Шахтное и подземное строительство. Технология строительства горизонтальных и наклонных выработок

П.С. Сыркин, И.А. Мартыненко, М.С. Данилкин

ШАХТНОЕ И ПОДЗЕМНОЕ СТРОИТЕЛЬСТВО Технология строительства горизонтальных и наклонных выработок

Новочеркасск 2002 УДК 622.258

ББК 33.01 С95 Рецензенты: доктор техн. наук, проф. Н.С. Булычев (ТулГУ) доктор техн. наук, проф. М.Н. Шуплик (МГГУ)

Сыркин П.С., Мартыненко И.А., Данилкин М.С. С95 Шахтное и подземное строительство. Технология строительства горизонтальных и наклонных выработок: Учеб. пособие/ Шахтинский ин-т ЮРГТУ. Новочеркасск: ЮРГТУ, 2002. 430 с. ISBN Приведены основные сведения о проходке и креплении горизонтальных и наклонных горных выработок. Рассмотрены технология, механизация и организация сооружения подготовительных и капитальных горных выработок, тоннелей и камер. Предназначено для студентов специальности 0904 "Шахтное и подземное строительство". УДК 622.258 ISBN

© Шахтинский институт ЮРГТУ, 2002 © Сыркин П.С., Мартыненко И.А., Данилкин М.С., 2002

Учебное издание Петр Серафимович Сыркин Иван Андреевич Мартыненко Михаил Сергеевич Данилкин

ШАХТНОЕ И ПОДЗЕМНОЕ СТРОИТЕЛЬСТВО Технология строительства горизонтальных и наклонных выработок

Редакторы: Н.А. Юшко, А.А. Галикян Компьютерная верстка А.Ю. Прокопов ЛР № 020417 от 12.02.97 г. Подписано в печать 10.09.2002 г. Формат 60×84 Бумага офсетная. Печать оперативная. Печ. л. 24,9. Уч.-изд. л. 27,0. Тираж 125. Заказ

Южно-Российский государственный технический университет Редакционно-издательский отдел ЮРГТУ Типография ЮРГТУ Адрес университета и типографии: 346428, Новочеркасск, ул. Просвещения, 132.

1 . 16

ОГЛАВЛЕНИЕ Предисловие ........................................................................................................ 3 1. Общие сведения о строительстве выработок ........................................... 5 1.1. 1.2. 1.3. 1.4.

Основные понятия и определения ......................................................................5 Способы и технологии проведения выработок .................................................8 Форма и размеры поперечного сечения выработок ..........................................9 Проходческий цикл и его элементы ...................................................................18

2. Буровзрывная технология строительства выработок ........................... 20 2.1. 2.2. 2.3. 2.4. 2.5. 2.6. 2.7.

Общие сведения о взрывчатых веществах и средствах взрывания .................20 Расход взрывчатого вещества .............................................................................25 Конструкция заряда в шпуре...............................................................................27 Диаметр и число шпуров .....................................................................................29 Глубина шпуров....................................................................................................30 Расположение шпуров в забое ............................................................................34 Контурное взрывание...........................................................................................37

3. Бурение шпуров.............................................................................................. 41 3.1. Общие сведения....................................................................................................41 3.2. Бурение шпуров ручными электросверлами, перфораторами и колонковыми машинами......................................................................................42 3.3. Механизированное бурение шпуров с помощью бурильных установок........53 3.4. Безопасность жизнедеятельности при ведении буровзрывных работ ............61

Глава 4. Проветривание тупиковых выработок ......................................... 63 4.1. Способы и схемы проветривания .........................................................................63 4.2. Вентиляционное оборудование.............................................................................67 4.3. Проектирование вентиляции тупиковых выработок ..........................................68 4.4. Пример расчета по программе «Воздух-П».........................................................77

Глава 5. Погрузка породы ................................................................................ 81 5.1. Общие сведения......................................................................................................81 5.2. Погрузка породы ковшовыми погрузочными машинами ..................................82 5.3. Погрузка породы машинами непрерывного действия........................................89 5.4. Погрузка породы скреперными установками......................................................92 5.5. Выбор погрузочной машины и расчет производительности погрузки породы......................................................................................................94 5.6. Транспорт, средства обмена вагонеток ................................................................97

Глава 6. Крепление горизонтальных и наклонных выработок .............105 6.1. Общие сведения...................................................................................................105 6.2. Крепление выработок металлической крепью .................................................109 6.3. Крепление выработок монолитными бетонной и железобетонной крепями.................................................................................................................143 6.4. Крепление выработок сборной железобетонной крепью ................................167 6.5. Возведение набрызг-бетонной крепи ................................................................174 6.6. Возведение металлобетонной крепи..................................................................179 6.7. Возведение анкерной крепи ...............................................................................183 429

Глава 7. Вспомогательные работы при проведении выработок ........... 199 7.1. Общие сведения ...................................................................................................199 7.2. Возведение временной крепи при проведении выработок..............................199 7.3. Устройство водоотливных канавок ...................................................................202 7.4. Монорельсовые подвесные канатные дороги...................................................203 7.5. Прокладка труб и кабелей...................................................................................207 7.6. Освещение забоя выработки...............................................................................209 7.7 Маркшейдерское обслуживание .........................................................................215

Глава 8. Путевое хозяйство подземного рельсового транспорта........... 218 8.1. Общие сведения ...................................................................................................218 8.2. Радиусы и уклоны рельсовых путей ..................................................................219 8.3. Зазоры в откаточных выработках.......................................................................220 8.4. Строение рельсового пути ..................................................................................222 8.5. Рельсовые скрепления.........................................................................................223 8.6. Путевые шпалы и брусья ....................................................................................225 8.7. Устройство рельсовых путей..............................................................................230 8.8. Устройство стрелочных переводов....................................................................234 8.9. Временные рельсовые пути в призабойной зоне и механизмы для обмена вагонов.............................................................................................239

Глава 9. Строительство горизонтальных выработок в неоднородных породах................................................................ 247 9.1. Формы, размеры поперечного сечения и способы проведения выработок ...247 9.2. Проведение выработок узким забоем буровзрывным способом ....................250 9.3. Строительство подземных сооружений с применением комбайнов ..............255

Глава 10. Строительство выработок околоствольного двора ............... 271 10.1. Общие сведения .................................................................................................271 10.2. Проведение протяженных выработок околоствольного двора .....................272 10.3. Камеры главного водоотлива и технология их строительства......................279 10.4. Камера центральной подземной подстанции и технология ее проведения .....................................................................................................285 10.5. Комплекс выработок и камер склада взрывчатых материалов и технология их проведения .............................................................................286 10.6. Выработки и камеры депо электровозов и технология их проходки ...........289 10.7. Камеры вспомогательного назначения и технология их проведения ..........293 10.8. Технология сооружения наклонных ходков околоствольного двора...........296 10.9. Проведение камеры загрузочных устройств...................................................299 10.10. Конструкция сопряжений горных выработок...............................................301 10.11. Технология проходки и крепления сопряжений горных выработок ..........310

Глава 11. Сооружение тоннелей в крепких породах ............................... 314 11.1. Общие сведения .................................................................................................314 11.2. Схемы сооружения тоннелей ...........................................................................314 11.3. Параметры буровзрывных работ при сооружении тоннелей сплошным забоем и разработке верхнего уступа ..............................................................317 11.4. Параметры буровзрывных работ при разработке нижнего уступа забоя тоннеля .....................................................................................................319 11.5. Буровое оборудование ......................................................................................323 430

11.6. Организация работ по бурению и заряжанию шпуров и проветриванию забоя тоннеля .....................................................................................................325 11.7. Погрузка и транспортировка породы ..............................................................331 11.8. Подземные дороги .............................................................................................333 11.9. Временное крепление тоннелей .......................................................................333 11.10 Возведение обделки тоннелей.........................................................................336

Глава 12. Сооружение тоннелей в породах средней крепости и мягких............................................................................................ 341 12.1. Способы сооружения тоннелей........................................................................341 12.2. Сооружение тоннелей комбайнами .................................................................349 12.3. Строительство тоннелей с применением щитов ............................................353 12.4. Возведение обделки ..........................................................................................366

Глава 13. Строительство подземных сооружений открытым способом ...................................................................... 373 13.1. Общие сведения.................................................................................................373 13.2. Котлованный способ .........................................................................................373 13.3. Траншейный способ ..........................................................................................383 13.4. Передвижные крепи ..........................................................................................386

Глава 14. Организация работ и расчет технико-экономических показателей при проведении горных выработок.................... 390 14.1. схемы организации работ при строительстве горизонтальных и наклонных выработок ....................................................................................390 14.2. Состав проходческого цикла ............................................................................390 14.3. Определение трудоемкости работ, длительности цикла и состава звена ....391 14.4. Определение продолжительности процессов проходческого цикла............392 14.5. График организации работ ...............................................................................393 14.6. График выходов.................................................................................................393 14.7. Организация работ при строительстве комплекса выработок околоствольного двора.....................................................................................393 14.8. Организация работ при проведении горизонтальных и наклонных выработок буровзрывным способом ..............................................................403 14.9. Организация работ при проведении выработок проходческими комбайнами ......................................................................................................405

Заключение........................................................................................................410 Библиографический список рекомендуемой литературы .......................412 Приложение 1. Аэродинамические характеристики вентиляторов местного проветривания.................................................................................414 Приложение 2. Технологическая схема проведения грузовой ветви околоствольного двора ...................................................................................417 Приложение 3. Технологическая схема проведения порожняковой ветви околоствольного двора ........................................................................421 Приложение 4. Технология проведения выработки с применением бурильных установок БУР-2, погрузочных машин 1ППН-5, перегружателей ПСК-1 темпами 190 м/мес ................................................425

431

ПРЕДИСЛОВИЕ Проводимый в последние годы комплекс взаимосвязанных мероприятий направлен на преобразование производственных и организационных структур в горнорудной и угольной отраслях страны в целях повышения эффективности производства и решения сложных сопряженных с этими преобразованиями социально-экономических проблем, с одновременной адаптацией к рыночным отношениям при переходе к ней российской экономики в целом. Основными целями проводимых мероприятий и преобразований являются: – формирование конкурентоспособных предприятий, обеспечивающих самофинансирование в длительной перспективе: – обеспечение социальной защищенности работников и высвобождаемых трудящихся при ликвидации убыточных неперспективных предприятий. В качестве основных задач для повышения эффективности производства в угольной промышленности определен переход на схемы вскрытия и подготовки шахтных полей с максимально возможной концентрацией горных работ при полной ликвидации временных схем с минимальным использованием полной конвейеризации, обеспечивающих эффективную высокопроизводительную работу очистных забоев. Если в недалеком прошлом средняя нагрузка на очистной забой на шахтах Восточного Донбасса составляла 450-550 т угля в сутки, то в настоящее время она возросла до 1000 т. Но и тысячные нагрузки не могут позволить шахте быть самодостаточной, поэтому в ближайшее время средняя нагрузка перешагнет рубеж 1,5-2 тыс. т в сутки. Создание высокопроизводительного очистного оборудования позволит увеличить размеры выемочных полей до 3-4 км, а длину очистного забоя – до 300м. Ввод в действие новых или реконструируемых предприятий с приведенными выше высокими показателями предъявят к шахтному строительству соответствующие требования. Высокие нагрузки с подвиганием лавы 5-10 м в сутки требуют воспроизводства очистного фронта со скоростью на 10-15% большей, чем подвигание очистного забоя. Следовательно, проведение горизонтальных и наклонных горных выработок остается одной из главных задач по воспроизводству очистного фронта. Развитие и совершенствование шахтного и капитального строительства направлено на сокращение продолжительности и сроков ввода в действие горных предприятий, повышение технического уровня строительства, качества строительно-монтажных работ, производительности труда и снижение стоимости. Шахтное строительство представляет собой сложный комплекс строительно-монтажных работ, выполняемых в определенной последовательности, при этом на критическом пути строительства комплекса всегда стоят горные работы, объем и сложность которых увеличиваются с глубиной. 3

Исходя из того, что угольная отрасль в горнодобывающей промышленности по объему проведения выработок является наиболее значимой, то передовой опыт проведения горизонтальных и наклонных выработок, образцы машин и механизмов для их проведения и расчеты технологических параметров приведены в настоящем пособии по этой отрасли. Учебное пособие подготовлено авторами в соответствии с программой курса по специальности 090400 «Шахтное и подземное строительство» и имеет целью дать студентам знания по технике и организации работ при проведении горизонтальных и наклонных выработок, научить рассчитывать основные параметры проходческого цикла, а также привить навыки творческого подхода в оценке и применении передового опыта. По окончании курса студент сможет составить проект производства работ на проведение горизонтальной и наклонной выработки с учетом конкретных горно-геологических условий, основываясь на полученных знаниях. Совместно с авторами написаны гл. 5 канд. техн. наук В.М. Удовиченко, главы 6, 10 канд. техн наук А.Ю. Прокоповым, главы 10, 11 канд. техн. наук С.Г. Страданченко.

