой дробилки (т/ч)
Q = ^Ld2n2/[3600 (i — 1)],
где /гд — коэффициент, характеризующий крепость угля и кон-
структивные особенности дробилки, Лд= 1,2-т-2,2; L — длина
вала, м; d — диаметр окружности вращения молотков, м; п —
частота вращения ротора, мин-1; i — степень дробления.
Техническая характеристика молотковых дробилок приве-
дена в табл. 21.3.
472
Таблица 21.3
Показатели М-6-4 Б М-8-6Б M-13-16B М-20-301
Размеры вала, мм: диаметр 600 800 1300 2000
ширина 400 600 1600 3000
Наибольшая крупность ис- 150 250 400 400
ходкого материала, мм Крупность дробленого про- 0—30 0—13 0—10 0—15
дукта, мм Производительность, т/ч 12—155 18—24 200 850—1000
Масса, т 1,37 2,24 16 53,5
Грохочение углей. Грохочение — это механическое разделе-
ние материала по крупности на просеивающих поверхностях
(ситах, решетах).
Продукты, полученные при грохочении, имеют размер, зави-
сящий от размера отверстий сит, и называются классами
крупности. Классы крупности обозначают двумя числами,
определяющими больший и меньший граничные размеры класса,
например, «6—3», или «3—6» мм. Кроме того, применяют си-
стему обозначения классов крупности с использованием знаков
«минус» и «плюс». Например «4-6» (больше 6 мм), «—3 мм»
(меньше 3 мм), «—64-3 мм» (меньше 6, но больше 3 мм).
Классы крупности угля, являющиеся готовыми товарными
продуктами, называют сортами.
На обогатительных фабриках используются следующие виды
грохочения:
предварительное, предусматривающее отделение из основной
массы исходного материала крупных кусков для последующей
их обработки, например, дробления;
подготовительное, при котором исходный материал разде-
ляют на несколько классов крупности, предназначенных для
последующей раздельной обработки в различных обогатитель-
ных машинах; продукты подготовительного грохочения назы-
вают машинными классами;
окончательное, при котором исходный материал разделяют
на классы крупности, размеры и зольность которых регламен-
тируют; полученные классы являются готовой продукцией;
обезвоживающее, предусматривающее удаление содержа-
щейся в продукте мокрого обогащения основной массы воды.
Количественное распределение частиц по классам крупности
называют гранулометрическим составом. Одним из
способов его определения является ситовый анализ, заключаю-
щийся в рассеивании пробы материала с помощью набора сит.
Гранулометрический состав продуктов позволяет оценить их
473
Размер отверстий сит, мм
Рис. 21.4. Характеристика круп-
ности:
1 — по <плюсу>; 2 — по «минусу>
Рис. 21.5. Дуговой грохот
качество, определить эффективность работы грохотов и дроби-
лок, рассчитать технологические схемы обогащения.
Ситовый рассев рядового угля производят на ситах с отвер-
стиями размером 150, 100, 50, 25, 13, 6, 3, 1 и 0,5 мм, а рассев
мелкого материала — на ситах с отверстиями 1; 0,5; 0,25; 0,1;
0,074 и 0,044 мм.
Минимальная масса пробы q для проведения ситового ана-
лиза зависит от размера максимального куска:
^тах»
<7, КГ •
< 13 25 50
0,6 1,5 2,5
100
5
125 150 200 300
79 10 12
В табл. 21.4 приведен пример записи результатов ситового
анализа.
474
Таблица 21.4
Выход
Классы крупности, мм частный суммарный, %
кг % по (+) ПО (—)
— 100+50 0,39 6,5 6,5 100
—50 + 25 0,88 14,7 21,2 93,5
—25 + 13 1,03 17,2 38,4 78,8
— 13 + 6 0,95 15,8 54,2 61,6
—6 + 3 0,98 16,3 70,5 45,8
—3 — 1 0,74 12.4 82,9 29,5
—1 + 0,5 0,62 10,3 93,2 17,1
—0,5 + 0 0,41 6,8 100 6,8
Итого 6 , 100 — —
Графическое изображение зависимости выхода классов круп-
ности от их размера называют характеристикой крупности. Наи-
более удобны суммарные характеристики, выражающие сум-
марный выход классов крупности, позволяющие определить вы-
ход любого класса.
При построении кривых на оси абсцисс откладывают значе-
ния размеров классов крупности, на оси ординат — суммарный
выход классов (рис. 21.4). По суммарной характеристике выход
отдельного класса находят по разности ординат, соответствую-
щих большему и меньшему пределам данного класса.
В процессе грохочения часть «мелочи», т. е. зерен, имеющих
размер меньше размера отверстия грохота, остается в надрешет-
ном продукте. Этот остаток зависит от удельной нагрузки на
грохот, угла наклона просеивающей поверхности, типа грохота,
формы зерен материала, влажности материала и т. д.
Точность разделения на грохоте оценивают по эффективно-
сти грохочения Е (%,), которая отражает извлечение «мелочи»
в подрешетный продукт. Эффективность грохочения численно
равна отношению количества «мелочи» в подрешетном продукте
к ее количеству в исходном продукте:
Е = (а — 0)р.1ОО/[(Р—9) а],
где а, р и 0 — содержание «мелочи» соответственно в исходном
материале, подрешетном и надрешетном продуктах, %.
Применяемые на углеобогатительных фабриках грохоты
разделяют на неподвижные, у которых рама и просеивающая
поверхность неподвижны (колосниковые, дуговые); подвижные;
комбинированные, у которых рама неподвижна, а просеиваю-
щая поверхность подвижна.
475
Рис. 21.6. Форма и расположение от-
верстий листовых сит
Рис. 21.7. Схема инерционного наклон-
ного грохота
В качестве просеивающей поверхности грохотов применяют
колосниковые решетки, листовые решета и проволочные сита.
Колосниковые решетки набирают из устанавливаемых па-
раллельно друг другу стальных балок-колосников в виде стер-
жней, рельсов или брусьев различного профиля. Колосники
скрепляют поперечными связями, образуя решетку с шириной
отверстий 50—200 мм.
В дуговом грохоте (рис. 21.5) решетка, набранная из колос-
ников трапециевидного сечения, имеет дугообразную форму. Ко-
лосники могут располагаться как поперек, так и вдоль потока.
Ширина щели обычно составляет 0,5—2 мм.
Решета изготовляют из стальных или резиновых листов пу-
тем штамповки или резания в них отверстий различной формы
(рис. 21.6) и размером 150 мм и менее.
Сита, применяемые для грохочения и обезвоживания продук-
тов обогащения, изготовляют из металлической проволоки или
476
полимерных волокон с квадратными и реже прямоугольными от-
верстиями размером от 80 до 0,044 мм.
Высокая производительность и эффективность грохочения
могут быть достигнуты при непрерывной и равномерной за-
грузке исходного материала; определенной скорости перемеще-
ния слоя грохотимого материала относительно просеивающей
поверхности; периодическом разрыхлении или перемешивании
материала для интенсификации перемещения мелких частиц
из верхней части слоя к просеивающей поверхности; устранении
забивания отверстий грохота отдельными зернами или влаж-
ными слипшимися комками; непрерывном удалении с поверх-
ности надрешетного продукта.
На неподвижных колосниковых грохотах перемещение и ча-
стичное перемешивание материала происходит под действием
собственного веса, поскольку просеивающую поверхность уста-
навливают под углом от 25 до 45° к горизонту. Из-за недоста-
точного перемешивания слоя материала эффективность грохо-
чения невелика и составляет 60—70 %. Колосниковые грохоты
применяют для предварительного отделения крупных кусков
угля, выделения крупных посторонних примесей (дерева, ме-
талла).
В дуговых грохотах исходный материал самотеком или на-
сосом подают на решетку в виду пульпы с содержанием твер-
дого от 7 до 70 %. Так как при этом обеспечивается высокая
подвижность тонких частиц, эффективность грохочения дости-
гает 70—80 %, даже несмотря на малый размер отверстий гро-
хота. Дуговые грохоты предназначены для предварительного
обезвоживания и обесшламливания (отделения класса—0,5 мм)
мелкого угля перед его обогащением гравитационными мето-
дами, выделения крупнозернистой части из угольной пульпы
перед ее обогащением методом флотации.
Подвижные грохоты подразделяют на три типа: легкие (Л),
предназначенные для грохочения материалов с насыпной массой
1 т/м3; средние (С) —соответственно 1,6 т/м3 и тяжелые (Т) —
2,5 т/м3. Подвижные грохоты характеризуются также исполне-
нием, определяющим вид механизма, который приводит в коле-
бательное движение просеивающую поверхность, и характер са-
мих колебаний. В соответствии с этим существуют инерционные
(И), самобалансные (С), резонансные (Р), цилиндрические (Ц)
грохоты.
Инерционный наклонный грохот (рис. 21.7) включает на-
клонно расположенный короб с просеивающей поверхностью 3,
дебалансный вибратор 2 с дебалансами 6, пружинные опоры
(или подвески) /, электродвигатель 5 и клиноременную пере-
дачу 4. При вращении вала на его подшипники действует цен-
тробежная сила дебалансов, которая передается коробу грохота,
вызывая колебания самого короба и жестко закрепленной на
477
Рис. 21.8. Схема вибрационного гро-
хота с самобалансовым вибратором
Рис. 21.9. Схема резонансного гро-
хота
нем просеивающей поверхности. Материал» находящийся на ней,
подбрасывается, перемешивается и, продвигаясь к разгрузке,
просеивается.
Техническая характеристика инерционных грохотов приве-
дена в табл. 21.5.
Самобалансный грохот (рис. 21.8) состоит из короба / с си-
тами, в котором на четырех подшипниках установлены два вала
с дебалансами (вибраторами) 4. Короб подвешен с помощью
пружин 2 к опорам 3. Валы с дебалансами вращаются син-
хронно навстречу друг другу. При этом короб получает прямо-
линейные колебания под углом 50° к ситу, обеспечивающие
встряхивание материала, его Просеивание и транспортировку
вдоль просеивающей поверхности 5.
Техническая характеристика самобалансных грохотов приве-
дена в табл. 21.6.
Принцип работы резонансных грохотов основан на явлении
резонанса. Резонансный грохот (рис. 21.9) представляет собой
колебательную систему, состоящую из двух масс: короба 1с си-
тами и подвижной рамы 2, связанных друг с другом рессорами,
пружинами и амортизаторами. Эксцентриковый привод 3 через
упругий элемент передает движение коробу и раме. Их коле-
бания направлены в противоположные стороны под углом к ситу.
Скорость вращения приводного вала подбирают соответствую-
щей одной из резонансных частот.