4

1. ОБЩИЕ СВЕДЕНИЯ О СТРОИТЕЛЬСТВЕ ВЫРАБОТОК 1.1. Основные понятия и определения Г о р н а я в ы р а б о т к а – полость в толще горных пород, образованная в результате ведения горных работ и служащая для разработки месторождений полезных ископаемых, а также для других горнотехнических целей. В зависимости от угла, составляемого продольной осью выработки с горизонтом различают выработки вертикальные, наклонные и горизонтальные. Ш т о л ь н я — горная выработка, проведенная к месторождению с поверхности горизонтально или с незначительным подъемом, имеющая непосредственный выход на поверхность, предназначенная для обслуживания подземных горных работ. Штольня, как и ствол шахты, может быть главной, вспомогательной, вентиляционной. К в е р ш л а г — горизонтальная горная выработка, не имеющая непосредственного выхода на земную поверхность, проведенная по вмещающим породам вкрест простирания пород и используемая для транспортирования, вентиляции, передвижения людей, водоотлива, прокладки электрических кабелей и линий связи. В зависимости от назначения или наименования вскрываемой части шахтного поля различают квершлаги откаточные, вентиляционные, этажные, участковые и др. Ш т р е к — горизонтальная горная выработка, проведенная по простиранию наклонно залегающего пласта с углом наклона не более 0-3° или в любом направлении при горизонтальном его залегании. Штрек, проведенный по полезному ископаемому, называется пластовым, а по породе – полевым. В зависимости от назначения штреки называют откаточными, вентиляционными, главными, этажными, промежуточными. Б р е м с б е р г — горная выработка, проведенная, как правило, по направлению восстания пласта или залежи полезного ископаемого и предназначенного для спуска полезного ископаемого на откаточный горизонт этажа или шахты. В зависимости от назначения различают бремсберги капитальные, панельные и участковые. Бремсберг может быть пластовым или полевым. У к л о н – наклонная выработка, не имеющая непосредственного выхода на поверхность и предназначенная для подъема полезного ископаемого. Уклон отличается от бремсберга направлением движения полезного ископаемого. С к а т — наклонная выработка, не имеющая непосредственного выхода на поверхность и предназначенная для спуска различных грузов под действием собственного веса. Х о д о к — горизонтальная или наклонная выработка, оборудованная лестницами или трапами и предназначенная преимущественно для передвижения людей. Ходок обычно проводят параллельно бремсбергу или уклону. 5

Люди могут ходить только по ходкам. Ходками соединяют камеры с откаточными или вентиляционными выработками шахты. П е ч ь – горная выработка, проводимая по полезному ископаемому, по восстанию пласта или залежи и предназначенная для проветривания, передвижения людей и транспортирования грузов. Печь, проведенная с целью образования очистной выработки, называется разрезной. К а м е р а – горная выработка, имеющая при сравнительно больших поперечных размерах небольшую длину и предназначенная для размещения оборудования, материалов и инвентаря или для санитарных и других целей. В зависимости от назначения камеры бывают насосные, подземной электроподстанции, подземного бункера и т.д. Г е з е н к – вертикальная выработка, не имеющая непосредственного выхода на земную поверхность и предназначенная для спуска полезного ископаемого под действием собственного веса или в специальных сосудах механическим способом. О р т – горизонтальная (с углом наклона не более 0-3°) выработка, не имеющая непосредственного выхода на поверхность и проведенная вкрест простирания месторождения (при крутом и наклонном падении). Орты проводят при разработке мощных пластов или рудных залежей. Они соединяют пластовые (рудные) штреки, проведенные у кровли висячего и почвы лежачего борта пласта или рудной залежи. П р о с е к – горная выработка, проводимая обычно в толще полезного ископаемого по простиранию пласта или залежи и предназначенная для проветривания, передвижения людей и транспортирования грузов. Просеки проводят параллельно штрекам; они служат для оконтуривания целиков. Ш а х т н ы й ствол – вертикальная или наклонная горная выработка, имеющая непосредственный выход на земную поверхность и предназначенная для обслуживания подземных работ в пределах шахтного поля. Верхнюю часть ствола, примыкающую к поверхности и имеющую более прочную крепь, называют устьем ствола, а нижнюю часть, расположенную ниже последнего откаточного горизонта, – зумпфом. Шахтный ствол, служащий для подъема полезного ископаемого на поверхность, называют главным стволом шахты; ствол, служащий для спуска и подъема людей, спуска материалов и оборудования, подъема пустой породы, – вспомогательным стволом. Ствол, по которому с помощью вентилятора свежий воздух нагнетают в подземные выработки шахты или отработанный удаляют из них, называют вентиляционным. Вентиляционным стволом может быть как главный, так и вспомогательный. Ш у р ф — вертикальная неглубокая горная выработка, проведенная с поверхности. На действующих шахтах шурфы используют для вентиляции и спуска материалов на верхние горизонты шахтного поля. С л е п о й с т в о л – вертикальная горная выработка, не имеющая выхода на земную поверхность и предназначенная для обслуживания под6

земных работ (подъема полезного ископаемого, вентиляции, спуска и подъема людей, спуска материалов и оборудования, и других целей). Слепые стволы проходят при вскрытии части шахтного поля, расположенной ниже горизонта, вскрытого выработками, проведенными с поверхности. В о с с т а ю щ и й – вертикальная или наклонная горная выработка, проводимая по восстанию и служащая для проветривания, передвижения людей, спуска полезного ископаемого или породы, доставки материалов и оборудования, подачи энергии и воды, а также для разведочных целей. Л а в а – очистная горная выработка, в которой осуществляется процесс добычи угля. П о д з е м н о е с о о р у ж е н и е – объект промышленного, оборонного, коммунального и любого другого назначения, создаваемый в массиве горных пород. Т о н н е л ь – горизонтальное или наклонное подземное сооружение, предназначенное для транспорта, пропуска воды, размещения коммуникаций и других целей. По назначению тоннели бывают нескольких видов. Гидротехнические тоннели предназначены для перемещения больших объемов воды. К ним относят тоннели гидроэлектростанций, подводящие воду к турбинам и отводящие ее после использования; тоннели водоснабжения, подающие воду для населенных пунктов. Транспортные тоннели предназначены для пропуска автомобильного и железнодорожного транспорта, поездов метрополитена и скоростного трамвая, специальных видов транспорта. Коммунальные тоннели предназначены для прокладки различных инженерных коммуникаций: электрических кабелей, кабелей связи, теплосетей, водостока, водо- и газопроводов, канализации. Горнопромышленные тоннели обслуживают предприятия, добывающие полезные ископаемые. Камерная выработка – горная выработка, имеющая при сравнительно больших поперечных размерах небольшую длину. П р о в е д е н и е м г о р н о й в ы р а б о т к и называют комплекс работ, включающий выемку, погрузку и транспортирование горной массы, возведение крепи, наращивание транспортных устройств и коммуникаций, обеспечивающих определенную скорость продвижения забоя. С т р о и т е л ь с т в о м г о р н о й в ы р а б о т к и называют комплекс работ, выполнение которых обеспечивает ее готовность к сдаче в эксплуатацию согласно техническому проекту. В состав комплекса входят подготовительные работы, проведение самой выработки и заключительные работы для сдачи ее в эксплуатацию. П р о х о д ч е с к и м ц и к л о м называют совокупность основных и вспомогательных процессов, при однократном выполнении которых за определенное время забой выработки подвигается на установленную величину. 7

Время выполнения одного цикла работ называют продолжительностью цикла. Скорость проходки выработки зависит от числа циклов, выполненных за месяц при одинаковом подвигании забоя за один цикл. Проведение горных выработок обычно осуществляют по заранее разработанному графику цикличности, обеспечивающему высокую скорость при комплексной механизации работ и увеличение производительности труда. На графике цикличности изображают последовательность и длительность всех процессов цикла. 1.2. Способы и технологии проведения выработок Способы проведения горных выработок зависят от горно- и гидрогеологических факторов, в том числе от устойчивости горных пород и их обводненности и подразделяются на обычные и специальные. Обычные условия проведения горной выработки – условия, при которых вмещающие породы допускают обнажение забоя выработки до возведения крепи без специальных методов или устройств для его поддержания и обеспечения безопасных условий труда проходчиков. Сложные условия проведения горной выработки – условия, при которых горно-строительные работы следует сопровождать соответствующей подготовкой окружающего массива или организационно-техническими мероприятиями, позволяющими устранить или снизить отрицательные воздействия среды на показатели проходческих работ и устойчивое состояние выработки. Выработки проводят по однородным и неоднородным породам. Примером выработок, проводимых по однородным породам, являются квершлаги, полевые штреки, штольни, т.е. выработки, забои которых представлены породами, не отличающимися физико-механическими свойствами. Неоднородный забой имеют выработки, проводимые по тонким или средней мощности пластам с подрывкой боковых пород – штреки, уклоны, бремсберги, ходки и т.д. В зависимости от устойчивости пород и размеров выработки принимают способы ее проведения. Выработки проходят преимущественно полным сечением (сплошным забоем), а при сечении более 20 м2 и породах ниже средней устойчивости – уступным забоем. В устойчивых породах при большой ширине выработки применяются горизонтальные уступы, при неустойчивой породе кровли или большой высоте выработки – вертикальные уступы. В угольной промышленности чаще применяется схема с нижним уступом, заключающаяся в том, что сначала проходится верхняя часть выработки, а после – ее нижняя часть. Под технологией проходки выработки подразумевается процесс отделения породы или полезного ископаемого от массива. Зависит этот процесс от многих факторов, основными из которых являются физико-механические свойства пород, размеры выработок, наличие соответствующих той или иной технологии механизмов. 8

Различают четыре вида технологий: буровзрывную, механическую, гидравлическую и комбинированную. В исключительных случаях при отсутствии необходимого для данных горно-геологических или пылегазовых условий соответствующих механизмов и взрывчатых веществ используется ручная технология разрушения горных пород с помощью отбойных молотков. Буровзрывная технология применяется в том случае, когда механическая или гидравлическая технически невозможны или экономически нецелесообразны. У этой технологии нет ограничений в устойчивых породах из-за их крепости, площади поперечного сечения, протяженности выработок. Механическая (комбайновая, с помощью проходческих щитов, буровых агрегатов и т.п.) может применяться из-за ряда ограничивающих факторов в строго определенных условиях. Например, комбайновая технология применяется для проведения наклонных выработок с углами наклона только до ±20º и по породам с коэффициентом крепости f<6. Гидравлическая технология используется, в основном, на гидрошахтах для проведения выработок по породам с коэффициентом крепости f до 1,5. В более крепких породах разрушение производится по буровзрывной или механической технологиям, а транспортировка – гидравлическая. Комбинированная технология применяется в том случае, если отделение горной породы от массива с помощью одной их перечисленных технологий невозможно. Чаще всего применяются механическая с буровзрывной и механическая с гидравлической. Проведению любой выработки предшествует целый комплекс подготовительных работ: маркшейдерская разбивка мест засечки выработки и ее оси; подвод электроэнергии и линии связи, воды для орошения и пожаротушения; устройство разминовки; установка вентилятора; проведение камер для лебедки; монтаж подъемных лебедок или машин; устройство заездов, барьеров, стопорных устройств и другого оборудования, обеспечивающего безопасное ведение горнопроходческих и горно-монтажных работ. Продолжительность подготовительного периода обычно составляет 1,5-2,5 мес. Перед сдачей выработки в эксплуатацию необходимо демонтировать проходческое оборудование, произвести перестилку рельсового пути с балластировкой или монтаж постоянного конвейера, ремонт в местах нарушения выработки и др. Продолжительность выполнения работ заключительного периода составляет чаще всего 1 – 1,5 мес. 1.3. Форма и размеры поперечного сечения выработок Выработки имеют прямоугольную, трапециевидную, сводчатую, бочкообразную, подковообразную, арочную с обратным сводом и круглую форму поперечного сечения. Форма поперечного сечения горной выработки выбирается в зависимости от многих факторов: свойств пересекаемых пород, характера проявления и величины горного давления, назначения выработки и 9

срока ее службы, конструкции крепи и свойств ее материала. Форма поперечного сечения выработки обусловливает материал и конструкцию крепи, которые в свою очередь должны обеспечить устойчивое ее состояние в течение всего срока службы при минимальных затратах на проведение и поддержание. Самой экономичной формой поперечного сечения является прямоугольная, так как вся ее площадь может полезно использоваться, но при наличии бокового давления в выработках быстро теряется устойчивость и необходимо переходить на другие формы. Если наблюдается боковое давление, противостоять ему может бочкообразная форма, при интенсивном давлении сверху и боков – подковообразная или арочная, при всестороннем давлении – круглая, подковообразная и арочная с обратным сводом. Размеры поперечного сечения выработок в свету зависят главным образом от их назначения и определяются габаритами подвижного состава, шириной колеи рельсовых путей, шириной конвейера, расстоянием между крепью выработки и наиболее выступающей частью подвижного состава или конвейера, способом передвижения людей и количеством проходящего по выработке воздуха. При определении площади поперечного сечения выработки, исходя из габаритных размеров подвижного состава или размещенного в ней оборудования и регламентированных Правилами безопасности зазоров, устанавливаются ее сечение, высота и ширина. Для надежной эксплуатации выработок в проекте необходимо предусматривать условия беспрепятственного транспортирования грузов, безопасного передвижения людей, а также необходимый режим проветривания. Минимальный размер поперечного сечения в свету: • главных откаточных и вентиляционных выработок, людских ходков для механизированной перевозки – 9,0 м2 при высоте от почвы 1,9 м; • участковых вентиляционных, промежуточных, конвейерных и аккумулирующих штреков, участковых бремсбергов и уклонов – 6,0 м2 при высоте выработки от почвы 1,8 м; • вентиляционных просеков, печей, косовичников и других выработок – 1,5 м2; • главных откаточных и вентиляционных выработок, введенных в действие до 1987 г.: а) закрепленных деревянной, сборной железобетонной и металлической крепями – 4,5 м2 при минимальной высоте от почвы – 1,9 м; б) закрепленных каменной, монолитной железобетонной и бетонной, гладкостенной сборной железобетонной крепями – 4,0 м2 при высоте от почвы – 1,9 м; в) участковых вентиляционных, промежуточных и конвейерных штреков, людских ходков, участковых бремсбергов и уклонов – 3,7 м2 при высоте от почвы – 1,8 м.

10

Размеры поперечного сечения горизонтальных выработок определяют в зависимости от основных размеров транспортного оборудования, принятого для выдачи горной массы, а также другого оборудования (силовые набели, трубопроводы и др.) и числа рельсовых путей. Обычно размеры сечения откаточных выработок (штреков) определяют из условия размещения двух путей, а квершлагов и полевых штреков – одного или двух путей, что зависит от величины грузооборота, принятого способа транспортирования и длины выработки. Горизонтальные выработки, по которым транспортируют грузы, должны иметь расстояния (зазоры) между крепью или размещенным в выработках оборудованием и трубопроводами и наиболее выступающей кромкой габарита подвижного состава не менее 0,7 м (для прохода людей), а с другой стороны – не менее 0,25 м при деревянной, металлической и рамных конструкциях железобетонной и бетонной крепи и 0,2 м при сплошной бетонной, каменной и железобетонной крепи. Ширина прохода для людей должна составлять не менее 0,7 м, а высота выработки – не менее 1,8 м от почвы (рис. 1.1, а). Проходы для людей на всем протяжении выработок должны быть на одной и той же стороне. Зазор между наиболее выступающими кромками габаритов встречных электровозов (вагонеток) должен быть не менее 0,2 м, указанные зазоры должны быть выдержаны также и на закруглениях (рис. 1.1, б). На двухпутных участках выработок околоствольных дворов и во всех других двухпутных выработках в местах, где производят маневровые работы, а также сцепку и расцепку вагонеток или составов, у стационарных погрузочных пунктов производительностью 1000 т/сут и более, а также в однопутных околоствольных выработках клетевого ствола зазоры должны составлять 0,7 м с обеих сторон. Проход между путями в двухпутных выработках запрещен. В местах посадки людей в пассажирские поезда по всей их длине проход должен быть шириной не менее 1 м между крепью и наиболее выступающими частями поезда со стороны посадки, а при двусторонней посадке данный зазор должен соблюдаться с обеих сторон. В выработках, оборудованных конвейерами, ширина прохода по высоте конвейера должна составлять с одной стороны не менее 0,7 м, а с другой – 0,4 м. Расстояние от верхней выступающей части конвейера до верхняка должно быть не менее 0,5 м, а у натяжных и приводных головок – не менее 0,6 м. В горизонтальных выработках, оборудованных конвейерами и рельсовыми путями, зазоры между крепью и конвейером на высоте конвейера и 11

между конвейером и подвижным составом должны быть не менее 0,4 м, а между крепью и подвижным составом – 0,7 м на высоте 1,8 м от почвы (рис. 1.1, в). В наклонных выработках, оборудованных конвейерами и рельсовыми путями, в зависимости от вида крепи зазоры между крепью и конвейером должны составлять 0,7 м, между конвейером и подвижным составом – 0,4 м, подвижным составом и крепью – 0,2-0,25 м. При монорельсовом транспорте расстояние между днищем сосуда или нижней кромкой перемещаемого груза и почвой выработки должно быть не менее 0,4 м. Зазоры между наиболее выступающей частью грузового контейнера и крепью со стороны свободного прохода должны быть не менее 0,7 м, а с другой – 0,2 м (рис. 1.1, г). Боковой зазор между крепью выработки или выступающей частью оборудования и осью каната при дорогах кресельного типа на высоте зажима подвески должен составлять не менее 0,6 м, а зазор между осью каната и конвейером (при совмещении с ним канатной дороги) – не менее 1 м. а

в

б

г

Рис. 1.1. Формы поперечных сечений горных выработок и величина допустимых зазоров 12

При локомотивной откатке высота подвески контактного провода должна составлять не менее 2 м от головки рельсов. Допустимо подвешивание контактного провода на высоте не менее 1,8 м от головки рельсов при перевозке людей по выработкам или при наличии отдельных выработок (отделений) для передвижения людей. На посадочных и погрузочно-разгрузочных площадках, а также в местах пересечения выработок, по которым передвигаются люди, с выработками, где применяют электровозную откатку, высота подвески контактного провода должна быть не менее 2 м. Контактный провод в околоствольном дворе на участке передвижения людей до места их посадки в вагонетки должен быть подвешен на высоте не менее 2,2 м, а в остальных выработках околоствольного двора – не менее 2 м от головки рельсов. В местах подвески расстояние от контактного провода до верхняка крепи должно быть не менее 0,2 м. На основных откаточных выработках, в уклонах и бремсбергах при использовании вагонеток вместимостью до 2 м3 следует проектировать рельсы типоразмера Р24; при большей вместимости вагонеток – Р33 и Р38. В промежуточных и вентиляционных штреках допустимо использование рельсов Р18. Типоразмер рельса указывает массу 1 м профиля. В подготовительных выработках применяют деревянные шпалы, а в капитальных – железобетонные. Деревянные шпалы изготавливают из бруса толщиной 110-130 мм с шириной нижней постели 180-240 мм. Длина деревянных шпал при колее 600 и 900 мм составляет соответственно 1200-1300 и 1600-1700 мм. Железобетонные шпалы имеют толщину 110-145 мм с шириной нижней постели 190-220 мм. Шпалы укладывают на устроенном полотне с последующей балластировкой, при чем погружают их в балласт на 2/3 толщины, слой балласта под шпалами должен составлять не менее 90 мм. Горизонтальные выработки при локомотивном транспорте должны иметь уклон в продольном направлении к стволу шахты не более 0,005, а в поперечном (в сторону водоотливной канавки) – 0,01-0,02. В выработках устраивают водоотливные канавки, размеры их сечения зависят от величины притока воды, а конструкция – от свойств пород почвы и вида крепи выработки. В устойчивых породах при рамной крепи выработок канавку не закрепляют (рис. 1.2, а). В менее устойчивых породах, склонных к размыванию, канавку закрепляют деревом (рис. 1.2, б) или укладывают железобетонные желоба (рис. 1.2, в). При монолитной бетонной крепи канавку также крепят бетоном (рис. 1.2. г). Для прохода людей и предохранения канавок от засорения их перекрывают щитом.

13

13

б

а

г в

Рис. 1.2. Водоотливные канавки

В табл. 1.1 приведены основные параметры выработок в зависимости от их назначения, формы поперечного сечения, вида крепи и расчетные формулы для определения размеров сечений. Таблица 1.1 Определение размеров сечений выработок Параметры

Расчетные формулы Схема сечения выработки Трапециевидная форма сечения выработки Высота подвижного состава h от головки рельсов Ширина подвижного состава A Высота от балластного слоя ha до головок рельсов Высота выработки от балластного слоя до уровня верхней кромки подвижного состава

h’

Высота от почвы до головок рельсов

hв

Высота подвески контактного провода от уровня головок рельсов

h’’ = 2000 мм 14

Параметры Высота выработки от головок рельсов до верхняка Высота выработки от балластного слоя до верхняка Зазоры между крепью и подвижным составом Ширина прохода:

Расчетные формулы

Продолжение табл. 1.1 Схема сечения выработки

h1 h2 m; n

• на высоте 1800 мм nmin от балластного слоя • на уровне верхней кромки подвижно- n = nmin +(1800 – h’)ctg α го состава Ширина выработки на уровне верхней кромки подвижного состава: • однопутной B=m+n+A • двухпутной B=m+n+A+b Расстояние от оси пуb1 = B/2 – a ти до оси выработки Ширина выработки в свету: • по кровле l1 = B – 2(h1 – h) ctg α • по балластному слою l2 = B + 2(h + ha) ctg α Площадь сечения выl + l2 S = 1 h2 работки в свету 2 Периметр выработP = l1 + l2 + 2h2 /sin α ки в свету Сводчатая форма сечения выработки с коробовым сводом Высота подвижного соh става от головок рельсов Ширина подвижного А состава Высота от балластного hа слоя до головок рельсов Высота выработки от уровня верхней кромки h3 = 1800 – (h + ha) подвижного состава до верха свободного прохода Высота выработки от головок рельсов до пяh1 = 1300 и 1500 мм ты свода при аккумуляторных электровозах 15

15

Продолжение табл. 1.1 Параметры Высота выработки от балластного слоя до пяты свода Зазоры между крепью и подвижным составом Ширина выработки: • однопутной • двухпутной Радиус дуг свода: • боковых • осевой Высота верхнего свода Площадь сечения выработки в свету Периметр выработки в свету

Расчетные формулы

Схема сечения выработки

h2 = h1 +ha m; n B=m+n+A B=m+n+A+b r = 0,262 B R = 0,692 B h0 = B/3 S = B (h2 + 0,26B) P = 2h2 + 2,33 B Выработки с циркульным сводом

Высота свода: • верхнего • обратного Радиус обратного свода Угол дуги обратного свода

h0 = B/2 h0' = B/6 R1 = 5B/6 α 2 = 2 arcsin

B 2 R1

Площадь сечения выR2 πR2α работки в пределах об- Sоб = 1 2 = 1 sinα 2 360 2 ратного свода Площадь сечения выS = B (h2 + 0,39B) работки в свету Периметр выработки P = 2h2 + 2,57B в свету Кольцевая форма сечения выработки Ширина однопутной выработки на уровне B2 = m min + n min + A путевого бетона Высота выработки в h2 = R + h1 свету Высота центра дуги 2 верхнего свода от h1 = R 2 − (B1 / 2 ) уровня путевого бетона Высота путевого бетоh0 = R – h1 на по оси выработки Высота свободного hпр = 1800 мм прохода 2 Радиус дуги окруж2 h ности (округляется до R =  B1  +  пр  + ∆   2  2  ∆, кратной 50 мм) 16

Параметры Расчетные формулы Площадь сечения π R 2α 2 R 2 выработки в предеS об = sin α 2 − 360 2 лах обратного свода Угол дуги окружности: B • выше уровня пуα 1 = 2 (180 − arcsin 1 ) тевого бетона 2R

• ниже уровня путевого бетона Ширина выработки на уровне верхней кромки подвижного состава Площадь сечения выработки в свету Периметр выработки в свету

Окончание табл. 1.1 Схема сечения выработки

α = 360 – α1

(

B = 2 R2 − h' − h1

)

2

S = π R2 – Sоб P =

πRα1 + B1 180

Арочно-сводчатая форма сечения выработки Ширина двухпутной выработки на уровне B1 = m + n +A + b путевого бетона Высота выработки в h2 = R + h1 свету Высота центра дуги 2 верхнего свода от h1 = R 2 − ( B 1 / 2 ) уровня путевого бетона Высота путевого бе2 h0' = R1 − R12 − (B1 / 2) тона Высота свободного hпр = 1800 мм прохода Радиус дуги окружности

2

2

B  h  R =  1  +  пр  + ∆  2  2 

Площадь сечения выR2 π R12α 2 работки в пределах S об = = 1 sin α 2 360 2 обратного свода Угол дуги обратного свода