Техническая характеристика резонансных грохотов приве-
дена в табл. 21.7.
Барабанные цилиндрические грохоты имеют цилиндрическую,
реже коническую или призматическую форму просеивающей по-
верхности, состоящей из перфорированных стальных листов или
сетки. В практике углеобогащения рабочая поверхность бара-
бана представляет собой многозаходную спираль, расстояние
между витками которой определяет размер кусков подрешет-
ного продукта. Ось барабана имеет небольшой наклон к гори-
зонту. Грохотимый материал загружается в барабан с верхнего
торца и продвигается по внутренней поверхности. Силой трения
478
Таблица 21.5
Показатели ГИЛ-32 ГИЛ-42
Максимальная крупность кусков в исход- ном материале, мм Размеры сита, мм: ширина длина Число сит Размер отверстий сит, мм Ориентировочная производительность, т/ч Масса, т 100 1250 2500 2 3—25 100 1,5 150 1500 3750 2 6—50 180 3,2
Таблица 21.6
479
Показатели ГСЛ-42
Максимальная крупность кусков в исходном ма- териале, мм Размеры сита, мм: ширина длина Число сит Размеры отверстий сит, мм: Ориентировочная производительность, т/ч Масса, т 300 1500 5000 2 0,5—32 75—100 6,5
ГИЛ-52 ГИС-32 ГИС-42 ГИС-52 ГИТ-32 ГИТ-52 ГИТ-71
150 150 150 150 300 400 800
1750 1250 1500 1750 1250 1750 2500
4500 3000 3750 4500 2500 3500 5000
2 2 2 2 2 2 1
6—100 12—40 12—40 12—40 12—25 12—100 50—120
150 150 175 200 360 <1000 <1200
3,6 2,8 3,2 3,7 5,5 14,5 13
ГС Л-62 ГСЛ-72 ГСС-22 ГСС-32 ГСТ-81
300 300 100 150 120
2000 2500 1000 1250 3000
5000 6000 2500 3000 6000
2 2 2 2 1
0,5—32 0,5—32 5—20 11—26 0,5—32
100—120 120—150 40 50 150—180
7,3 12 1,6 2 18
Таблица 21.7
Параметры ГРЛ-62 ГРЛ-72 ч» <
Максимальная крупность кусков в исходном материа- ле, мм Размеры сита, мм: 300 300
ширина 2000 2500
длина 5000 6000
Число сит 2 2
Размеры отверстий сит, мм По выбору
Ориентировочная удельная производительность, т/(чХ Хм2) 10—90 10—90
Масса, т 14 17
куски материала увлекаются барабаном на некоторую высоту,
а затем под действием собственного веса скатываются вниз, пе-
ремешиваясь и просеиваясь сквозь отверстия барабана. Встря-
хивания просеивающей поверхности и материала в процессе гро-
хочения не происходит, поэтому отверстия легко забиваются,
обусловливая низкую эффективность грохочения.
Техническая характеристика цилиндрических грохотов при-
ведена в табл. 21.8.
21.3. МЕТОДЫ ОБОГАЩЕНИЯ УГЛЙ
Гравитационные методы обогащения. Гравитационные ме-
тоды обогащения заключаются в разделении частиц под дей-
ствием собственного веса и сопротивления среды и основаны на
различии в плотности минеральных зерен.
Разделяющими средами при гравитационном обогащении
могут быть водные суспензии, вода и воздух.
К гравитационным методам обогащения относятся:
разделение в суспензиях плотностью 1,5—2 г/см3 (обогаще-
ние в тяжелых средах);
Таблица 21.8
Показатели ГЦЛ-1 гцл-з
Максимальная крупность кусков в исходном материале, мм Размеры барабана: 250 500
длина 1500 2500
диаметр 1200 1700
Ширина щели между витками рабочей поверх- 50; 70; 100 100; 150; 200
ности, мм 400 1000
Ориентировочная производительность, т/ч Масса, т 3,2 9,0
480
разделение в потоке воды или воздуха, пульсирующем в вер-
тикальном направлении (гидравлическая и пневматическая от-
садка);
разделение в потоке воды, текущем по наклонной плоскости
(обогащение на концентрационных столах, в желобах, крутона-
клонных сепараторах).
Гравитационные методы применяют для обогащения углей
крупностью от 0,5 до 300 мм. Наиболее широко используют от-
садку и обогащение в тяжелых средах.
Обогащение в тяжелых средах заключается в разделении ми-
неральных зерен в суспензии с плотностью, промежуточной
между плотностями разделяемых зерен. При этом зерна, плот-
ность которых больше плотности суспензии, опускаются вниз,
а более легкие всплывают на ее поверхность. Суспензии состоят
из взвешенных в воде тонких частиц тяжелых минералов, кото-
рые называют утяжелителями. В качестве утяжелителей исполь-
зуют в основном магнетит, а также специальный сплав — фер-
росилиций, состоящий из кремния (14—16 %) и железа (86—
84 %).
Эффективность тяжелосредного обогащения зависит от со-
стояния суспензии, которое наиболее полно характеризуется ее
плотностью, устойчивостью и вязкостью.
Плотность суспензии —это отношение ее массы к за-
нимаемому объему. Ее определяют по формуле
Дс = с (б—1) +1,
где Ас и 6 — плотность соответственно суспензии и утяжелителя,
т/м3; с — объемная концентрация утяжелителя, доля ед.
Масса утяжелителя в заданном объеме суспензии
Му = Усв(Дс—1)/(S —1),
где Ус — объем суспензии, м3.
Плотность — основное технологическое свойство суспензии,
определяющее результаты разделения, т. е. количество и каче-
ство продуктов обогащения.
Устойчивостью суспензии называют ее способность
сохранять постоянную плотность по высоте, т. е. в различных
точках объема суспензии. В обычных условиях суспензии неус-
тойчивы, так как они разрушаются из-за осаждения утяжели-
теля под действием собственного веса, что приводит к наруше-
нию процесса разделения и ухудшению его результатов.
Устойчивость суспензии можно повысить за счет применения
«устойчивого», т. е. тонкодисперсного, утяжелителя крупностью
0,16—0,01 мм, создания слабых восходящих потоков суспензий,
механического перемешивания, а также добавления специаль-
ных растворимых в воде реагентов-пептизаторов, препятствую-
щих слипанию частиц утяжелителя в суспензии.
16 Заказ № 758 481
Вязкость — свойство суспензии оказывать сопротивление от-
носительному движению отдельных ее слоев или перемещению
в ней каких-либо посторонних тел, например, кусков угля.
Повышение вязкости суспензии происходит с увеличением
объемной концентрации утяжелителя, с уменьшением его круп-
ности, а также вследствие накопления в суспензии угольных
шламов. С повышением вязкости суспензии снижается точность
разделения. Поэтому практически обогащение в тяжелых средах
применяют для углей крупностью 4-13 мм (в гравитационном
поле) и 4-0,5 мм (в центробежном поле).
Обогащение угля в тяжелых средах производят в специаль-
ных аппаратах — сепараторах и гидроциклонах. Для обогаще-
ния крупных классов угля используют двух- и трехпродуктовые
тяжелосредные сепараторы, в которых разделение
происходит под действием собственного веса. Мелкие и средние
классы разделяют в двух- и трехпродуктовых гидроциклонах под
действием центробежной силы.
Из сепараторов с гравитационным полем на углеобогатитель-
ных фабриках нашли применение колесные сепараторы с нак-
лонным элеваторным колесом типа СК, с вертикальными коле-
сами типа СКВ (двухпродуктовый с одним колесом) и типа СТТ
(трехпродуктовый с двумя колесами).
Сепараторы типа СКВ получили наибольшее распростране-
ние. Сепаратор типа СКВ (рис. 21.10) состоит из ванны и уст-
ройств для разгрузки продуктов. Исходный материал вместе
с потоком суспензии подают в ванну сепаратора по всей ее ши-
рине по загрузочному желобу /. Всплывший продукт разгру-
жают гребками 3 в концентрационный желоб 4. Тяжелую фрак-
Рис. 21.10. Схема тяжелосредного сепаратора с вертикальным элеватором
колесом типа СКВ
482
Таблица 21.9
Двухпродуктовые Трехпродуктовые
СКВ-20 СКВ-32 СТТ-20 СТТ-32
Показатели
Ширина ванны, м 2 3,2 2 3,2
Объем суспензии в ванне, м3 8 18 2X8 2X8
Диаметр элеваторного колеса, м 4 5,4 2X4 2 Х5,4
Максимальная производительность при крупности питания исходного ма- териала, мм: 13—300 190 300 • 190 300
25—300 240 380 240 380
цию, оседающую в ковшах 12 элеваторного колеса 6, при его
вращении на опорных катках 5 с помощью привода 2 удаляют
из сепаратора.
Для регулировки положения колеса относительно корпуса
сепаратора имеются винты 9. Решетки 10 под действием соб-
ственного веса поворачиваются на шарнирах 8t открывая и за-
крывая разгрузочные и загрузочные окна 7 и 11. Через нижний
патрубок корпуса в ванну подают суспензию, образующую вос-
ходящий поток, препятствующий ее расслоению.
Сепаратор СТТ (сепаратор тяжелосредный трехпродукто-
вый) состоит из двух сепараторов СКВ, совмещенных в один аг-
регат. Разделение углей происходит последовательно в суспен-
зиях двух плотностей. Сначала разделение осуществляется при
высокой плотности суспензии с выделением породы. Всплывший
продукт (смесь промпродукта и концентрата) направляют затем
во вторую секцию сепаратора, где разделение осуществляется
в суспензии меньшей плотности.
Техническая характеристика тяжелосредных сепараторов
приведена в табл. 21.9.
Принцип работы двухпродуктового тяжелосредного гидро-
циклона виден из рис. 21.11. Исходный материал в смеси с ми-
неральной суспензией поступает под давлением в цилиндриче-
скую часть корпуса гидроциклона 2 по касательной. Под дей-
ствием возникающих центробежных сил более тяжелые зерна
материала перемещаются к стенке конической части аппарата-#,
скользят по ней по спиральной траектории вниз и разгружаются
через патрубок 1. Легкие зерна с основной частью суспензии
удаляются через патрубок 3. Гидроциклон устанавливают верти-
кально или под углом до 20° к горизонту.
Техническая характеристика тяжелосредных гидроциклонов
приведена в табл. 21.10.
Обогащение отсадкой заключается в разделении минераль-
ных зерен, находящихся на горизонтальной поверхности отса-
16* 483
фракция
Рис. 21.11. Схема тяжелосредного
двухпродуктового гидроциклона
Рис. 21.12. Процесс разделения ми-
неральных зерен в отсадочной ма-
шине при обогащении крупного (а)
и мелкого (б) материала
фракция
дочного решета, в пульсирующем потоке воды или воздуха.