α

2

= 2 arcsin

B 2 R1

Радиус дуги обратноR1 = 5B/6 го свода Ширина выработки на 2 уровне верхней кром- B = 2 R2 − h' − h 1 ки подвижного состава π R 2α 1 B 1 h1 Площадь сечения вы= + S работки в свету 360 2

(

Периметр выработки в свету

P =

)

πRα 1 + B1 360 17

Площадь сечения выработки, определенную из условия размещения транспортных средств и перемещения людей, необходимо проверить на скорость движения воздушной струи по формуле

Vд ≥

KqA , 854 ⋅ S св ⋅ d

где Vд – допустимая скорость движения воздуха по выработке, м/с; К – коэффициент утечек воздуха и неравномерности добычи угля, К = 1,45; q – выделение метана на 1 т суточной добычи, м3; А – суточная добыча угля с крыла, панели, т; Sсв – площадь поперечного сечения выработки в свету, м2; d – допускаемое содержание метана в исходящей струе выработки, %. Норма максимальной скорости движения воздуха по квершлагам, откаточным и вентиляционным штрекам, капитальным и панельным бремсбергам и уклонам составляет 8 м/с, по всем прочим горным выработкам, проведенным по углю и породе, – 6 м/с. Температура воздуха в подготовительных и других действующих выработках при относительной влажности до 90% не должна превышать 26, а при относительной влажности свыше 90% – 25°С. Наряду с определением площади сечения выработки по скорости движения воздуха также необходимо осуществить проверку (особенно для капитальных выработок) экономичности принятой площади сечения с учетом стоимости энергии при работе вентилятора и затрат на сооружение выработки и ее ремонт. 1.4. Проходческий цикл и его элементы В зависимости от технологии отделения породы от массива комплекс работ, составляющих проходческий цикл, будет меняться. При буровзрывной технологии проходческий цикл складывается из следующих основных операций: подготовительно-заключительных, бурения шпуров; заряжания и взрывания зарядов; проветривания забоя, приведения забоя в безопасное состояние; погрузки породы; возведения временной или защитной крепи; настилки временного рельсового пути или забойного конвейера; наращивания труб вентиляции; возведения постоянной крепи; устройства водоотливной канавки. Продолжительность объема работ при буровзрывной технологии определяется из расчета глубины бурения шпуров. В зависимости от применяемой техники бурения и погрузки горной массы, горно-геологических условий элементы проходческого цикла могут либо добавляться, либо не иметь места при проведении работ. Так, при проведении выработок в устойчивых породах по согласованию с Госгортехнадзором временная и постоянная крепи могут не применяться, а при определенном газовом режиме или в опасных зонах целесообразно бурение опере18

жающей скважины. При механической, комбинированной и гидравлической технологиях отделения породы от массива проходческий цикл определяется величиной наращивания конвейерного става или перестановки монитора при определенной эффективности длины его струи. Работы проходческого цикла могут выполняться последовательно, тогда проходческий цикл имеет максимальную продолжительность, а скорость проведения выработки будет невысокой. С целью увеличения объема скоростного проведения выработок проходческие операции максимально совмещают во времени и пространстве. Например, погрузку породы можно совместить с возведением постоянной анкерной крепи. Сочетаний совмещений работ проходческого цикла достаточно много, они ограничиваются требованиями правил безопасности, геологическими условиями и техническими возможностями. Например, правилами безопасности запрещается совмещать заряжение шпуров, взрывание и проветривание с другими проходческими процессами. Параметры проходческого цикла рассчитываются в зависимости от выбранной технологии по трудоемкости ведения работ. Все процессы и операции проходческого цикла в данном учебном пособии будут рассмотрены с учетом передового опыта и Правил безопасности в угольных шахтах. Контрольные вопросы 1. Чем характеризуются обычные и сложные условия проведения горных выработок? 2. Чем определяется технология проходки выработки? 3. Какие технологии проведения горизонтальных и наклонных выработок вы знаете? Какова область применения каждой технологии? 4. Укажите формы поперечного сечения горных выработок? Какие факторы влияют на выбор формы? 5. Исходя из каких требований определяют размеры поперечного сечения выработки? Укажите регламентируемые Правилами безопасности зазоры в горных выработках. 6. Каковы требования к настилке рельсовых путей и устройству водоотливных канавок в выработках? Как и когда крепят водоотливные канавки? 7. Как принятое сечение выработки проверить на скорость движения по ней воздушной струи? 8. Какова максимально допустимая скорость движения воздуха в капитальных и подготовительных горных выработках? 9. Что такое проходческий цикл? Какие элементы в него входят? 10. Назовите основные и вспомогательные процессы проходческого цикла.

19

2. БУРОВЗРЫВНАЯ ТЕХНОЛОГИЯ СТРОИТЕЛЬСТВА ВЫРАБОТОК 2.1. Общие сведения о взрывчатых веществах и средствах взрывания При проведении горных выработок буровзрывные работы должны обеспечить заданные размеры и форму поперечного сечения горной выработки; равномерное дробление и кучную укладку породы у забоя после взрыва, способствующие производительной ее уборке погрузочными машинами; высокий коэффициент использования шпуров (КИШ) и низкий коэффициент излишка сечения (КИС). Эти требования могут быть выполнены путем правильного выбора типа взрывчатого вещества (ВВ) и средств взрывания (СВ), определения величины и конструкции заряда в шпуре, глубины шпуров, числа и расположения их в забое. Выбор взрывчатого вещества производится в зависимости от газового режима и водообильности пород. По условиям применения все промышленные ВВ можно разделить на 2 группы: предохранительные и непредохранительные. В соответствии с действующими в России нормативными документами к промышленному применению допущены ВВ, которые прошли лабораторно-полигонные и промышленные испытания в производственных условиях. По результатам производственных испытаний Госгортехнадзор издает журнальное постановление о допуске ВВ к постоянному применению или на период испытаний. По степени безопасности промышленные ВВ подразделяются на 6 классов: – к непредохранительным относятся ВВ I класса, пригодные только для открытых работ (в этот класс включены в основном гранулированные ВВ), и II класса, предназначенные для взрывания в подземных условиях, кроме шахт, опасных по газу и пыли. II класс ВВ состоит из патронированных, гранулированных, водонаполненных ВВ; – к предохранительным относятся ВВ III, IV, V и VI классов. ВВ III класса пригодны для применения только в породных забоях опасных шахт; ВВ IV, V и VI классов применяются в угольных и смешанных забоях. Перечень взрывчатых веществ, применяемых для взрывных работ при проведении горных выработок приведен в табл. 2.1. На подземных горных работах в шахтах и рудниках, опасных по взрыву газа и пыли, при проведении выработок только по породе применяют аммонит АП-5ЖВ; по углю и смешанному забою – аммонит Т-19. В шахтах, опасных по внезапным выбросам угля и газа, применяются ВВ повышенной предохранительности: угленит Э-6, угленит П-12 ЦБ, патроны СП-1. 20

Таблица 2.1 Применяемые ВВ и их характеристики Наименование 1

АП-5ЖВ Т-19 Ионит

ГОСТ (ТУ)

Работоспособ- Бризантность, Плотность патрониность, cм3 см рования, г/cм3 2 3 4 5 I. Предохранительные ВВ, предназначенные для использования в шахтах, опасных по газу и пыли Аммониты ГОСТ 21989-76 320 14 1,0-1,15 ГОСТ 21989-76 270 14 1,05-1,2 ТУ 84-922-81 50-90 – 1,0-1,2 Углениты

П12ЦБ-2М

ТУ 12.001737 69 110-125 – 1,2-1,35 024-94 13П и 13П/1 ТУ 12.0174086 100-120 10,0-12,0 1,2-1,3 Э-6 ГОСТ 21983-76 130-170 7,5-11,0 1,10-1,25 II. Непредохранительные ВВ, предназначенные для использования в подземных выработках, не опасных по газу и пыли Аммоналы Аммонал (патронироГОСТ 21984-76 ванный) М-10 (патроТУ 751190 9-577-92 нированный) М-10 (в полиэтиленовой ТУ 3-2233090 оболочке d = 45,60,90мм) Скальный №1 (патронироГОСТ 21985-76 ванный) Скальный №5 (патрониро- ТУ 75080306102-93 ванный)

410-430

11-19

0,9-0,45

430

18

0,95-1,2

430

18

0,95-1,2

450

18

0,9-1,1

410

16

0,9-1,1

Аммониты 6 ЖВ (патронированный d = 31-32 мм) 6 ЖВ (в полиэтиленовой оболочке d = 60-90 мм) Детонит М

ГОСТ 21984-84

370-380

14

1,0-1,2

ТУ 84-1026-84

380

15

1,0-1,2

ГОСТ 21986-76

450

17

1,0-1,3

21

Средства взрывания. Взрывание зарядов может быть электрическим, огневым, электроогневым и с помощью детонирующего шнура. Основным способом инициирования зарядов на действующих угольных шахтах является электрический способ, так как по сравнению с остальными он имеет ряд преимуществ. К ним относятся максимальная безопасность, так как взрывание зарядов производится из укрытия или с безопасного расстояния; возможность взрывания большого количество зарядов одновременно или с установленным интервалом замедления; уверенность в безотказности взрывания, так как заблаговременно проверяется исправность взрывной сети и целостность мостика накаливания электродетонаторов. Недостатками электрического способа взрывания являются сложность выполнения работ, связанных с монтажом электровзрывных сетей; сращиванием проводов изоляторами, а также проверкой электродетонаторов и электровзрывной сети, что требует от взрывников высокой квалификации; опасность преждевременного взрыва электродетонаторов от воздействия блуждающих токов; потребность в источнике электрического тока и различных измерительных приборах. Электрический способ взрывания включает в себя следующие операции: – подбор и проверку электродетонаторов и проводников электрического тока; – расчет и выбор схемы соединения электрической сети; – изготовление патронов-боевиков и заряжание шпуров; – монтаж электровзрывной сети; – проверку общего сопротивления электрической сети взрывания. При электрическом взрывании патрон-боевик представляет собой обычный патрон ВВ, в котором закреплен электродетонатор. Электродетонатор (ЭД)– это капсюль-детонатор с закрепленным в нем электровоспламенителем. Технические характеристики и область применения ЭД приведены в табл. 2.2. В зависимости от технических характеристик ЭД разделяют: - по временным характеристикам взрывания – на ЭД мгновенного, короткозамедленного и замедленного действия; - по мощности – на ЭД нормальной и повышенной инициирующей способности; - по условиям применения – на ЭД предохранительные (для шахт, опасных по газу и других газовых условий) и непредохранительные (для неопасных шахт и открытых горных работ); - по термостойкости – на ЭД для взрывания при нормальных и высоких температурах; - по типу закрепления мостика – ЭД с жестким и эластичным мостиком. 22

Таблица 2.2 Характеристики применяемых электродетонаторов Тип

Время сраНомер, батывания дата (замедлеразрешения ния), мс ЭД мгновенного действия

НаружДлина, Число ный диам серий метр

Непредохранительные ЭД-8-Э ЭД-8-Ж

7,2

50-60

–

2-10

88/71.2 08.04.71

Предохранительные ЭДКЗ-ОП

7,7

72

–

2-6

203/77 10.06.77

ГОСТ (ТУ)

Условия применения

Открытые и подземные ГОСТ взрывные ра9089-75 боты, кроме шахт, опасных по газу и пыли Подземные взрывные раГОСТ боты в усло21806-76 виях шахт, опасных по газу и пыли

ЭД короткозамедленного действия

Предохранительный ЭДКЗ-25-П

7,2

ЭДКЗ-П

7,7

ЭДКЗ-ПМ

7,7

ЭДКЗ-ПК

7,2

ЭД-22ЭД27ЭД-29

7,2

ЭД-1-3Т

7,2

ЭД-3-3Н

7,2

Открытые и подземные 25; 50; 75; ДИШВ взрывные ра№04-35/319 72 6 100; 150; 7739513 боты для по08.12.94 200 04ту род мягких, средних и крепких Предохра25; 50; 75; 203/77 ГОСТ нительные 72 5 100; 125 10.06.77 21806-76 ЭД для мягких пород 15; 30; 45; Предохра203/77 ГОСТ 72 7 60; 75; 90; нительные 10.06.77 21806-76 120 ЭД для пород средней 382/87 ТУ 84крепости и 72 9 До 200 мс 23.10.87 1162-87 крепких ЭД замедленного действия 0.5; 0.75; Кроме шахт, ТУ 8472-80 9 1.0; 1.5; 2; 332/85 опасных по 1162-87 4; 6; 8;10 с газу и пыли ДИШВ Кроме шахт, 263/81 72-80 29 До 10 с 773951 опасных по 24.07.81 300ту газу и пыли ДИШВ Кроме шахт, 264/81 72 23 До 10 с 773951 опасных по 24.07.81 300ту газу и пыли

23

В шахтах, опасных по газу и пыли, применяются электродетонаторы типа ЭДКЗ (электродетонаторы короткозамедленного действия) и мгновенного действия. Конструкция ЭДКЗ приведена на рис. 2.1. 1

2 3 4 5

6

7

Рис. 2.1. Схема электродетонатора короткозамедленного действия: 1 – гильза; 2 – заряд бризантного ВВ; 3 – колпачок замедлителя; 4 – заряд инициирующего ВВ; 5 – замедляющий состав; 6 – зажигательный состав; 7 – электровоспламенитель

Водостойкие предохранительные электродетонаторы ЭД-КЗ-ОП повышенной мощности могут инициировать уплотненные ВВ. Они допущены к применению в условиях шахт, опасных по газу и пыли. Предохранительные свойства достигаются нанесением на наружную поверхность гильзы слоя пламегасителя. Повышенная мощность обеспечивается увеличенным количеством вторичного ВВ. Гильза биметаллическая, первичный заряд – азид свинца, вторичный – гексоген; провода медные с соответствующей изоляцией. Конструкция электродетонатора мгновенного действия показана на рис. 2.2. а)

в) 1

б)

2

3

4

5

6

7

8

9 Рис. 2.2. Электродетонаторы мгновенного действия: 1 – концевые провода; 2 – пластиковая пробочка; 3 – эластичный мостик; 4 – колпачок; 5 – гильза; 6 – жесткий мостик; 7 – инициирующее ВВ; 8 – бризантное ВВ; 9 – предохранительное покрытие

До взрывания отдельных шпуровых зарядов в забое горной выработки или серий зарядов друг за другом в определенной последовательности через весьма малые промежутки времени применяют электродетонаторы коротко24

замедленного действия (ЭДКЗ) или замедленного действия (ЭДЗД). Интервалы между взрывами выбирают такими, чтобы каждый последующий взрыв происходил в то время, когда горная масса находится в напряженном состоянии под действием предыдущего взрыва или при появлении дополнительной открытой поверхности. Электродетонаторы замедленного действия применяют в горных выработках, не опасных по пыли и газу. В шахтах, не опасных по газу и пыли, а также на открытых работах может применяться огневое взрывание при помощи капсюлей-детонаторов КД-8Б, КД-8С, КД-8УТС и огнепроводного шнура типа ОША, ОШЭ или детонирующего шнура ДШВ, ДШЭ-6, ДШЭ-12. 2.2. Расход взрывчатого вещества Общий расход ВВ QВВ, кг, определяют исходя из объема породы, подлежащей разрушению и удельного расхода ВВ: QВВ = Sвч lш q , где Sвч – площадь поперечного сечения выработки вчерне, м2; lш – глубина шпуров, м; q – удельный расход ВВ, кг/м3. Удельный расход ВВ зависит от многих факторов, основными из которых являются физико-механические свойства пород, площадь поперечного сечения выработки и форма обнажения, работоспособность и плотность ВВ, диаметр патрона и др. Удельный расход ВВ при разработке паспорта буровзрывных работ определяют по эмпирическим формулам, наибольшее распространение из которых получили формулы профессора М.М. Покровского и профессора В.А. Федюкина:

q = q1 f1vem ;

q=

(2,2 + 0,5 f )em , S вч

где q1 – коэффициент взрываемости пород, определяемый из выражения q1 = 0,1 f ; f – коэффициент крепости пород по шкале проф. М.М. Протодьяконова; f1 – коэффициент структуры породы; для вязких, упругих и пористых пород – f1 = 2, для мелкотрещиноватых – f1 = 1,4, для сланцевых с меняющейся крепостью и напластованием, перпендикулярным направлению шпура – f1 = 1,3; для массивных хрупких пород f1– f1 =1,1; v – коэффициент зажима, учитывающий глубину комплекта шпуров lшп и размер площади забоя выработки вчерне Sвч, 25

при одной обнаженной поверхности v = 6,5 / S вч , при двух обнаженных поверхностях коэффициент зажима находится в пределах v = 1,2 – 1,5 ; е – коэффициент энергетической способности ВВ, определяемый из отношеР ния е = эт ; Рэт – работоспособность ВВ, принятого за эталон (в настоящее Рвв время – аммонита 6ЖВ), Рвв – работоспособность применяемого ВВ. Для аммонита 6ЖВ е = 1,0; для АП5ЖВ – е = 1,17; детонита М – е = 0,82; скального аммонита № 3 – е=0,8; m – коэффициент, учитывающий диаметр патронов d, при d = 28 мм m=1,1; при d = 36 мм m = 1; при d= 45 мм m = 0,95. Полученные расчетным путем значения удельного расхода ВВ следует рассматривать как ориентировочные, которые необходимо уточнить в каждом случае серией опытных взрывов в конкретных условиях. Удельный расход ВВ уменьшается при увеличении площади поперечного сечения горной выработки, применении взрывчатого вещества с большой работоспособностью в патронах увеличенного диаметра и при повышении плотности заряжания. Очевидно, что расход ВВ увеличивается с повышением крепости пород (табл. 2.3). Удельный расход взрывчатых веществ Коэффициент крепости f 1-2 3-4 5-6 7-8 9-10 11-12 13-15 16-18

Таблица 2.3.

Удельный расход ВВ, q кг/ м3, при площади забоя в проходке, м2 6-8

8,5-11

11,5-13

13,5-16

16,5-21

1,55-1,45 1,70-1,65 1,00-1,90 2,20-2,10 2,50-2,40 2,90-2,80 3,30-3,20 3,70-3,60

1,4-1,3 1,6-1,5 1,8-1,7 2,0-1,9 2,3-2.2 2,7-2,6 3,1-3,0 3,5-3,4

1,25-1,15 1,43-1,35 1,65-1,55 1,85-1,75 2,10-2,00 2,50-2,40 2,90-2,80 3,30-3,20

1,1-1,0 1,3-1,2 1,5-1,4 1,7-1,6 1,9-1,8 2,3-2,2 2,70-2,6 3,1-3,0

0,95-0,85 1,15-1,05 1,35-1,25 1,55-1,45 1,70-1,60 2,10-2,00 2,50-2,40 2,90-2,80

При проведении выработок в шахтах, не опасных по газу и пыли, коэффициент заполнения принимается в зависимости от крепости пород: при f = 3 α = 0,30-0,45; при f = 3-10 α = 0,5-0,6; при f = 10-20 α = 0,6-0,7. В шахтах, опасных по газу и пыли, взрывание без забойки запрещается. Величина забойки в шпурах глубиной от 0,6 до 1,0м должна быть равна половине длины шпура; в шпурах глубиной более 1 м – не менее 0,5 м. Если полученная величина заряда не удовлетворяет требованиям «Единых правил безопасности при взрывных работах» по коэффициенту заряжания, то количество шпуров увеличивается. 26

2.3. Конструкция заряда в шпуре Конструкция заряда определяет способ расположения обычных патронов в шпуре и патрона-боевика ВВ. Обычно применяют колонковую, котловую и рассредоточенную (ярусную) конструкцию зарядов. При колонковой конструкции заряда (рис. 2.3, а) патроны ВВ в шпуре непосредственно примыкают друг к другу. Боевой патрон в шахтах, опасных по газу и пыли, располагается первым от устья шпура. Рассредоточенный (ярусный) заряд (рис. 2.3, б) состоит из двух-трех самостоятельных зарядов, имеющих отдельные боевые патроны и разделенных забойкой. Заряды взрывают последовательно в направлении от устья шпура к его забою при помощи ЭДЗД. Достоинством является уменьшение расхода ВВ, увеличение КИШ и дробимости породы. К недостаткам можно отнести сложность конструкции заряда, высокие требования к качеству детонаторов, значительное повышение опасности заряжания. Котловой заряд (рис. 2.3, в) получается путем сосредоточения заряда в камере (котле), образованной 1-3 кратным взрыванием зарядов массой 200-300 г без забойки. Котловая конструкция заряда применяется в подземных выработках крайне редко при соответствующих условиях. а)

б)

в)

Рис. 2.3. Конструкции зарядов 27

При строительстве горных выработок применяют в основном колонковую (шпуровую) конструкцию заряда, при которой длина заряда значительно превышает его диаметр, а патроны ВВ располагаются один за другим. Чем соприкасание патронов плотнее, тем выше качество заряжания при соблюдении всех остальных правил. В выработках, не опасных по газу и пыли, применяют иногда сплошную – колонковую конструкцию, при которой во время заряжания шпуров на патроне ВВ делают профильный разрез. Такой надрезной патрон помещают в шпур и уплотняют деревянной трамбовкой (забойником). Патрон ВВ раздавливается и ВВ заполняет весь объем шпура. Отсутствие воздушного зазора между патронами ВВ и стенками шпура повышает эффект взрыва. Патрон-боевик (боевой патрон с электродетонатором) располагают первым от устья шпура (прямое инициирование) или первым от забоя шпура (обратное инициирование). При прямом инициировании воздействие взрыва на массив породы и раскрытие трещин происходит в направлении к свободной поверхности. Потери энергии и прорыв продуктов детонации через трещины в рудничную атмосферу снижают коэффициент использования энергии взрыва, порода недостаточно разрушается, остаются «стаканы». При обратном инициировании детонация распространяется от забоя шпура. В этом случае увеличивается время воздействия газов взрыва на контур взрываемой породы, возрастает количество энергии, затраченной на отрыв и разрушение породы. По данным Э.О. Миндели, применение обратного инициирования повышает коэффициент использования шпура на 8-10% и уменьшает разброс породы. В горных выработках, опасных по газу и пыли, обратное инициирование действующими правилами запрещено, так как связано с риском воспламенения газов от раскаленных продуктов взрыва ВВ, выбрасываемых в атмосферу. Эффективность взрыва повышается при применении встречного инициирования, при котором заряд шпура инициирует с устья и забоя шпура, но применение этого способа возможно только в негазовых забоях при соблюдении соответствующих требований Единых правил безопасности. При всех способах инициирования электродетонатор в патронебоевике должен быть расположен так, чтобы кумулятивная выемка в дне электродетонатора была направлена в сторону заряда. Пространство от заряда (последнего патрона) до устья шпура заполняют инертным материалом, в горизонтальных и наклонных выработках, как правило, глиной. Забойка герметизирует шпур на период взрыва, увеличивая время воздействия продуктов взрыва на породу, и способствует наиболее полному использованию энергии взрыва. Длина забойки в шпуре нормирована коэффициентом заполнения шпура Кзш, определяемого из соотношения Кзш = lз / lш , где lз – длина заряда в шпуре, lш – глубина шпура. 28

Значения Кзш могут быть определены по нижеприведенным данным: Диметр патрона ВВ dn, мм Коэффициент заполнения шпура Кзш для пород с коэффициентом крепости f=3–9 f = 10 – 20

25; 28

32; 36

40

0,35-0,7 0,75-0,85

0,3-0,6 0,6-0,85

0,3-0,5 0,5-0,75

Масса заряда врубовых шпуров на 20-25% больше, а оконтуривающих шпуров на 10-15% меньше средней величины заряда. Кроме того, коэффициент заполнения врубовых шпуров принимают на 10-20% больше, чем отбойных и оконтуривающих. 2.4. Диаметр и число шпуров Диаметр шпуров определяется в зависимости от принятого паспортом буровзрывных работ диаметра патронов ВВ. Рост диаметра шпуров приводит к увеличению концентрации энергии взрыва и скорости детонации, что повышает эффективность взрывных работ, уменьшению числа шпуров и расхода ВВ, а также повышению коэффициента использованного шпура. Недостатком увеличения диаметра шпуров является ухудшение оконтуривания горной выработки и снижение темпов бурения. Согласно СНиП диаметр шпура должен быть больше диаметра патрона ВВ на 5-6 мм при электрическом, огневом и электроогневом способах взрывания и расположении патрона-боевика первым от устья шпура и на 7-8 мм при огневом взрывании и расположении патрона-боевика не первым от устья. Опыт шахтного и подземного строительства показывает, что при проведении горных выработок площадью сечения вчерне более 6 м2 следует принимать ВВ в патронах диаметром 36-40 мм, а с площадью вчерне менее 6 м2 – диаметром 32-36 мм. В выработках не опасных по газу и пыли при соответствующих мероприятиях целесообразно применять заряжание шпуров с продольным разрезанием патронов и их тщательной затрамбовкой. Число шпуров в забое зависит от физико-механических свойств пород, размеров поперечного сечения выработки, свойств ВВ, диаметра патронов, конструкции заряда, степени заполнения шпура и других факторов. При колонковом заряде количество шпуров определяется из выражения N=

1,27 qS вч ∆ d 2Kз

,

где N – число шпуров; q – удельный расход ВВ, кг/м3; Sвч – сечение выработки вчерне, м2; ∆ – плотность ВВ, кг/м3; d – диаметр патрона ВВ, мм; Кз – коэффициент заполнения шпура (отношение длины заряда к длине шпура). 29

Число шпуров, также как и их диаметр, оказывают существенное влияние на трудоемкость буровзрывных работ, качество дробления породы, точность оконтуривания поперечного сечения горной выработки, коэффициент использования шпуров и другие показатели БВР. При увеличении числа шпуров по сравнению с оптимальным количеством увеличивается перерасход взрывчатых веществ и средств взрывания, повышаются затраты времени на бурение, заряжание. При недостаточном количестве шпуров ухудшается оконтуривание поперечного сечения выработки, снижаются темпы проходки, в горной массе увеличивается процент негабаритов, который отрицательно влияет на качество и скорость погрузки породы.