Пульсации разделительной среды осуществляются в вертикаль-
ном направлении через отверстия решета.
Процесс разделения (расслоения) смеси минералов различ-
ной плотности или отсадки происходит следующим образом.
В период действия восходящего потока воды с заданной ско-
ростью происходит разрыхление зерен исходного материала и
они получают возможность взаимоперемещения под действием
собственного веса, гидродинамического давления и сил сопро-
тивления. В период действия нисходящего потока зерна опуска-
ются на решето и уплотняются. В результате происходит посте-
пенное перераспределение минеральных зерен таким образом,
что наиболее тяжелые зерна концентрируются в нижнем слое
(на поверхности решета), а наиболее легкие — в верхнем слое.
Таблица 21.10
Показатели
Внутренний диаметр, мм
Производительность:
по углю, т/ч
по суспензии, м3/ч
Крупность исходного материала, мм
ГТ-500 ГТ-630 ГТ-710
500 630 710
50 160 25—0,2 80 250 30—0,3 100 300 40—0,5
484
фракции
Рис. 21.13. Схемы отсадочных машин:
а —поршневой; б — беспоршневой.; в — диафрагмовой; г —с подвижным решетом
Если теперь осуществить раздельное удаление образовав-
шихся слоев, то мы получим продукты обогащения с различным
содержанием тяжелых и легких минералов. Способ разгрузки
конечных продуктов зависит от крупности исходного материала.
При обогащении крупного материала разгрузка легких зерен
происходит потоком воды вдоль решета 2, расположенного
в корпусе отсадочной машины 1, через сливной порог 3 (рис.
21.12, а). Тяжелые зерна удаляются через щелевые отверстия
между решетом и сливным порогом.
При отсадке мелкого материала удаление тяжелых зерен
осуществляется через отверстия решета (рис. 21.12, б). С целью
регулирования количества и качества тяжелого продукта при
этом применяют так называемую искусственную «постель»,
состоящую из минералов или других материалов, размер кото-
рых больше размера отверстий решета. Искусственная постель
играет роль своеобразного фильтра, пропускающего тяжелые
зерна и задерживающего легкие.
Основное различие отсадочных машин заключается в спосо-
бах создания пульсирующих движений воды. На рис. 21.13 по-
казаны принципиальные схемы гидравлических отсадочных ма-
шин. Каждая из них состоит из корпуса /, в котором располо-
жено отсадочное решето 2. Колебания воды в машинах создают
движениями поршня 4(a), за счет энергии периодически впус-
каемого с помощью пульсатора 5 сжатого воздуха (б) с по-
мощью эластичной диафрагмы 6, расположенной в перегородке
между двумя последовательно работающими секциями и связан-
ной штоком 7 с эксцентриковым приводом (в), за счет верти-
кальных движений самого решета вместе с находящимся на нем
материалом (г). В машинах поршневого и беспоршневого типа
корпус разделен продольной вертикальной перегородкой 3, не до-
485
Таблица 21.11
Показатели МБОМ-Кв БОМ-КЮ БОМ-М16 ОМ-12-1 ОМ-18-1 ОМ-24-1
Площадь отсадоч- ного решета, м2 8 10 16 12 18 24
Ширина отсадоч- ного решета, м 1,5 2,14 2,7 2 3 4
Расход воздуха, м3/мин Максимальная производитель- ность, т/ч До 36 До 30 До 60 42—52 66—77 88—110
ПО 175 300 320 500 650
Крупность обо- гащаемого угля, мм 13—125 0,5—125 0,5—13 0,5—125 13—125 13—150
ходящей до дна, на два отделения — рабочее, в котором распо-
ложено решето 2, и приводное.
При обогащении углей широкое распространение получили
беспоршневые отсадочные машины, которые практически пол-
ностью вытеснили машины других типов.
По расположению воздушных отделений машины разделяют
на беспоршневые с боковым (БОМ) и с подрешетным (ОМ)
расположением воздушных камер.
В машинах предусмотрено автоматическое регулирование
процесса разгрузки тяжелого продукта (породы), а также
уровня минеральной постели, что обеспечивает поддержание оп-
тимальных условий отсадки при изменении состава питания.
Техническая характеристика беспоршневых отсадочных ма-
шин приведена в табл. 21.11.
Флотационные методы обогащения. Флотационный
процесс основан на избирательном закреплении частиц ми-
нералов на границе раздела фаз: жидкость (вода) и газ (воз-
дух). Способность частиц удерживаться на межфазной поверх-
ности определяется их смачиваемостью, зависящей от химиче-
ского состава и строения кристаллической решетки. Если сила
притяжения между молекулами минерала и воды больше, чем
сила взаимного притяжения между молекулами воды, то проис-
ходит смачивание поверхности минерала водой и вытеснение
с поверхности воздуха. В противном случае поверхность мине-
рала не смачивается водой. Несмачиваемые минеральные ча-
стицы, находящиеся в воде, при контакте (столкновении) с пу-
зырьком воздуха прилипают к нему и поднимаются (всплывают)
на поверхность пульпы. Если обеспечить условия, чтобы пу-
зырьки воздуха, поднявшиеся на поверхность, не разрушились
(не лопнули), то образуется устойчивая пена, в которой будут
486
сконцентрированы минералы, обладающие в данных условиях
флотации несмачиваемой поверхностью (пенный продукт).
Смачиваемые частицы не прилипают к воздушным пузырь-
кам и поэтому остаются в объеме пульпы, образуя камерный
продукт.
Таким образом, для реализации процесса флотации необхо-
димо придать поверхности разделяемых минералов различную
смачиваемость, перемешивать минеральную пульпу с воздуш-
ными пузырьками, предотвратить быстрое разрушение минера-
лизованной пены и удалить из флотационного аппарата полу-
ченные продукты.
Управление свойствами жидкой и твердой фаз при флотации
производят с помощью специальных химических соединений —
флотационных реагентов, без которых флотационный процесс
практически невозможен. В зависимости от назначения флота-
ционные реагенты делят на собиратели, регуляторы и пенообра-
зователи.
Собиратели — это органические соединения, закрепляю-
щиеся на поверхности минерала, снижающие ее смачиваемость
и тем самым способствующие прилипанию частиц к воздушным
пузырькам. Собиратели должны обладать избирательностью
действия для достижения хорошего разделения минералов при
флотации.
Регуляторы — это специальные реагенты, усиливающие
или ослабляющие действие собирателей. Такие реагенты назы-
вают соответственно активаторами и депрессорами.
В обычных условиях воздушные пузырьки, достигнув поверх-
ности пульпы, практически мгновенно лопаются, а закрепив-
шиеся на них минеральные зерна вновь оказываются в объеме
пульпы Для обеспечения устойчивости пузырьков в течение вре-
мени, достаточного для удаления пенного продукта, применяют
пенообразователи, которые закрепляются на границе раз-
дела фаз жидкость — воздух и упрочняют тонкую водную обо-
лочку вокруг воздушного пузырька. Тем самым снижается ско-
рость разрушения пузырьков, а также предотвращается их слия-
ние друг с другом при столкновении в объеме пульпы.
Расход и число флотационных реагентов зависят от со-
става сырья и свойств разделяемых минералов. Расход реа-
гентов измеряют в граммах вещества на 1 тонну мате-
риала (г/т).
Процесс флотации осуществляют в аппаратах, называемых
флотационными машинами. В машинах должно происходить пе-
ремешивание пульпы с тем, чтобы минеральные зерна не вы-
пали в осадок, насыщение пульпы воздушными пузырьками
(аэрация), их минерализация и подъем на поверхность пульпы. •
Кроме того, необходимо создание спокойной зоны пенообразова-
ния на поверхности, чтобы не разрушить пенный слой.
487
Рис. 21.14. Схемы механической (а) и пневмомеханической (б) флотацион-
ных машин
По способу перемешивания и аэрации пульпы флотационные
машины разделяют на механические, пневматические и пневмо-
механические.
В механической машине (рис. 21.14, а) перемешивание
пульпы, засасывание воздуха и его разбиение на пузырьки осу-
ществляют вращением на валу 2, помещенного внутри трубы 4,
диска (импеллера) с радиально расположенными на нем лопат-
ками 3. Насыщенная воздухом пульпа поступает в камеру /.
Пенный продукт удаляют с помощью гребкового устройства 5.
Камерный продукт поступает в следующую, последовательно
работающую камеру, или разгружается в качестве хвостов, если
процесс флотации завершен.
В пневмомеханических машинах (рис. 21.14, б) аэрирование
пульпы осуществляют подачей сжатого воздуха во вращаю-
щийся на валу 1 импеллер 2, которым перемешивают пульпу и
воздух. Камерный продукт удаляется через окно 3 в боковой
стенке камеры.
На углеобогатительных фабриках страны применяют в ос-
новном механические флотационные машины, техническая ха-
рактеристика которых приведена в табл. 21.12.
Флотацию применяют для обогащения угля крупностью ме-
нее 0,5 (1) мм. Уголь является легко флотируемым минералом,
т. к. обладает высокой природной несмачиваемостью поверхно-
сти, особенно основные марки коксующихся углей (К, Ж, ОС).
Поэтому при флотации углей применяют простые схемы, состоя-
щие из одной операции. При такой схеме пенные продукты всех
камер объединяют в общий концентрат, а хвосты получают из
последней 'камеры. Для труднообогатимых углей используют
схемы с повторной флотацией всего или части пенного продукта.
Оптимальное содержание твердого в питании флотации со-
ставляет 80—120 кг/м3. Положительно сказывается на результа-
488
Таблица 21.12
Показатели ФМУ-6,3 ФМУ-2-6,3 ФМУ-12
Объем камеры, м3 6,3 6,3 12,5
Число камер 6; 8; 10 6 6
Производительность: по пульпе, м3/ч 250 450 • 600—700
по твердому, т/ч 40—60 50—60 60—80
Диаметр импеллера, мм 400 400 • • —
Частота вращения импеллера, мин”1 575 575
тах флотации подогрев пульпы до 27—30 °C. Реагентный режим
флотации предусматривает состав реагентов, их количество и
способ (точки) загрузки. Расход собирателя составляет 600—
1500 г/т, пенообразователя — 20—200 г/т. Как недостаток, так
и избыток реагентов ухудшают показатели флотации.
Для повышения эффективности флотации применяют дроб-
ную загрузку реагентов — часть реагентов подают в пульпу пе-
ред флотацией, а часть — непосредственно в камеры флотаци-
онной машины.
Оптимальное время флотации, т. е. необходимая продолжи-
тельность пребывания пульпы в машине, зависит от свойств
флотируемого угля и условий флотации и составляет 5—9 мин.
21.4. ОПРОБОВАНИЕ И КОНТРОЛЬ КАЧЕСТВА УГЛЯ
На углеобогатительных фабриках с целью стабилизации про-
цесса обогащения осуществляют технологический контроль. Кон-
тролируют качество рядовых углей, поступающих на обогаще-
ние, продуктов обогащения — концентрата и отходов, а также
оборотной воды и воды, сбрасываемой за пределы фабрики.
Контроль качества производят в основном путем опробования,
включающего операции по отбору проб и подготовке их к ана-
лизу.
Пробой называют порцию метериала, отобранную из
общей массы и обладающую с допустимой погрешностью свой-
ствами опробуемого материала. При отборе проб пользуются
выборочным методом, т. е. отбирают пробу отдельными пор-
циями, равномерно распределенными по всему объему контроли-
руемого материала. Представительность пробы, т. е. соответ-
ствие ее качественных показателей свойствам контролируемого
материала, зависит от двух ее основных параметров — массы и
количества отдельных порций, а также от техники отбора.
Массу порции устанавливают из расчета обеспечения доста-
точной вероятности попадания в пробу любого по крупности и
489
качеству куска опробуемого материала в соответствии с фор-
мулой
Я ^dmax»
где q — минимальная масса пробы, кг; к — коэффициент про-
порциональности, №=0,05; dmax — размер максимальных кусков
опробуемого материала, мм.
Количество отбираемых в пробу порций п, зависящее в ос-
новном от неоднородности материала, определяют по формуле
п = /2Ж,
где t — коэффициент надежности, характеризующий вероят-
ность, с которой погрешность пробы не превышает заданное пре-
дельное значение ±А по тому или иному показателю качества;
S — среднее квадратическое отклонение качественного пока-
зателя.
В практике обогащения углей коэффициент t обычно прини-
мают равным двум, что соответствует вероятности 0,95.
Пробы различают по назначению и времени отбора.
По назначению пробы бывают:
минералогические, предназначенные для проведения микро-
скопического исследования состава продуктов (размер и форма
минеральных включений, особенности взаимопрорастания мине-
ралов);
химические, предназначенные для определения состава про-
дуктов (содержание ценных компонентов, вредных и полезных
примесей);
технологические, отбираемые на месторождении с целью ис-
следования сырья на обогатимость, т. е. выбора и обоснования
рациональной технологической схемы обогащения полезного ис-
копаемого и количественных показателей обогащения; масса
технологической пробы зависит от состава сырья, характера про-
водимых исследований и составляет от десятков килограммов
до тысяч тонн.
Кроме того, в отдельных точках технологической схемы от-
бирают ряд других проб специального назначения: для прове-
дения ситового и фракционного анализов; для определения
влажности материала, запыленности воздуха, состава воды и др.
По времени отбора различают следующие виды проб: разо-
вые, отбираемые от исходного угля и продуктов обогащения
только один раз; часовые, отбираемые в течение 1 ч; сменные,
составляемые из часовых проб; суточные, составляемые из смен-
ных проб.
Подготовка отобранной пробы к анализу заключается в до-
ведении ее до крупности, необходимой для проведения анализа,
и сокращения до требуемой массы.
490
С тем, чтобы не измельчать всю отобранную массу мате-
риала, схема подготовки пробы включает операции ее переме-
шивания, дробления (измельчения) и сокращения после каждой
операции дробления до минимально возможной массы.
В результате при опробовании углей получают лаборатор-
ную пробу с крупностью материала 0—3 мм, в которой опреде-
ляют содержание влаги, и аналитическую пробу крупностью ма-
териала 0—0,2 мм для определения зольности, содержания серы,
теплоты сгорания и др.
На углеобогатительных фабриках отбор проб производят от
движущегося потока материала в местах его перепада или с по-
верхности транспортных устройств и от неподвижной массы ма-
териала, находящегося в транспортных средствах (железнодо-
рожные вагоны, автомашины, вагонетки и др.) или в штабелях.
Саму операцию отбора пробы выполняют вычерпыванием,
применяемым для опробования неподвижных масс материала и
поперечным или продольным сечением, применяемым для опро-
бования потока материала. При вычерпывании используют спе-
циальные пробоотборники (щупы), позволяющие отбирать пробы
с глубины не более 1 м, что снижает точность опробования.
Сущность метода поперечного сечения заключается в том,
что от потока опробуемого материала отбирают пробу с по-
мощью пробоотборника (вручную или механическим способом),
движущегося в поперечном направлении по отношению к-потоку
материала и охватывающего все его сечение.
При продольном сечении поток рассекают пробоотборником
вдоль направления движения материала.
По результатам опробования на обогатительных фабриках
составляют технологический баланс, который отражает текущий
ход процесса обогащения за каждую рабочую смену.
Баланс, составленный по данным опробования всего факти-
чески переработанного материала и выданного товарного кон-
центрата с учетом механических потерь и остатков незавершен-
ного производства, называют товарным балансом. Он
может быть составлен только за сравнительно длительный пе-
риод эксплуатации фабрики.
По данным опробования может быть определена зольность
продуктов обогащения, что позволяет рассчитать другие техно-
логические показатели обогащения — выход и извлечение.
Выход продукта — это отношение его массы к массе пе-
реработанного угля, выраженное в процентах или долях еди-
ницы.
Для случая получения двух конечных продуктов — концен-
трата и породы — можно составить следующие уравнения:
100 = ?к + Тп;
100-Л* = Тк^+ТпЛ£,
491
где ук и уп— выход соответственно концентрата и породы, %;
Ad, АА And — зольность соответственно исходного продукта,
концентрата и породы, %.
Выход концентрата (%)
Тк = (Л*-^)-100/(л2-Л*).
Выход породы (%)
Тп=(л*—л*)- юо/(л*— л*).
Извлечение е — это отношение количеств какого-либо компо-
нента в продукте и исходном материале.
Извлечение сухой беззольной массы в концентрат (%)
ег = Ук(10°— лк) = (Л'-Л')(100-4').100
100-Д' (Д'- Д') (100-д')
Извлечение сухой беззольной массы в породу
Г = Yn(lOO-^n) = 4') (100-Д')-100
100-Д' (Д^_.Д^)(Ю0-Д')
Извлечение негорючей массы (золы) в породу (%)
н_ тХ _ (Л'-д') Д'. 100
Ер — — .
Ad Ad ( Ad
/1и Л и \Лп
21.5. УГЛЕОБОГАТИТЕЛЬНЫЕ ФАБРИКИ
Углеобогатительная фабрика — промышленное предприятие,
предназначенное для переработки углей методами обогащения
с целью выделения из них одного или нескольких товарных про-
дуктов с повышенным содержанием органической массы или
с пониженным содержанием минеральных примесей (золь-
ности ).
Фабрики по территориальному расположению подразде-
ляют на:
индивидуальные обогатительные фабрики (ОФ), предназна-
ченные для обогащения углей одной шахты и расположенные
на ее территории;
групповые фабрики (ГОФ), предназначенные для обогаще-
ния углей группы шахт и расположенные на территории одной
из шахт;
центральные фабрики (ЦОФ), предназначенные для обога-
щения углей группы шахт и территориально не связанные ни
с одной из шахт;
обогатительные фабрики у потребителей, расположенные тер-
риториально у потребителя (на коксохимических заводах и др.).
492
В настоящее время и ближайшем будущем основные обога-
тительные процессы в технологических схемах:
для крупного угля (+13 мм) —тяжелосредное обогащение и
гидравлическая отсадка;
для мелкого угля (—13 + 0,5 мм) —гидравлическая отсадка
и тяжелосредное обогащение в гидроциклонах;
для тонкого (шламового) угля — флотация.
Основным направлением развития обогащения углей явля-
ется целесообразное сочетание известных методов на базе со-
вершенного оборудования большой мощности, автоматизации
управления технологическими процессами, разработки техноло-
гических схем, максимально соответствующих характеристике
обогащаемых углей, обеспечения оптимальных режимов обога-
щения, увеличения производственной мощности фабрики.
Технологическая схема углеобогатительной фабрики пред-
ставляет собой развитую систему, которая характеризуется
сочетанием множества технологических и экономических пара-
метров, существенно усложняющих ее управление. Объем посту-
пающей информации и скорость ее изменения превышают воз-
можности человека вырабатывать представления о состоянии
объекта и решения по управлению им. Это обусловливает необ-
ходимость в применении автоматизации процессов углеобога-
щения.
Использование автоматизированных систем управления тех-
нологическими процессами (АСУТП) обеспечивает: увеличение
производительности отдельных единиц оборудования, процессов
и фабрики в целом; упучшение качества продуктов обогащения;
снижение трудоемкости работ, напряженности труда, потерь
угля в отходах, простоев фабрики и расходов материальных ре-
сурсов, повышение безопасности работы; улучшение гигиениче-
ских условий, эстетики труда.
Рассмотрим технологическую схему углеобогатительной фаб-
рики на примере ЦОФ «Сибирь» в Кузбассе (рис. 21.15).
ЦОФ «Сибирь» сдана в эксплуатацию в 1974 г. Она имеет
годовую производственную мощность 6600 тыс. т и обогащает
угли марок К, Г, Ж, предназначенные для коксования. Золь-
ность исходных углей составляет 19,3%, концентрата — 7,6 %,
промпродукта — 38,5 % и породы — 81,2 %. Схема технологиче-
ского процесса предусматривает обогащение угля класса 13—
200 мм в магнетитовой суспензии по плотностям 1800 и 1500
(1400) кг/м3, отсадку класса 0,5—13 мм и флотацию класса
—0,5 мм.
Уголь на ЦОФ доставляют в железнодорожных вагонах гру-
зоподъемностью 60 и 90 т. Аккумулирование и шихтование угля
производят в дозирующих бункерах вместимостью 16 тыс. т.
Концентрат сушат в барабанных сушилках диаметром 3,5 м
и длиной 22 м Концентрат и промпродукт складируют в бунке-
493
Рядовой уголь
Грохочение
Дробление
Аккумулирование
Классификация
Дозирование
Обесшламливание
кт
Обогащение в тя-
желой суспензии
Обогащение в тя-
желай суспензии
Концен-
трат
Суспензия
Классификация
Слив Осадок^
Отсадка
Огпхо^^П.