2.5. Глубина шпуров Глубина шпуров является одним из основных параметров буровзрывных работ, который в конечном итоге определяет продолжительность проходческого цикла, трудоемкость, скорость проведения выработки. При определении глубины шпуров необходимо учитывать горно-геологические (физико-механические свойства горных пород, угол залегания, обводненность), технические (характеристики средств бурения, погрузки, транспортирования и заряжания, вентиляции, числа и расположения шпуров в забое, свойства и расход ВВ, кусковатость породы, точность оконтуривания проектного сечения выработки и др.) и организационные факторы, которые должны обеспечить оптимальную последовательность выполнения операций проходческого цикла, минимальные затраты времени и труда на проведение 1 м (1 м3) выработки. Основными факторами, определяющими глубину шпуров, являются организация и уровень механизации горнопроходческих работ. По организационным факторам глубину шпура можно определить из выражения lшп

N t1 + t пр + t взр ) n , = N η µ K o S вч η ⋅ H вк + + n1V n2 P l н ⋅ nп Tц − (

где Тц – продолжительность цикла, мин; N – количество шпуров, шт; t1 – время на заряжание одного шпура, t1 = (2,4-3,0) мин; n – количество рабочих; участвующих в заряжании; tпр – продолжительность интенсивного проветривания, tпр = (15-30) мин; tвзр – время взрывания шпуров и приведение забоя в безопасное состояние, мин, tвзр = (12-30) мин; n1 – количество одновременно 30

работающих в забое бурильных машин; V – скорость бурения одной бурильной машиной в единицу общего времени; м/мин; η – коэффициент использования шпуров, КИШ (отношение подвигания забоя за взрыв к средней глубине шпуров lшп), КИШ на практике равен 0,80-0,95; µ – коэффициент излишка сечения, определяемый из выражения

µ = S факт / S вч , здесь Sфакт – фактическое сечение, м2, Sвч – сечение вчерне, м2; n2 – количество погрузочных машин, одновременно работающих в забое; P – производительность погрузочной машины, м3/ч; Ко – коэффициент разрыхления породы, при f = 2-3 Ко = 1,8, при f=4-9 Ко=2, при f=10-14 Ко=2,2; Нвк – норма времени на возведение одной рамы крепи, ч/раму; lн – расстояние между рамами крепи, м; nп – количество проходчиков, участвующих при креплении, чел. Ориентировочную глубину шпуров можно определить исходя из оптимальной скорости υопт, м/смену: lшп = υопт / η . Оптимальная сменная скорость выбирается по табл. 2.4 в зависимости от коэффициента подрывки Кп = Sпор / Sвч , где Sпор – площадь сечения породной части забоя, м2. Таблица 2.4 Оптимальная сменная скорость Кп vопт, м/смену

0,0-0,2 3,0-3,5

0,2-0,8 2,5-3,0

0,8-1,0 2,0-2,5

Приближенно для ориентировочных оценок глубина шпуров может быть определена следующим образом: – при открывающих врубах lшп = 0,5 S вч ; – при дробящих врубах lшп = 0,75 S вч . В забоях выработок с однородными породами средней трешиноватости, где допускаются ВВ не ниже III класса предохранительности в патронах диаметром 36 мм при применении прямых и клиновых врубов, длина шпуров, если она не ограничена другими факторами, должна приниматься не ниже значений, указанных в табл. 2.5.

31

Таблица 2.5 Рациональная глубина шпуров

Тип ВВ

Аммонит АП-5ЖВ Аммонит Т-19 Угленит Э-6

Коэффициент крепости пород 2,5 5 8 12 2,5 5 8 12 2,5 5

Рациональная глубина шпуров, м, в выработках сечением в проходке, м2 7

10

15

20

25

2,3 1,9 1,6 1,4 2,2 1,8 1,5 1,3 2,0 1,6

2,6 2,1 1,08 1,5 2,5 2,0 1,7 1,5 2,2 1,8

2,8 2,3 1,8 1,7 2,7 2,2 1,9 1,6 2,4 2,0

3,0 2,4 2,1 1,8 2,9 2,3 2,0 1,7 2,6 2,1

3,2 2,6 2,2 1,9 3,1 2,5 2,1 1,8 2,8 2,2

Технически обеспечиваемая глубина шпуров для наиболее распространенных в угольной и сланцевой промышленности бурильных установок приведена в табл. 2.6. Таблица 2.6 Технически обеспечиваемая глубина шпуров Наименование бурильной установки СБУ-2, УБШ-308 УБШ-319,УБШ-354

Ход подачи, м 2,75 3,3

Глубина шпуров, м 2,5 3,0

УБШ-253, УБШ-313, УБШ-210-02, УБШ-225

3,0

2,7

1 ПНБ-2Б

2,5

2,2

2 ПНБ-2Б

2,75

2,5

При выборе глубины шпуров необходимо стремиться к максимально возможной ее величине, так как при этом значительно повышаются техникоэкономические показатели строительства выработок, уменьшается время, отнесенное к единице объема готовой продукции (1 м, м3 выработки) на выполнение вспомогательных операций (подготовку к бурению, откатку машин и оборудования на безопасное расстояние перед заряжением шпуров, проветривание после взрывания, приведение призабойной части выработки в безопасное состояние), увеличивается объем взорванной горной массы за цикл, что повышает производительность погрузочных машин; сокращается относительное время на переход от одного процесса к другому (от бурения шпуров к заряжанию и взрыванию, от взрывания зарядов к погрузке взорванной горной массы и т.д.). Глубину шпуров определяют, исходя из заданной технической скорости проходки, количества и производительности горнопроходческого оборудования, или по нормам выработки. 32

Зная заданную скорость проходки, глубину шпура можно рассчитать следующим образом: lш =

v tц nc nчη

,

где v – заданная скорость проходки, м/мес.; tц – продолжительность цикла, ч; пc – число рабочих суток в месяце; nч – число рабочих часов в сутки; η – коэффициент использования шпура. При определении глубины шпуров с учетом трудоемкости горнопроходческого цикла необходимо использовать следующие положения, предложенные Н.М. Покровским. Продолжительность цикла tц складывается из времени выполнения отдельных процессов и операций: разметки шпуров, подготовительных и заключительных работ при бурении шпуров tпзб; непосредственно бурения шпуров tб; заряжания и взрывания зарядов tз'; проветривания tв, подготовительно-заключительных работ при погрузке породы tпзп,. погрузки породы tп; возведения постоянной крепи tк; возведения временной крепи, настилки рельсового пути, монтажа трубопроводов и других вспомогательных работ tвс: tц = tпзб + tб + tз' + tв + tпзп + tп + tк + tвс.

(2.1)

Время выполнения отдельных процессов и операций определяется следующим образом: •

бурение шпуров tб = nш lш/Qб;

•

заряжание и взрывание tз' = nшtзш / (φзш nзш);

•

погрузка породы tп = Sвч µ η lш Кр / Qп;

•

возведение постоянной крепи t к =

lш η ϕ к N тк . Lк nк

Подставив в формулу (2.1) значения tб, tз', tп и tк и обозначив

∑ tво = tпзп + tвс + tпзб , после преобразований получим:  n t  t ц −  ш зш + t в + ∑ t во   ϕ зш nзш  lш = nш S вч µηК р ϕ кηN тк , + + Qб Qп Lк nк

где nш – число шпуров; tзш – время заряжания одного шпура, равное 0,06-0,1 ч; nзш – число проходчиков, занятых на заряжании шпуров, обычно nзш = 3-5 чел.; tв - время проветривания, tв ≤. 0,5 ч; φзш – коэффициент, учитывающий одно33

временность работы нескольких рабочих на заряжании шпуров, φзш = 0,7-0,8; Qб – производительность бурения, м/ч; Sвч – площадь поперечного сечения выработки вчерне, м2; µ – коэффициент излишка сечения; η – коэффициент использования шпура; Qп – производительность погрузки, м3/ч; Кр – коэффициент разрыхления породы; Lк – шаг крепи, Lк = 0,5-1 м; nк – число проходчиков, занятых на возведении крепи; Nтк – норма времени на возведение одной рамы крепи, ч; φк – коэффициент, учитывающий совмещение работ по возведению крепи с бурением шпуров и погрузкой породы, равный 0,6-1; Σtвo – время выполнения подготовительно-заключительных работ при бурении шпуров и при погрузке породы, а также проведения других вспомогательных работ Σtвo = 1-1,5 ч. Если работы по креплению совмещают с другими работами или строительство горной выработки осуществляют без возведения крепи, то tк = 0. При бурении ручными перфораторами глубину шпуров принимают равной 2-2,5 м. При бурении бурильными установками глубина шпуров ограничивается техническими возможностями установки по паспорту и, как правило, соответствует 2,2-3 м. 2.6. Расположение шпуров в забое Правильное расположение шпуров при проведении горизонтальных и наклонных выработок имеет большое значение, так как площадь забоя относительно небольшая, а от точности бурения зависят возможные переборы, что крайне нежелательно. Равномерное дробление породы и ее минимальный разброс положительно влияют на производительность погрузки породопогрузочными машинами. При выборе схемы расположения шпуров в забое следует учитывать напластование пород, трещиноватость и возможность наиболее простого и удобного забуривания. Все шпуры делятся на врубовые, отбойные и оконтуривающие. Схемы бурения шпуров отличаются друг от друга направлением и расположением врубов, которые подразделяются на две группы: • располагаемые в зависимости от направления трещин в породах, пересекаемых выработкой – отрывающие врубы; • располагаемые независимо от направления трещин – дробящие или разрушающие врубы. К первой группе относятся: – вертикальный клиновой вруб, применяемый в породах с вертикальным расположением трещин, образованный двумя-четырьмя взаимно сближающимися у забоя шпурами (рис. 2.4, а). В крепких породах применяются двойные вертикальные клиновые врубы (рис. 2.4, б); – горизонтальный клиновый вруб, применяемый в породах с горизонтальным расположением трещин (рис.2.4, в); 34

– нижний горизонтальный вруб – в слоистых породах с падением трещин на забой (рис. 2.4, г); – верхний горизонтальный вруб – в слоистых породах при падении трещин от забоя (рис.2.4, д); – боковой вруб – при трещиноватых породах и крутом падении (рис. 2.4, е); – веерный вруб, образованный одним-двумя рядами постоянно удлиняющихся шпуров, применяется по угольному забою тонких пластов. Недостатками врубов этой группы являются: – зависимость глубины шпуров от ширины выработки; – сложность размещения шпуров и придание им заданного угла наклона; – трудность забуривания шпуров; – возможность отклонения от заданного направления.