проЗукпх
КОНЦВН-
1родукп^тРат
Классификация
Слив Концен-
I трат
Обезвоживание
Фильтрование
Осадок Фильтрат
Пеногашение
Флотация
Флотокон- I
центрам 1
Отходы
Сушка
Концен-Г
трат
Пыль,
газ
Пылеулавливание цЬ
Сгущение
Слив Сгцщеш
Сгущение
Слив I
В атмосферу
----Кондиционная I—*
суспензия 1,вг/л
Концентрат |
в отгрузку Промлродукт
в отгрузку
Кондиционная
суспензия 1,4-г/л
ТП
Вода В
оборот
Отходы
в отвал
Сгущенные отходы
флотации 8 гидро-
отвал
I
Рис. 21.15. Технологическая схема ЦОФ «Сибирь»
pax вместимостью 35 тыс. т. Отходы вывозят автотранспортом,
хвосты флотации направляют в отвал гидротранспортом.
Общий объем зданий и сооружений фабрики^ составляет
свыше 700 тыс. м3. На фабрике установлено высокопроизводи-
тельное оборудование и автоматизированы основные технологи-
ческие процессы, предусмотрены дистанционное управление ме-
ханизмами и автоматическая блокировка.
КОНТРОЛЬНЫЕ ВОПРОСЫ
1. В чем заключается назначение обогащения полезных ископаемых?
2. Каковы виды минеральных примесей, присутствующих в ископаемых
углях?
3. Каково технологическое назначение дробления добываемого угля?
4. Какие факторы определяют конечную крупность дробленого продукта?
5. Какие способы дробления используются в дробилках?
6. В чем заключаются принципы устройства щековых, зубчатых и молот-
ковых дробилок?
7. Каковы способы обозначения размеров классов крупности?
8. В чем заключается технологическое назначение грохочения угля на обо-
гатительных фабриках?
9. Какова сущность понятия «эффективность грохочения» и какие фак-
торы ее определяют?
10. Каковы способы воздействия на просеивающую поверхность грохотов
с целью приведения ее в движение?
И. Какие свойства минералов используются при гравитационных мето-
дах обогащения?
12. В чем заключается сущность обогащения в тяжелых средах?
13. Какие свойства суспензии определяют эффективность тяжелосредного
обогащения?
14. Какова область применения тяжелосредного метода обогащения
углей?
15. Каково принципиальное устройство тяжелосредного сепаратора типа
СКВ?
16. В чем заключается сущность обогащения углей отсадкой?
17. Каково назначение искусственной «постели» при отсадке?
18. Каково принципиальное устройство отсадочных машин?
19. Какие свойства минералов используются при флотационных методах
обогащения?
20. В чем заключается назначение флотационных реагентов?
21. Каковы принципиальное устройство флотационных машин и область
применения флотационных методов обогащения?
22. В чем назначение опробования технологического процесса на обога-
тительных фабриках?
23. Какова методика отбора проб на обогатительных фабриках?
24. Какие основные технологические показатели используются для оценки
работы обогатительной фабрики?
ЗАДАЧИ
1. Определите производительность валковой дробилки ДДЗ-6 при сле-
дующих условиях: Ь = 0,075 м; £=0,17; п=50 мин-1.
2. Рассчитайте производительность валковой дробилки ДДЗ-16 при Ь=
= 0,3 м; £=0,23; п=41 мин-1.
3. Определите эффективность грохочения по классу крупности — 5 мм,
если содержание указанного класса в исходном материале составляет 60 %,
а в надрешетном продукте —10 %.
495
4. Определите эффективность грохочения материала, гранулометрический
состав которого приведен в табл. 21.4, на сите с размером отверстий 25 мм,
если содержание мелочи в надрешетном продукте составляет 12 %.
5. Рассчитайте минимальную массу пробы, которую необходимо ото-
брать от материала, гранулометрический состав которого приведен в табл.
21.4, а также от подрешетного продукта, полученного при грохочении ука-
занного материала на сите с размером отверстий 3 мм. Коэффициент k
можно принять равным 0,05.
6. Определите зольность продукта, получаемого при смешивании двух
проб угля с зольностью 25 и 35 %, если соотношение масс смешиваемых
проб равно 3 : 2.
7. Рассчитайте количество угля с зольностью 20 %, которое необходимо
подвергнуть обогащению для получения 1000 т концентрата с зольностью
8 % если зольность хвостов обогащения (породы) составляет 70 %.
22. ПЕРЕРАБОТКА УГЛЯ И ОТХОДОВ
УГЛЕОБОГАЩЕНИЯ
22.1. БРИКЕТИРОВАНИЕ УГЛЯ
Брикетированием называют процесс термомеханиче-
ской переработки мелкого материала для получения из него
путем прессования брикетов одинаковой формы, массы и раз-
меров.
Концентраты мелкого угля брикетируют с целью снижения
потерь при перевозках или расширения сырьевой базы коксо-
вания.
Угли брикетируют с добавлением связующих веществ и без
них. Молодые бурые угли брикетируют без связующих материа-
лов на прессах при давлении 100—120 МПа, каменноугольную
мелочь — при давлении 20—80 МПа с различными связующими
(пек, нефтебитумы) или без связующих, но при предваритель-
ном нагреве до температуры пластического состояния (420—
450 °C).
Из бурых углей брикетированию подвергают молодые, т. к.
они обладают высокой влажностью и низкой механической проч-
ностью, что приводит к образованию большого количества ме-
лочи при их перевозке и хранении, а в дальнейшем к значитель-
ным потерям при сжигании в топках (провалы через колосники
и унос с дымовыми газами).
Принципиальная технологическая схема производства энер-
гетических буроугольных брикетов включает следующие опера-
ции: дробление рядового угля (с контрольным грохочением) до
крупности —6 мм; сушка до влажности 15—20%; охлаждение
до 40—50 °C; прессование; охлаждение брикетов, складирование
готовой продукции.
Схема получения технологических брикетов (для полукоксо-
вания и коксования) включает дополнительную операцию из-
мельчения исходного материала до крупности —1 мм (после
сушки).
Брикетированию подвергают также отсевы (мелочь) энерге-
тических каменных углей марки Д, Т и А, коксовые шихты с по-
вышенным содержанием слабоспекающихся углей .(для расши-
рения сырьевой базы коксохимического производства), а также
каменные угли для получения малодымного и бездымного топ-
лива. Зольность углей не должна превышать 25 %.
Каменные угли брикетируют со связующими, которые дол-
жны обеспечивать высокую механическую прочность, водо- и
термоустойчивость брикетов и не быть токсичными. Принципи-
альная схема брикетирования включает следующие операции:
сушка рядового угля; дробление до крупности —3 мм (с пред-
варительном грохочением); смешивание с подогретым до 120—
180 °C битумом (при этом вся шихта нагревается до темпера-
туры 75—80 °C); прессование; охлаждение брикетов; складиро-
вание.
Брикетирование без связующих основано на нагреве измель-
ченного каменного угля до температуры перехода его в пласти-
ческое состояние (400—500 °C) с прессованием при давлении
40—100 МПа.
22.2. переработка угля в кокс
При нагревании угля без доступа воздуха до температуры
500—1200 °C происходит разложение его органической массы
с образованием твердых, жидких и газообразных продуктов.
Наибольшее распространение получил процесс высокотемпе-
ратурной переработки углей — коксование, при котором полу-
чают кокс, коксовый газ и каменноугольную смолу.
Основным продуктом коксования является каменноугольный
кокс, служащий необходимым материалом при металлургиче-
ских процессах получения металлов из руд и концентратов, в ли-
тейном производстве, при агломерации и др. Каменноугольный
кокс представляет собой куски различного размера, характе-
ризующиеся высокой пористостью (до 45—55 %) и малой объ-
емной плотностью (800—1000 кг/м3). В зависимости от вида по-
требления кокс должен отвечать следующим требованиям: круп-
ность— до 80 мм, содержание серы — до 2 %, зольность —
10—15 %, содержание углерода в горючей массе—97—98 %.
Доменный и литейный кокс должен иметь высокую механиче-
скую прочность.
Коксовый газ в зависимости от состава исходной шихты и
режима коксования содержит в среднем смолы — 80—120 г/м3,
бензольных углеводородов — 20—45 г/м3, сероводорода — 5—
25 г/м3 и др. После выделения из газа смолы, аммиака, сырого
бензола и других химических продуктов его используют в каче-
497
стве горючего для отопления коксовых и металлургических пе-
чей, а также для химической переработки.
каменноугольная смола содержит до 10 % свободного угле-
рода и ряд ценных органических соединений, являющихся сырьем
для получения пластмасс, химических волокон, красителей и др.
Коксование в камере коксовой печи по мере повышения тем-
пературы происходит в несколько этапов, важнейшими из ко-
торых является переход угля в пластичное состояние при темпе-
ратуре 320—480 °C, образование полукокса (480—550 °C) и вы-
сокотемпературного кокса (550—1000 °C).
Угольная, шихта для коксования представляет собой смесь
углей различных марок, из которых марки Ж, КЖ, ОС и К яв-
ляются основными, а марки Кг, ГЖ, Г и СС — присадочными,
в отдельности для коксования не применяемыми.
Конструктивно коксовые печи состоят из трех основных уз-
лов — камеры коксования, обогревательных простенков камеры
и устройств для утилизации тепла отходящих газов. Длина ка-
меры составляет 13—17 м, ширина 0,4—0,5 м, высота — 4—
7,6 м. Полезный объем камеры 20—50 м3.
Для централизованного подвода к печам отопительного газа,
распределения шихты, отвода и улавливания химических про-
дуктов коксования коксовые камеры объединяют в группы —
батареи. Число камер в батарее составляет от 45 до 77. Между
двумя соседними стенками камеры коксовой печи по всей длине
камеры устроены обогревательные простенки, снабженные вер-
тикальными каналами. Каждая пара каналов соединена сверху
таким образом, что в одном канале происходит горение отопи-
тельных газов, а по второму сопряженному каналу отводят
продукты горения.
С торцов камеры герметически закрывают самоуплотняю-
щимися дверьми, выложенными с внутренней стороны, как и
стенки камеры, огнеупорным кирпичом.
Таким образом, в каждой камере нагрев коксовой шихты
происходит с двух сторон (от нагревательных простенков), а сам
процесс коксования — от боковых стенок к центру угольной за-
грузки.
После завершения процесса коксования образовавшийся кокс
выгружают из камеры с помощью коксовыталкивателя в туши-
тельный вагон, подвозят вагон под тушильную башню и тушат
кокс, орошая струями воды. После тушения кокс подают на сор-
тировку по классам крупности.
22.3. КОМПЛЕКСНОЕ ИСПОЛЬЗОВАНИЕ СЫРЬЯ
В СССР ежегодно при обогащении углей и сланцев образу-
ется свыше 120 тыс. т твердых отходов. На сбор твердых отхо-
дов, транспортирование, складирование их в отвалы, сооруже-
498
ние отвалов и хвостохранилищ затрачивается много сил и
средств. Отвалы занимают большие площади земли, пригодной
для использования в сельском хозяйстве. Хранение углеотходов
в отвалах сопровождается значительным загрязнением окру-
жающей среды.
Между тем отходы добычи и обогащения углей многих пред-
приятий по своим свойствам не уступают, а иногда и превосхо-
дят сырье, специально добываемое для некоторых отраслей
народного хозяйства. Можно выделить следующие области при-
менения отходов углеобогащения в зависимости от их вещест-
венного состава (петрографической и минералогической харак-
теристики, крупности, влажности): строительство дорог и
искусственных земляных сооружений, закладочные работы и ре-
культивация; производство строительных материалов; сельское
хозяйство; химико-технологическое производство. Так, высоко-
зольные отходы обогащения сланцев (крупностью 25—100 мм)
широко применяют в дорожном строительстве в качестве щебня.
При использовании углеотходов для замены земляного
грунта применяют как текущие отходы различных видов, так и
складированные в терриконах. В этом случае отходы исполь-
зуют для строительства плотин, дамб, планировки площадей.
Углесодержащие отходы позволяют значительно сократить
затраты на рекультивационные работы, так как отпадает необ-
ходимость в использовании естественного почвенного слоя. Для
активации органического вещества углей отходы смешивают
с удобрениями и специальными добавками (химическими или
бактериологическими).
Наболее полно отходы углеобогащения используются при их
применении в качестве сырья для производства пористых запол-
нителей легких бетонов и керамических стеновых материалов
(аглопорита). Аглопорит получают при спекании (агломерации)
отходов, содержащих алюмосиликатные минералы (биотит, по-
левые шпаты, монтмориллонит). Выделяющиеся из этих мине-
ралов при спекании газообразные продукты вспучивают отходы
с образованием достаточно прочных пористых материалов плот-
ностью в насыпной массе 400—700 кг/м3. Содержание горючих
составляющих в углеотходах позволяет значительно сократить
затраты энергии по сравнению с получением пористых заполни-
телей из традиционного сырья.
Отходы некоторых обогатительных фабрик могут служить
сырьем для изготовления высококачественного и морозоустойчи-
вого кирпича, а также для получения цемента.
В сельском хозяйстве для нейтрализации кислых почв могут
быть использованы мелкие классы (после дополнительного по-
мола) щелочных углеотходов, содержащих повышенное количе-
ство карбонатов (известняков). Кроме того, отходы добычи и
обогащения содержат большое количество биологически актив-
499
ных микроэлементов, некоторые из которых необходимы для
растительного или животного мира.
В химико-технологическом производстве можно выделить ис-
пользование отходов углеобогащения в качестве сырья для по-
лучения кремнеалюминиевых сплавов (металлургия стали), гли-
нозема (производство алюминия), карбида кремния (абразив-
ный материал).
КОНТРОЛЬНЫЕ ВОПРОСЫ
1. Каково назначение брикетирования угля?
2. В чем сущность и цели коксования угля?
3. Каковы направления комплексного использования углей?
4. Каковы направления использования отходов углеобогащения?
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
Часть I
1. Агрикола Г. О горном деле и металлургии. М., Недра, 1986.
2. Бокий Б. В. Горное дело. М., Госгортехиздат, 1959.
3. Ершов В. В., Новиков А. А., Попова Г. Б. Основы геологии. М.,
Недра, 1986.
4. Мельников И. В. Минерально-сырьевые ресурсы и комплексное их
освоение. М., Наука, 1987.
5. Сапицкий К. Ф. Сказание о солнечном камне. Донецк, Донбасс, 1983.
Часть II
6. Баклашов И. В., Картозия Б. А. Механика подземных сооружений и
конструкции крепей. М., Недра, 1984.
7. Гелескул М. Н., Усан-Подгорнов Б. М. Поддержание горных вырабо-
ток. М., Недра, 1982.
8. Единые правила безопасности при взрывных работах. М., Недра, 1976.
9. Заплавский Г. А., Лесных В. А. Горные работы, проведение и крепле-
ние горных выработок. М., Недра, 1986.
10. Каретников В. Н., Клейменов В. Б., Нуждихин А. Г. Крепление ка-
питальных и подготовительных выработок. М., Недра, 1989.
11. Косков И. Г. Новые материалы и конструкции крепи горных выра-
боток. М., Недра, 1987.
12. Насонов И, Д,, Федюкин В. А., Щуплик М. Н. Технология строи-
тельства подземных сооружений. М., Недра, 1983.
13. Покровский Н. М. Комплексы подземных горных выработок и со-
оружений. М., Недра, 1987.
14. Попов В. Л. Проектирование строительства подземных сооружений.
М., Недра, 1989.
15. Справочник взрывника/Под ред. Б. Н. Кутузова. М., Недра, 1988.
16. Справочник механика-шахтостроителя/Под ред. Д. И. Малиованова.
М., Недра, 1986.
17. Технология, механизация и организация проведения горных вырабо-
ток/Б. В. Бокий, Б. А. Зимина, В. В. Смирняков, О. В. Тимофеев. М.,
Недра, 1983.
Часть III
18. Бурчаков А. С., Жежелевский Ю. А., Ярунцн С. А. Технология и
механизация подземной разработки пластовых месторождений. М., Недра,
1989.
19. Закладочные работы в шахтах. Справочник/Под ред. Д. М. Бронни-
кова, М. Н. Цыгалова. М., Недра, 1989.
20. Краткий справочник горного инженера угольной шахты/Под ред.
А. С. Бурчакова, Ф. Ф. Кузюкова. М., Недра, 1982.
21. Машины и оборудование для угольных шахт. Справочник/Под ред.
В. Н. Хорина. М., Недра, 1987.
Часть IV
*
22. Килячков А. П. Технология горного производства. М., Недра, 1985.
23. Правила технической эксплуатации угольных и сланцевых шахт. М.,
Недра, 1976.
501
24. Способы вскрытия, подготовки и системы разработки шахтных по-
лей/Б. Ф. Братченко, М. И. Устинов, Л. Н. Гапанович и др? М., Недра,
1985.
25. Терминологический словарь. Горное дело/Л. И. Барон, Г. П. Деми-
дюк, Г. Д. Лнднн и др. М., Недра, 1990.
Часть V
26. Аэрология горных предприятий/К. 3. Ушаков, А. С. Бурчаков,
Л. А. Пучков, И. И. Медведев, М., Недра, 1987.
27. Инструкция по безопасному ведению горных работ на пластах,
склонных к внезапным выбросам угля, породы и газа. М., Недра, 1977.
28. Охрана труда/К. 3. Ушаков, Б. Ф. Кирин, Н. В. Ножкин и др. М.,
Недра! 1986.
29. Правила безопасности в угольных и сланцевых шахтах. М., Недра,
1986.
30. Рудничная вентиляция. Справочник/Под. ред. К. 3. Ушакова. М.,
Недра, 1988.
31. Руководство по борьбе с пылью в угольных шахтах. М., Недра,
1979.
32. Хохотва Н. И., Яковенко А. К. Кондиционирование воздуха при
строительстве глубоких шахт. М., Недра, 1985.
Часть VI
33. Бабокин И. А. Система безопасности труда на горных предприя-
тиях. М., Недра, 1984.
34. П рофилактика пожаров и взрывов в угольных шахтах/М. И. Кова-
ленко, Н. Д. Зрелый, В. Т. Хорольский и др. М., Недра, 1983.
35. Соболев Г. Г. Организация и ведение горноспасательных работ
в шахтах. М., Недра, 1988.
Часть VII
36. Мельников И. В. Краткий справочник по открытым горным рабо-
там. М., Недра, 1982.
37. Ржевский В. В. Открытые горные работы Производственные про-
цессы. М., Недра, 1985.
38. Ржевский В, В. Открытые горные работы. Технология и комплекс-
ная механизация. М., Недра, 1985.
39. Томаков П. И., Наумов И. К. Технология, механизация и организа-
ция открытых горных работ. М., Недра, 1986.
Часть VIII
40. Бедрань Н. Г., Скоробогатова Л. М. Переработка и качество полез-
ных ископаемых. М., Недра, 1986.
41. Справочник по обогащению уплей. М., Недра, 1984.
42. Фоменко Т. Г., Бутовицкий В. С,, Огарцева Е. М. Технология обо-
гащения углей. Справочное пособие М., Недра, 1985.
43. Шилаев В. П. Основы обогащения полезных -ископаемых. М., Недра,
1986.
44. Шпирт М. Я. Безотходная технология. Утилизация отходов добычи
и переработки твердых горючих ископаемых. М., Недра, 1986.