Рис. 2.4. Отрывающие врубы

Врубовые шпуры второй группы располагаются обычно перпендикулярно забою и параллельно друг другу. К дробящим врубам относятся: – щелевой вруб, состоящий из 7-9 шпуров, расположенных по одной, чаще вертикальной, линии через 10-20 см, заряжаемых через один; – призматический вруб, образованный четырьмя-пятью шпурами, располагаемыми в средней части забоя. Для повышения эффективности взрыва применяется незаряжаемый шпур-скважина в центре вруба; 35

– спиральный вруб, состоящий из одного-двух незаряжаемых и четырех-пяти заряжаемых шпуров, которые располагаются по спирали (рис. 2.5,а); – спирально-шагающий вруб, шпуры которого располагаются по спирали с постепенным увеличением глубины (рис.2.5, б); – прямой шагающий вруб с подпрессовкой породы, состоящий из шести шпуров, расположенных по окружности диаметром 0,40-0,55м (рис. 2.5, в). Первые три шпура, расположенные в вершинах равностороннего треугольника, вокруг которого описана окружность, пробуриваются на половину длины подвигания. Вторые три шпура пробуриваются на полную длину подвигания. Между забоями шпуров первого комплекта и зарядом второго комплекта должно быть расстояние 10-20 см. Эта свободная часть шпура подпрессовывается при взрыве первого комплекта, обеспечивая забойку высокой плотности и обусловливая высокий КИШ при взрыве шпуров второго комплекта. б)

а)

в)

Рис. 2.5. Дробящие врубы

36

В шахтах, неопасных по газу и пыли, находит применение комплект шпуров с центральными скважинами большого диаметра в качестве вруба. Диаметр скважин в зависимости от горно-геологических условий колеблется от 100 до 800 мм. В более крепких породах центральные скважины принимают диаметром 100-230 мм. Применение скважин в схеме расположения шпуров в забое позволяет увеличить глубину шпуров до 4 м и способствует повышению коэффициента использования шпуров до 97%. Применение скважин в забое может быть успешным, если их бурить на глубину 4-6 заходок. Важнейшим показателем ведения буровзрывных работ при проведении выработок является коэффициент использования шпуров (КИШ). Коэффициент использования шпуров η есть отношение использованной части глубины шпура к его полной глубине, т.е. l − l0 , η= l где l – полная глубина шпура, м; l0 – неиспользованная часть глубины шпура, м. Повышение КИШ имеет важное значение, так как его увеличение способствует увеличению скорости проведения выработок, более экономичному расходу ВВ, СВ и сокращению времени на бурение. Не менее важным показателем ведения буровзрывных работ является коэффициент излишка сечения. В результате неточного бурения и взрывных работ имеет место разрушение породы за проектным контуром выработки. В качестве критерия оценки качества оконтуривания выработки принят коэффициент излишка сечения µ. В практике шахтного строительства при проведении горизонтальных выработок значение коэффициента перебора сечения при ведении буровзрывных работ составляет более 1,2, при этом СНиП на горнопроходческие работы допускает перебор для пород с f = 8-20 не более 100 мм, для пород с f = 2-8 – не более 70 мм по контуру выработки, что соответствует коэффициенту излишка сечения µ = 1,05 - 1,1. Перебор сечения выработки приводит к перерасходу материалов при креплении выработок, резкому увеличению трудозатрат, снижению скорости проходки и увеличению стоимости 1 м выработки. Для исключения переборов необходимо точно соблюдать паспорт БВР или использовать контурное взрывание. 2.7. Контурное взрывание Контурное взрывание – это технологический прием, сущность которого заключается в установлении таких параметров зарядов и расположения оконтуривающих и предконтурных шпуров, при которых достигаются незначительные переборы пород и минимальное воздействие взрыва на законтурный массив. При контурном взрывании создается сравнительно ровная поверхность кровли и боков выработки. 37

Угол наклона оконтуривающих шпуров α к проектному контуру выработки при ее проходке с временной крепью – 8°, с постоянной крепью в забое – 11°, а угол наклона шпуров предконтурного ряда принимается равным углу наклона шпуров контурного ряда. Остальные шпуры располагаются как при обычном бурении. Расположение оконтуривающих шпуров относительно проектного контура выработки вчерне должно обеспечить после взрыва наименьшие затраты на производство работ по погрузке породы и установке крепи. Фактически при традиционном взрывании площадь поперечного сечения выработки всегда больше проектной, в результате чего увеличивается объем взорванной горной массы, повышаются трудозатраты на ее погрузку и транспортировку. Контурным взрыванием можно достичь относительно ровной (гладкой) поверхности выработки с минимальным нарушением сплошности боковых пород, что в свою очередь повысит их устойчивость. Это достигается уменьшением энергии взрыва в оконтуривающих шпурах и их рациональным расположением. Энергия взрыва уменьшается тремя способами: • применением ВВ с высокой работоспособностью в патронах малого диаметра (21-24 мм), например детонита М; • применением ВВ с малой работоспособностью (до 300 см3) в патронах диаметром 32-36 мм (аммониты, Т-19, угленит Э-6 и др.); • комбинацией первого и второго способов. При контурном взрывании применяются три конструкции заряда: с радиальным, осевым и радиально-осевым зазором. При радиальной конструкции заряда в шпурах диаметром 42-44 мм применяется ВВ в патронах малого диаметра (21-24 мм). При осевой конструкции используется ВВ в патронах диаметром 32-36 мм, а при радиально-осевой применяется ВВ большой работоспособности, но с малым диаметром патрона. Качество оконтуривания повышается, если рядом с патроном-боевиком располагается патрон ВВ диаметром 36 мм. В зарядах с осевыми и радиально-осевым зазором прокладывают детонирующий шнур. При контурном взрывании площадь забоя делится на три зоны: ядро, предконтурную и контурную. Расчет параметров буровзрывных работ производится от контура выработки к ядру. Удельный расход ВВ на 1 м3 породы, взрываемой зарядами оконтуривающих и предконтурных шпуров, определяется по формуле проф. М.М. Протодьяконова: 1  qк = 0,15 f  0,2 f +  ⋅ e ⋅ K , B  где В – длина части периметра (без длины подошвы), по которой располагаются оконтуривающие шпуры, м; 38

К – коэффициент повышения расхода ВВ, для оконтуривающих шпуров К=1, для предконтурных – К=1,2; е = 460/Р – коэффициент работоспособности ВВ, здесь Р – работоспособность применяемого в оконтуривающих шпурах ВВ, см3. Расстояние между оконтуривающими шпурами определяется по формуле aк =

K з ⋅ γ к⋅ ⋅ m , qк

где Кз – коэффициент заполнения оконтуривающих шпуров, Кз = 0,6-0,7; m – коэффициент сближения; qк – удельный расход ВВ в оконтуривающих шпурах, кг/м3; γк – масса 1 м заряда оконтуривающего шпура, кг/м, π ⋅ d n2 Д γк = , 4

здесь dn – диаметр патрона оконтуривающего шпура, м; ∆ – плотность ВВ, кг/м3. Величина линии наименьшего сопротивления (ЛНС) рассчитывается по формуле Wк =

Kз ⋅γ к . qк ⋅ m

Для предварительных расчетов рекомендуется принимать значения ак, Wк по табл. 2.7. Таблица 2.7

Расстояние между оконтуривающими шпурами и величина линии наименьшего сопротивления Коэффициент крепости пород 3 4 5 6 8 10

Для оконтуривающих шпуров при m = 0,8 ак, см Wк, см 75 90 65 85 60 75 55 70 50 60 45 55

Для предконтурных шпуров при m = 0,8 апк, см Wпк, см 90 110 80 100 70 90 65 85 60 75 55 65

Для предконтурного ряда шпуров значения aпк и Wпк определяются так же, как и для контурного ряда (табл. 2.7). Полученные значения ак, Wк, апк и Wпк округляются до ближайшего числа, кратного 5 см. Если ширина предконтурной зоны Впк больше 1,5 Wпк, в ней выделяется второй ряд шпуров, число шпуров в контурном и предконтурном рядах определяется графически или по формулам: B B N пк = пк + 1. N к = к + 1, aпк aк 39

Удельный расход ВВ qя и число шпуров Nя в ядре сечения вычисляются следующим образом: 1,27 ⋅ qя ⋅ S я l Nя = , q я = 3 qпк 3 ; Sя ∆ ⋅ d п2 ⋅ K з где: lз – длина заходки, м; Sя – площадь ядра сечения, м2; dп – диаметр патронов в шпурах ядра сечения, м; Кз – коэффициент заполнения шпуров, Кз = 0,3-0,5. Общее число шпуров равно: Noбщ = Nк + Nя + Nпк. Применение контурного взрывания уменьшает глубину трещин в породном массиве в 4-7 раз, перебор породы – примерно в 3 раза и затраты на крепление 1 м выработок – в 1,5 раза. При составлении паспорта БВР необходимо учитывать некоторые особенности. В схеме расположения шпуров указываются: - расстояние между оконтуривающими шпурами; - расстояние между контурными и предконтурными рядами шпуров; - таблица расстояний между оконтуривающими шпурами для каждой заходки на участке переменного сечения; - исходные данные для ориентирования комплекта шпуров на забое. В качестве исходных данных для ориентирования шпуров на забое, в процессе разметки, в паспорте БВР указываются способы и методы разметки шпуров от пересечения линии направления выработки и репера. Эта точка называется геометрической точкой разметки. Для разметки шпуров при контурном взрывании пользуются шаблонами различных конструкций. Контрольные вопросы 1. На какие классы и группы подразделяются промышленные ВВ? 2. Назовите основные типы предохранительных и непредохранительных ВВ, применяемых на угольных шахтах. 3. Приведите последовательность операций при электрическом взрывании. В чем достоинства и недостатки электрического способа инициирования зарядов? 4. Какие типы ЭД Вы знаете? По каким признакам они классифицируются 5. Что такое удельный расход ВВ? От каких факторов он зависит? 6. Назовите конструкции зарядов в шпуре. Какова область применения каждой из них? 7. Укажите достоинства и недостатки прямого и обратного инициирования зарядов. 8. Как определяется коэффициент заполнения шпура? 9. По каким факторам принимается глубина шпуров? Как соотносятся глубины врубовых, отбойных и оконтуривающих шпуров? 10. Назовите основные типы врубов? Какова их область применения? 11. Какими показателями определяется качество взрывных работ? 12. В чем особенности и преимущества контурного взрывания? В чем отличие методики расчета параметров контурного взрывания от обычного?

40

3. БУРЕНИЕ ШПУРОВ 3.1. Общие сведения Процесс бурения шпуров в проходческом цикле является одним из основных и определяет технический уровень проведения выработок. Бурение по времени и трудоемкости занимает 25-40% общей продолжительности и трудоемкости цикла горнопроходческих работ. Различают вращательное, ударно-поворотное и вращательно-ударное бурение. Наиболее производительным является вращательное бурение. Его работа характеризуется меньшими шумом и вибрацией по сравнению с остальными способами, поэтому меньше сказывается на здоровье человека. По виду энергии буровые машины делятся на электрические, электрогидравлические и пневматические, которые в свою очередь, подразделяются на ручные, колонковые и бурильные установки. Вращательное бурение осуществляется электро- или пневмосверлами. В настоящее время серийно выпускаются отечественной промышленностью ручные электросверла типа СЭР-19М, ЭР14Д-2м, ЭР18Д-2 и электросверла с принудительной подачей ЭРП18Д-2м. Мощность электродвигателей ручных электросверл 1-1,4 кВт, масса 16,5-24,5 кг. Ручные сверла применяются для бурения шпуров по углю и мягким породам с f ≤ 4. В шахтах, опасных по внезапным выбросам угля и газа, а также с суфлярными выделениями для бурения шпуров по углю применяются ручные пневматические сверла СР-3, СР-3М, СИР-13. Масса пневматических сверл равна 15,8-16,5 кг, мощность на шпинделе 3,5 л.с. Колонковые электросверла выпускаются трех типов: СЭК-1, ЭБГ, ЭГБП-1. Мощность двигателя 2-3,4 кВт, масса 115-130 кг, частота вращения шпинделя 102-140 об/мин. Колонковые электросверла применяются для бурения шпуров по породам средней крепости f = 3-6. В качестве установочных приспособлений служат манипуляторы МН-2, МБИ-5, которые закрепляются на корпусе погрузочной машины, а на них устанавливаются колонковые сверла. Ручные и колонковые средства бурения используются только в тех случаях, когда технически затруднено или экономически нецелесообразно использование бурильных установок. Для бурения шпуров в выработках соответствующего сечения по породам с f = 3-18 применяются бурильные установки типа УБШ во вращательном и вращательно-ударном режимах. Бурение шпуров бурильными установками как отечественного, так и зарубежного производства является предпочтительным при проведении выработок, где их применение целесообразно по технико-экономическим условиям. 41

3.2. Бурение шпуров ручными электросверлами, перфораторами и колонковыми машинами Ручные электросверла (рис. 3.1, а) применяют при проходке выработок небольшого сечения в породах крепостью, не превышающих f = 4 по шкале проф. М.М. Протодьяконова, главным образом в условиях, где применение более совершенных средств бурения не возможно или экономически нецелесообразно. Глубина шпуров при бурении ручными электрическими сверлами редко превышает 2,5 м, диаметр шпуров 36-43 мм. При бурении шпуров по антрацитам и породам средней крепости применяют ручные электросверла с принудительной подачей. Для этого в забое устанавливается распорная стойка, к которой с помощью крюка крепится стальной тросик, а с помощью механизма подачи электросверла осуществляется обуривание забоя. Электрические сверла (рис.3.1,б) изготавливают во взрывобезопасном исполнении и применяют в шахтах, опасных по газу и пыли. Пневматические сверла (рис. 3.1, в) применяют для бурения шпуров диаметром 36-43мм, где основным видом энергии является пневматическая.