АЛФАВИТНО-ПРЕДМЕТНЫЙ УКАЗАТЕЛЬ
Абразивность пласта 52
Агрегат*
— выемочный 184
^-щитовой 189
Азимут 17
Алевролиты 14
Амплитуда нарушения 23
Анизотропия 65
Анкер 81
Антиклиналь 21
Антипироген 391
Антракоз 315
Антрацит 14
Аппаратура АКМ 374
Аргиллит 14
Армировка ствола 89
Баланс
— газовый 302
— товарный 491
Бассейн угольный 15
Берма 433
Бетон монолитный 77
Бетонит 73
Блок 207, 236, 440
Борт карьера 424
Брахискладка 21
Бремсберг 29
Бризантность'ВВ 95
Брикетирование угля 496
Бровка 433
Бункер механизированный 211
Бункер-накопитель 214
Бурение 92
Венец крепи 81
Ветвь
— вентиляционная 339
— околоствольного двора 212
Вентилятор 343, 346
Вещества взрывчатые (ВВ) 94
Взбрасыватель 22
Взброс 22
Взвод горноспасательный 405
Взрыв 94
Взрывание сотрясательное 138
Влагоемкость 44
Влажность 326
Водоотлив 9
ВГСЧ 10, 405
Волна
— взрывная 94
— ударная 94
Воспроизводство запасов 246
Восстание пласта 17
Восстающий 29
Вруб 101
Вскрытие 203
Выгорание ВВ 95
Выемка угля 141, 204
Выемочное поле 208
Выработка
— горная 6, 23, 24
— вскрывающая 220
— вспомогательная 220
— выемочная 114
— главная 220
— дополнительная 220
— основная 220
— разведочная 24
Выход
— летучих веществ 40
— продукта 491
Газ рудничный 295
Газоемкость 45
Гезенк 26
Генезис 13
Гидромеханизация 461
Гидрорыхление 136
Гидротранспорт угля 8
Глубина карьера 430
Глубина критическая 136
Горение взрывное 94
Горизонт 205
Горное дело 3
Горст 23
Грабен 23
График организации работ 63
Грохот 476
Грохочение 473
Группирование 258
Давление 39
— горное 39, 64
— опорное 174
503
Двор околоствольный 211
Дегазация 303
Депрессия 334
Детонация 94
Деформация пород 47
Диагенез 14
Диффузор 347
Длина заходки 100
Добыча полезного ископаемого 6
Дробление 468
Железобетон 72
Жилы рудные 14
Забой 8, 57
Забойка 99
Заезды косые 145
Закладка 178
Залежь 426
Замораживание пород 135
Запасы угля 32, 204
Заряд 100
Заслон 318
Затраты удельные, приведенные 221
Затяжка 75
Заходка 143, 440
Зольность угля 40, 467
Зона карьера рабочая 458
Зумпф 231, 87
Конвейер скребковый 150
Кондиционирование воздуха 330
Контуры карьера 425
г Копер 10, 218
Косовичник 122
Коэффициент 428
— вскрыши 428
— холодильный 330
— водообильности 47
— извлечения угля 34
— использования шпура 101
— крепости 50
— разрыхления 172
Крепление вразбежку 75
Крепь
— анкерная 81
— забивная 132
— комбинированная 83
— механизированная 164
—опускная 133
— подвесная венцовая 89
— посадочная 163
— смешанная 84
— сопряжения 167
— сплошная венцовая 89
— щитовая 195
Кровля пласта 158
Кроссинг 350
Крыло шахтного поля 207
— складки 21
Купол складки 21
Изогипса пласта 18
Изолиния мощности 20
Изоляция пожарного участка 403
Инспекция горно-техническая 10
Интерферометр шахтный 372
Ископаемые полезные 6
Исполнительный орган 143
Лава 25
Лежень 79
Ликвидация выработок 138
Линия наименьшего сопротивления
100
Литосфера 13
Ляда 347
Камера 25, 153
Карьер 7, 424
Категория устойчивости массива 69
Квершлаг 31
Керн 8
Класс крупности 473
Кливаж 44
Комбайн 118, 143
Компас горный 18
Комплекс
— проходческий 118
—' стволопроходческий 130
Комплект шпуров 101
504
Марка цемента 72
Материалы взрывчатые (ВМ) 106
Машина
— бурильная 92
— погрузочная 109
Месторождение 15
Место заложения 221
Метаморфизм 14
Метан 298
Метанообильность 301
Механогидравлический способ до-
бычи 156
Минерал 13
Модуль всестороннего сжатия 48
Модуль сдвига 48
Мощность
— вертикальная 18
— горизонтальная 18
— истинная 18
— кажущаяся 18
— кондиционная 20
— пласта 18
— полезная 19
— полная 19
— рабочая (вынимаемая) 19
— средняя 18
Мощность шахты производственная
34
Мульда 21
Набрызгбетон 72
Нагрузка на крепь 69
Надвиг 23
Надработка пласта 175
Наносы 13
Напряжение горной породы 39
Нарушения 16
— залегания пород 16
— пликативные 16
Ниша 145
Обогащение 10, 467
Обогащение отсадкой 483
Обрушаемость пород 53
Обрушение пород кровли полное 176
Обрушение частичное 176
Огнетушители
— порошковые 416
— ручные 402
Операции концевые 147
Операция 11
Опускание кровли плавное 174
Орт 31
Осадка кровли 174
Осланцевание 317
Осушение 9
Отвал 448
Отвалообразование 434, 448
Отверстие эквивалентное 337
Отвод горный 32
Отжим угля 52
Охрана выработок 70
Падение пласта 17
Панель 208, 251
Патрон 97
Пачка угольная 15
Пена воздушно-механическая 402
Пенообразователи 487
Перегружатель скребковый 153
Перекрепление выработок 139
Перемещение карьерных грузов 443
Перемычка вентиляционная 348
Перфоратор 92
Печь 29
План ликвидации аварий 407
Пласт защитный 175, 260
Пласт 15
— сближенный 260
Пластичность 51
Пластобетон 71
Плита консольная 171
Плоскость напластования 15
Плотность породы 41
Площадка промышленная 217
Площадка уступа 432
— рабочая 456
Пневмогидроорошение 320
Пневмоподдержка 92
Поверхность шахты 10
Податливость крепи 70
Подвигание за цикл 63
Подготовка пластов 203
Поддержание выработок 70
Подошва карьера 424
Подъем шахтный 9
Пожар рудничный 381, 400
Поле
— карьерное 429
— шахтное 32
Ползучесть 51
Полки лестничные 89
Полоса бутовая 178
Пористость 43
Порода вскрышная 424
Порошок огнегасительный 402
Портландцемент 71
Посадка кровли безорганная 176
Потери 33
Почва 15
Предупреждение эндогенных пожа-
ров 385
Предприятие горное 7
Проведение выработки 56
Проводники 89
Прогноз выбросоопасности 136
Производительность экскаватора
441
Производство горное 7
Промывка шпуров 323
Проницаемость 46
Просек 31
Прослоек 15
Простирание пласта 16
Профилактика пожарная 395
Процесс производственный 11
505
Прочность пород 49
Пульпа 156, 179, 390
Пункт спасательный 413
Пучение 174
Пыж 100
Пылевыделение удельное 314
Пылеподавление сухое 324
Пыль шахтная 314
Работоспособность В В 95
Работы горные 12
Район угленосный 15
Разведка полезных ископаемых 8
Разработка месторождения полезных
ископаемых 8, 203
Разрез 8, 424
Раскоска 122
Рассечка 132
Расслоение пород 171
Расстрелы ствола 89
Растяжка уступов 187
Расход воздуха 337
Регулирование расхода 378
Регулятор 487
Режим движения воздуха 333
Рекультивация И, 449
Ремонт выработок 138
Репер 65
Респиратор 411
Рештак 150
Рудник 7
Рудоспуск 29
Самоспасатель изолирующий 413
Сброс 22
Сверло коленковое 93
Свита пластов 15
Седиментация 14
Сепаратор тяжелосредний 482
Сечение выработки 58
Сигнализатор метана 372
Силикоз 315
Синклиналь 21
Системы
— разработки 265, 455
— вентиляции шахты 336
Скат 29
Скважина 27, 91
Склонность угля к самовозгоранию
382
Скопления метана местные 374
Скорость движения гидросмеси кри-
тическая 465
Скорость пульсационная 336
Сланцы 14
Слеживаемость пород 172
Слоистость 14, 53
Слой монтажный 199
Слой-пласт 281
Слой породы 15
Сместитель 22
Собиратель 487
Сопротивление аэродинамическое 337
Сопротивляемость разрушению 51
Сорт угля 473
Состав гранулометрический 473
Состав пыли дисперсный 314
Состав угля петрографический 40
Способ добычи гидравлический 155
Способность крепи несущая 65
Способы
— вентиляции 333
— вскрытия 228
— добычи 6
— подготовки 247
— проведения выработок 56
— профилактики пожаров 393
Средства взрывания 97
Стадии пожара 400
Стадии разработки месторождения 8
Станция замерная 350
Ствол 25
— вертикальный 25
— наклонный 27
— слепой 27
Степень дробления 468
Степень метаморфизма угля 40
Стойка рудничная 73
Столб 209
Ступень выемочная 205
Схемы
— вентиляции 360
— вскрытия 228
— выемки угля 146
— подготовки 246
— проведения выработки 56, 114
— расположения стволов 227
Тампонирование 135
Тектоника 16
Террикон 10
Тоннель 30
Торпедирование пород 178
Транспорт 462
— напорный 462
— подземный 209
— самотечный 462
Траншея отдельная капитальная 452
Трасса траншеи 452
Трещиноватость 43, 53
Тюбинг 71
Тяга естественная 342
506
Увлажнение 322
Угленосная толща 15
Углубка ствола 132
Угол
— откоса уступа 433
— падение пласта 17
— падение сместителя 22
У голь 14
— бурый 14
— каменный 14
Удар горный 9
Уклон 29
Управление кровлей 175
Управляемость пород кровли 54
Установка 92
— бурильная 92
— вентиляционная 346
— скрепероструготаранная 184
— струговая 181
Устойчивость 68
— выработки 68
— пород 53
— суспензии 481
Уступ 432
— выемочный 187
Участок вентиляции и технологии
безопасности вентиляционный 361
Целик 269
Цементация пород 135
Цикл проходческий 63
Шаг
— обрушения 173, 174
— передвижки конвейера 145
— посадки 176
Шахта 7
Шибер 347
Ширина захвата 141
Шнур детонирующий 99
Шпур 92
Штольня 30
Штрек 30
— бутовый 178
Шурф 26
Щит 197
— арочный 197
— бессекционный 197
— секционный 196
Флексура 22
Флотация 486
Фронт
— работы карьера 458
— работы уступа 457
Экология горного производства 11
Эксплуатация месторождения 204
Электродетонатор 98
Электросверло 92
Электроснабжение шахты 9
Энтальпия шахтного воздуха 327
Этаж 207
Характеристика аэродинамическая
338
Ходок 29
Ядро складки 21
Ярус 209
ОГЛАВЛЕНИЕ
Предисловие ...................................................... 3
Введение ......................................................... 4
ЧАСТЬ I. ОБЩИЕ ВОПРОСЫ ГОРНОГО ДЕЛА................................6
1. Горные работы и геология угольных месторождений.................6
1.1. Горное производство...........................................6
1.2. Горные работы.................................................11
1.3. Геология угольного месторождения ............ 13
1.4. Элементы и формы залегания угольных пластов...................16
1.5. Горные выработки..............................................23
1.6. Шахтное поле. Запасы угля.....................................32
1.7. Производственная мощность и срок службы шахты.................35
Контрольные вопросы................................................37
Задачи.............................................................37
2. Свойства и состояние горных пород...............................38
2.1. Общая характеристика свойств и состояния массива.............38
2.2. Показатели качества угля.....................................40
2.3. Плотностные свойства.........................................41
2.4. Коллекторские свойства.......................................42
2.5. Механические свойства........................................47
2.6. Технологические свойства . *.................................51
Контрольные вопросы................................................55
Задачи.............................................................55
ЧАСТЬ II. ПРОВЕДЕНИЕ ГОРНЫХ ВЫРАБОТОК..............................56
3. Общие вопросы проведения выработок..............................56
3.1. Способы и схемы проведения выработок..........................56
3.2. Формы и размеры поперечного сечения выработок.................58
3.3. Процессы и организация производства при проведении выработок 61
Контрольные вопросы................................................64
4. Крепь горных выработок..........................................64
4.1. Горное давление и нагрузка на крепь выработки при ее проведении 64
4.2. Устойчивость выработок........................................68
4.3. Материалы для крепей горных выработок.........................70
4.4. Крепь горизонтальных и наклонных выработок...................73
4.5. Крепь вертикальных выработок.................................87
Контрольные вопросы................................................91
Задачи.............................................................91
5. Буровзрывные работы.............................................91
5.1. Бурение шпуров и скважин.....................................91
5.2. Взрывчатые вещества и средства инициирования взрывания ... 94
5.3. Параметры буровзрывных работ.................................100
5.4. Производство взрывных работ..................................105
508
5.5. Хранение и транспортировка взрывчатых материалов . 10g
Контрольные вопросы................................• ... * 108
Задачи......................................................... 108
6. Технология проведения горных выработок...................... 108
6.1. Проведение горизонтальных и наклонных выработок в крепких и сред-
ней крепости породах........................................... 108
6.2. Проведение горизонтальных и наклонных выработок в мягких породах 119
6.3. Проведение вертикальных выработок.......................... 126
6.4. Особенности проведения выработок в сложных условиях 136
6.5. Ремонт, восстановление и ликвидация выработок........... . 138
Контрольные вопросы..............................................139
Задачи...........................................................140
ЧАСТЬ III. ОЧИСТНЫЕ РАБОТЫ В ШАХТАХ...............141
7. Очистные работы на пологих и наклонных пластах................141
7.1. Схемы очистной выемки угля................................. . 141
7.2. Комбайновая выемка угля в длинных забоях . :................143
7.3. Доставка угля в длинных очистных забоях.....................150
7.4. Выемка полезных ископаемых в коротких забоях................153
7.5. Крепление очистного забоя...................................158
7.6. Влияние очистных работ на состояние вмещающих пород . . .171
7.7. Управление кровлей..........................................175
7.8. Струговая и агрегатная выемка угля..........................181
Контрольные вопросы..............................................186
Задачи . . *.....................................................186
8. Очистные работы на крутых и крутонаклонных пластах............187
8.1. Выемка угля на тонких и средней мощности пластах............187
8.2. Очистные работы на мощных пластах с полным обрушением кровли 195
8.3. Очистные работы на мощных пластах с закладкой выработанного
пространства ................................................... 199
Контрольные вопросы..............................................202
Задачи...........................................................202
ЧАСТЬ IV РАЗРАБОТКА УГОЛЬНЫХ МЕСТОРОЖДЕНИИ ПОДЗЕМ-
НЫМ СПОСОБОМ.....................................................203
9. Общие сведения о шахтах.......................................203
9.1. Стадии разработки пластовых месторождений и краткая характери-
стика технологической схемы шахты................................203
9.2. Деление шахтного поля на части..........................205
9.3. Транспортный комплекс шахты.................................209
9.4. Околоствольный двор шахты...................................211
9.5. Технологический комплекс поверхности шахты...........217
Контрольные вопросы..............................................219
Задачи...........................................................220
10. Вскрытие шахтных полей...................................... 220
10.1. Вскрывающие выработки......................................220
10.2. Способы и схемы вскрытия...................................228
10.3. Вскрытие вертикальными стволами при пологом залегании пластов 231
10.4. Вскрытие при делении шахтного поля на блоки.......236
10.5. Вскрытие при крутом и крутонаклонном залегании пластов . . . 240
10.6. Вскрытие наклонными - стволами.............................242
509
10.7. Вскрытие штольнями..................................................244
10.8. Комбинированное вскрытие............................................245
Контрольные вопросы.......................................................245
Задачи....................................................................246
•
11. Подготовка шахтного поля..............................................246
11.1. Способы и схемы подготовки............................246
11.2. Погоризонтная схема подготовки........................247
11.3. Панельная схема подготовки............................251
11.4. Этажная схема подготовки..............................254
11.5. Комбинированные схемы подготовки......................257
11.6. Пластовый и полевой способы подготовки и группирование пластов 258
11.7. Выбор схемы- подготовки и обоснование ее параметров .... 262
Контрольные вопросы..................................................... 264
Задачи....................................................................264
12. Системы разработки угольных пластов...................................265
12.1. Понятие о системах разработки.......................................265
12.2. Столбовая система разработки........................................266
12.3. Сплошная система разработки.........................................273
12.4. Системы разработки мощных пластов с делением на слои .... 278
12.5. Системы разработки с короткими очистными забоями....................283
12.6. Системы разработки при гидравлической добыче угля...................286
12.7. Комбинированные системы разработки..................................290
12.8. Расчет параметров системы разработки................................291
Контрольные вопросы.......................................................293
Задачи....................................................................294
ЧАСТЬ V РУДНИЧНАЯ ВЕНТИЛЯЦИЯ..............................................295
13. Шахтная атмосфера и управление ее состоянием..........................295
13.1. Состав шахтного воздуха.............................................295
13.2. Метан в угольных шахтах.............................................298
13.3. Управление метановыделением в горные выработки......................303
13.4. Углекислый газ и меры борьбы с ним..................................311
13.5. Шахтная пыль........................................................314
13.6. Борьба со взрывчатостью угольной пыли...............................317
13.7. Способы борьбы с образованием пыли и пылевого облака . . .319
13.8. * Климатические условия в горных выработках.........................326
Контрольные вопросы.......................................................331
Задачи....................................................................332
14. Движение воздуха по горным выработкам.................................332
14.1. Состояние шахтного воздуха в выработках.............................332
14.2. Аэродинамика шахтного воздуха.......................................333
14.3. Аэродинамическое сопротивление горных выработок.....................336
14.4. Распределение воздуха в горных выработках...........................339
14.5. Естественная тяга................................................. 342
14.6. Работа вентиляторов на вентиляционную сеть..........................343
14.7. Утечки воздуха в вентиляционной сети................................345
14.8. Шахтные вентиляционные сооружения...................................346
Контрольные вопросы.......................................................350
Задачи . 351
15. Вентиляция горных выработок...........................................351
15.1. Вентиляция тупиковых выработок......................................351
15.2. Схемы вентиляции выемочных участков.................................35б
610
15.3. Схемы и способы вентиляции шахт .
15.4. Расчет расхода воздуха для вентиляции и
15.5. Расчет параметров вентиляционных сетей .
Задачи........................................................... 368
16. Контроль и управление вентиляцией шахты....................... ogg
16.1. Контроль расхода и скорости движения воздуха....... 359
16.2. Контроль содержания газов в шахтной атмосфере ..... 371
16.3. Контроль запыленности воздуха........................* ' ’ 375
16.4. Контроль климатических условий в шахте...............’ ’ ’ 377
16.5. Регулирование распределения воздуха в шахте и управление венти-
ляцией .............................................................378
Контрольные вопросы............................................’ ’ 380
Задачи...............:............................................ 380
ЧАСТЬ VI. ПОДЗЕМНЫЕ ПОЖАРЫ И ГОРНОСПАСАТЕЛЬНОЕ ДЕЛО 381
17. Предупреждение и тушение рудничных пожаров . . . .............381
17.1. Рудничные пожары и их классификация.........................381
17.2. Возникновение эндогенных пожаров и средства их контроля . . . 382
17.3. Предупреждение эндогенных пожаров...........................385
17.4. Профилактика экзогенных пожаров.............................393
17.5. Подготовка шахты к ликвидации пожара........................395
17.6. Способы тушения подземных пожаров........................•. 400
Контрольные вопросы...............................................405
18. Горноспасательное дело........................................405
18.1. Организация горноспасательной службы........................405
18.2. Горноспасательные работы по ликвидации аварий...............406
18.3. Действия подразделений ВГСЧ при основных авариях............409
18.4. Техническое оснащение горноспасательных частей..............411
Контрольные вопросы...............................................423
ЧАСТЬ VII. РАЗРАБОТКА УГОЛЬНЫХ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ОТКРЫ-
ТЫМ СПОСОБОМ................................424
19. Общие сведения об угольных разрезах...........................
19.1. Сущность открытого способа..................................
19.2. Особенности, достоинства и недостатки открытого цпособа разра-
ботки .................................................
19.3. Условия применения.................................
19.4. Понятие о коэффициентах вскрыши..................
19.5. Периоды открытой разработки угольных месторождений
19.6. Основные элементы карьера и их параметры
19.7. Уступ и его элементы.............................
Контрольные вопросы......................................
Задачи ................................................
424
424
. 425
. 426
. 428
. 428
. 429
. 432
. 433
434
20. Технология и механизация открытых горных работ . .
20.1. Производственные процессы............................
20.2. Вскрытие рабочих горизонтов карьера . . .........
20.3. Системы открытой разработки месторождений............
434
. . 434
. 450
. . 455
511
20.4. Гидромеханизация на открытых работах.......................461
Контрольные вопросы..............................................466
Задачи...........................................................466
ЧАСТЬ VIII. ОБОГАЩЕНИЕ И ПЕРЕРАБОТКА УГЛЯ........................467
21. Обогащение угля............................................467
21.1. Общие сведения.............................................467
21.2. Дробление и грохочение.....................................468
21.3. Методы обогащения угля.....................................480
21.4. Опробование и контроль качества угля.......................489
21.5. Углеобогатительные фабрики................................ 492
Контрольные вопросы..............................................495
Задачи...........................................................495
22. Переработка угля и отходов углеобогащения..................496
22.1. Брикетирование угля........................................496
22.2. Переработка угля в кокс....................................497
22.3. Комплексное использование сырья............................498
Контрольные вопросы..............................................500
Список литературы .............................................. 501
Алфавитно-предметный указатель...................................503
УЧЕБНОЕ ИЗДАНИЕ
Васючков Юрий Федорович
ГОРНОЕ ДЕЛО
Заведующий редакцией Е. И. Кит
Редактор издательства Г. Ф. Григорьев
Технические редакторы Г. В. Лехова, Н. А. Зотимова
Корректоры Е. М. Федорова, И. П. Розанова
ИБ № 6849
Сдано в набор 04.05.90. Подписано в печать 02.10.90. Формат 60Х88’/1б- Бумага офсет-
ная № 2. Гарнитура Литературная. Печать офсетная. Усл. печ. л. 31,36. Усл. кр.-отт.
31,36. Уч.-изд. л. 33,45. Тираж 17 000 экз. Заказ 758/1051-7,. Цена 1 р. 30 к.
Ордена «Знак Почета» издательство «Недра»
125047 Москва, пл. Белорусского вокзала, 3
Ленинградская типография № 4 ордена Трудового Красного Знамени Ленинградского
объединения «Техническая книга» им. Евгении Соколовой Государственного комитета
СССР по печати. 191126, Ленинград, Социалистическая ул., 14.