а)

б)

в)

Рис. 3.1. Ручные горные сверла: а – электрическое; б – электрическое с канатной подачей; в – пневматическое

42

В последние годы находят также применение гидравлические сверла. Отличительной их особенностью является применение безредукторного гидропривода с увеличенным крутящим моментом и повышенной мощностью, что дает возможность уменьшить массу сверла и повысить пределы применения их в более крепких породах. Техническая характеристика ручных горных сверл приведена в табл. 3.1. Таблица 3.1 Характеристики ручных горных сверл Пневматические Гидравлические сверла сверла

Электрические сверла Показатели

ЭР 14Д2М

СЭР ЭР ЭРП СР3-1м СР3Б-1м 19М 18Д2М 18Д2М

Мощность 1.0 1.2 1.4 двигателя, кВт Напряжение сети, В 127 127 127 Частота вращения 860 340-700 640 шпинделя, об/мин Крутящий момент на 250, 108 203 шпинделе, Н·м 120 Диаметр шпуров, мм 36-43 36-43 36-43 Масса, кг 16,5 18.0 18.0 Давление сжатого воз– – – духа или масла, МПа Рекомендуемая максимальная крепость 4 4 4 по шкале М.М. Протодьяконова

"Гном"

1.4

1.9

1.9

7.3

127

–

–

–

300

315

750

700

408

716

716

40,7-101

36-43 24,5

36-43 13.5

36-43 13.0

36-43 8,5

–

0,4

0,4

10

4

4-5

4-5

до 6

Производительность бурения шпуров сверлами различной модификации зависит в основном от количества одновременно применяемых сверл при обуривании забоя. При бурении ручными электросверлами шпуров диаметром 36-43 мм в породах с f = 2 ÷ 5 производительность Qбэ, м/ч, т.е. суммарная длина шпуров, пробуренных за час общего рабочего времени, определяется по формуле

Qбэ = 10⋅ nбм ⋅ Kн ⋅ ϕб / f ; где nбм – число бурильных сверл; Kн – коэффициент надежности, Кн = 0,8-0,9; φб – коэффициент, учитывающий одновременность работы, φб = 0,8-0,9; Главным недостатком бурения сверлами является низкая производительность и тяжелый труд бурильщиков. Бурение шпуров перфораторами. Перфораторы наибольшее применение получили при строительстве стволов и при проведении горизонтальных выработок в породах высокой крепости по шкале проф. М.М. Протодьяконова. Бурильные молотки ударно-вращательного действия в зависимости от ус43

ловий применения подразделяются на три группы: ручные, телескопические и колонковые. По роду применяемой энергии их подразделяют на пневматические, гидравлические, электрические. Для геологоразведочных работ применяют мотоперфораторы с двигателями внутреннего сгорания. В шахтном строительстве наибольшее распространение получили пневматические перфораторы. Ручные перфораторы (рис. 3.2) предназначены для бурения шпуров глубиной до 4 м с пневмоподдержки или с руки в породах с коэффициентом крепости до 20 (табл. 3.2). Для очистки шпуров при бурении в перфораторах предусмотрено устройство для промывки и продувки буровой мелочи. Таблица 3.2 Техническая характеристика переносных перфораторов серии ПП Тип перфоратора Показатели Энергия удара, Дж Частота ударов, с-1 Крутящий момент, Н·м Давление (номинальное) сжатого воздуха, МПа

ПП36 ПП54 ПП54 ПП63 ПП63 ПП63 ПП63 ПП63 ПП63 ССПБВ2 В2 ВБ2 В2 ВБ2 С2 П1 С2Р В2Л 1К 40

55,5

55,5

63,7

63,7

63,7

63,7

63,7

63,7

68

40

40

40

30,8

30,8

30,8

30,8

30,8

30,8

32

20

29,4

29,4

27,5

27,5

27,5

27,5

27,5

27,5

45

0,5

0,5

0,5

0,5

0,5

0,5

0,5

0,5

0,5

0,5

Удельный расход воздуха, 0,029 0,029 0,029 м3/мин Длина перфоратора, мм Диаметр шпуров, мм Глубина бурения, м Масса, кг Размеры хвостовика буровой штанги, мм

700

820

860

0,029 0,029 840

880

0,029 0,029 0,029 730

830

730

0,029 0,025 840

750

32-40 32-40 32-40 40-46 40-46 40-46 40-46 40-46 40-46 32-46 2

4

4

5

5

5

5

5

5

6

24

31,5

31,5

32

32

32

32

32

32

31,5

22×108 25×108 25×108 25×108 25×108

25×100

Примечание. Буквы и их сочетания в марке перфоратора обозначают: В – с осевой промывкой; ВБ – с боковой промывкой; С – для бурения шпуров в обводненных породах при проходке стволов шахт. 44

Рис. 3.2. Пневматический переносной перфоратор ПП63В: 1 – цилиндр; 2 – ствол; 3 – поршеньударник; 4 – буродержатель; 5 – пружинная система гашения вибрации; 6 – кронштейн для присоединения поддерживающих устройств; 7 – виброгасящее устройство; 8 – рукоятка; 9 – механизм поворота бура; 10 – стяжные болты с гайками; 11 – задняя крышка; 12 – промывочное устройство; 13 – кран подачи сжатого воздуха; 14 – обводной канал подачи воздуха для продувки шпура; 15 – клапанное воздухораспределительное устройство; 16 – глушитель шума 45

Телескопические перфораторы (рис. 3.3) предназначены для бурения шпуров глубиной до 15 м при проходке восстающих выработок и при креплении анкерной крепью в породах высокой крепости, где по техническим условиям невозможно применить другие молотки или сверла. Техническая характеристика телескопических перфораторов приведена в табл. 3.3. Таблица 3.3 Техническая характеристика телескопических перфораторов Показатели

Тип перфоратора ПТ-29

ПТ-36

ПТ-45

ПТ-4

ПТ-45ЛП

Число ударов 2500 3000 1650 1750 2600 поршня в мин. Работа удара, кг·м 3,5 6,0 4,5 6,2 5,0 Крутящий 140 210 165 180 200 момент, Н·м Расход воздуха, 3,2 4,2 3,1 3,2 3,5 м2/мин Скорость враще50 50 – 127-135 – ния бура, об/м Диаметр воздуш25 25 25 25 25 ного шланга, мм Диаметр водяного 14 13 13 13 13 шланга, мм Способ удаления Центральная Центральная Центральная Центральная Центральная буровой мелочи промывка промывка промывка промывка промывка Длина 1305 1360 1487 1427 1230 перфоратора, мм Масса, кг Величина подачи телескопа, мм Подъемная сила телескопа, Н

34

38

45

44,5

42

–

–

650

615

950

1400

1850

1400

1650

2200

Производительность бурения перфораторами Qбп, м/ч, определяется по формуле

Qбп = nбм ⋅ Kн ⋅ ϕб ⋅ Кдш ⋅ Кпф /(0,15 + aх ⋅ f ) , где Кдш – коэффициент, учитывающий диаметр шпуров d, при d = 32-36 мм Кдш = 1, при d = 43 мм – 0,7 ÷ 0,72; Кпф – коэффициент, учитывающий тип перфоратора, для ПР-30В и ПР-24 Кпф = 1,1, для остальных перфораторов Кпф = 1; аυ – коэффициент, учитывающий изменение скорости бурения в породах различной крепости, при крепости породах f < 6 аυ = 0,02. 46

Рис. 3.3. Телескопический перфоратор: 1 – камера; 2 – рукоятка пускового крана; 3 – грандбукса; 4 – поворотная букса; 5 – боек; 6 –шламоуловитель; 7 – патрон; 8 – рукав отвода воды и шлама; 9 – трубка подачи сжатого воздуха; 10 – кнопка выпуска сжатого воздуха; 11,12,13 – соответственно поршень, шток и цилиндр телескопического податчика; 14 – упор 47

Гидравлические перфораторы (рис. 3.4) используются в шахтном строительстве не так широко, как пневмо- и электромашины, так как это сравнительно новое оборудование отечественных заводов. Гидравлические перфораторы предназначены для бурения шпуров диаметром 43-65 мм по породам крепостью до f = 20. Перфораторы этого типа предназначены для бурения крепких пород, так как у них более высокие энергетические параметры, чем у пневматических машин и давление рабочей среды в 25-30 раз выше. Перфоратор может работать, как от гидропривода погрузочных машин, комбайнов и других машин, так и от индивидуальных насосных установок. Технические характеристики гидравлических перфораторов серии 200 ГП приведены в табл. 3.4.

Рис. 3.4. Гидравлический перфоратор серии 200ГП Таблица 3.4 Технические характеристики гидроперфораторов серии 200 ГП Показатели

201

Энергия удара 225 максимальная, Дж Частота ударов при мак60 симальной энергии, Гц Пределы регулирования 60…125 частоты ударов, Гц Крутящий момент 250 максимальный, Н·м Частота вращения мак400 симальная, мин-1 Давление жидкости, МПа 16 Масса, кг 134 Габариты, мм: - высота 220 - длина 950 - ширина 295

Модификация гидроперфоратора 202 203 204 205

206

280

340

225

280

340

50

40

60

50

40

50…125 40…125

60…125 50…125

40…125

250

250

350

350

350

400

400

330

330

330

16 135

16 139

16 135

16 136

16 140

220 950 295

220 1100 295

220 950 295

220 950 295

220 1100 295

48

Для повышения производительности ведения работ переносные бурильные перфораторы и сверла размещают на различных установочноподающих приспособлениях (рис. 3.5). а

б 5

6

7 Рис. 3.5. Схемы установки в забое ручных сверл и перфораторов с принудительной подачей: а – канатное подающее устройство для электросверла; б – пневмоподдержка для переносного перфоратора; 1 – распорная стойка (колонка); 2 – трос (стальной канат); 3 – барабан; 4 – электросверло; 5 – перфоратор; 6 – пневмоподдержка; 7 – масленка 49

Пневматические поддержки предназначены для поддержания переносных перфораторов на определенной высоте для бурения шпуров и подачи перфораторов на забой. В шахтном строительстве используют пневмоподдержки типа П1К; П2К; П3К; (П-8; П-11; П-13), характеризующиеся ходом поршня соответственно 800, 1100 и 1300 мм и массой 15, 17 и 18,5 кг. Время на установку и перестановку пневмоподдержки в новое положение в расчете на один шпур составляет 1,8-2 мин. Манипуляторы применяют для установки и поддержания бурильной машины в заданном положении и перестановки ее при бурении шпуров. Для колонковых бурильных машин типа СЭК и ЭБГ выпускаются манипуляторы МН-2 и МБИ-5У. Стрела манипулятора закрепляется на корпусе погрузочной машины, перемещение стрелы в вертикальной плоскости осуществляется при помощи двигателя с электрическим или ручным приводом. Бурильная машина устанавливается на вертлюге, который может переворачиваться на 180°. Шарнир, установленный на стреле манипулятора МН-2, позволяет складывать ее на время погрузки породы, чтобы не мешать работе погрузочной машины. Манипулятор МБИ - 5У не имеет шарнира и его необходимо снимать перед погрузкой породы. На одной погрузочной машине можно устанавливать два манипулятора. При применении вышеуказанных манипуляторов можно обуривать забой шириной 5,3 м с одной установки, высотой – 3,25 м. Усилие подачи 15 кН, длина стрелы манипулятора – 2 - 2,3 м, масса – 370 кг. Манипуляторы всех бурильных установок выполняют следующие операции: подъем и поворот стрелы манипулятора, вращение стрелы манипулятора, подъем и поворот бурильной машины относительно манипулятора. Для вращения стрелы манипулятора используется зубчато-реечный механизм с приводом от двух гидроцилиндров, все остальные операции манипулятора выполняются гидроцилиндрами. Колонковые машины для бурения шпуров. Для бурения шпуров и скважин различают колонковые электросверла и колонковые перфораторы. Колонковые электросверла применяют при бурении шпуров диаметром 36-50 мм в породах с f = 5 ÷ 10. Основные технические данные ЭБГП-1 Диаметр шпуров, мм, не более..........................................50 Глубина бурения шпура, м ............................................... 2,0 Мощность двигателя, кВт ................................................ 3,5 Напряжение сети, В....................................................... 380-660 Частота вращения шпинделя, 1/мин ............................315; 170 Ход подачи шпинделя, мм ................................................900 Скорость подачи шпинделя при бурении, м/мин .........до 1,4 Скорость подачи при обратном ходе.............................до 5,0 Усилие подачи, кН..............................................................15 Габаритные размеры, мм длина × ширина × высота.........................................1700×400×385 Масса, кг.............................................................................130 50

Колонковое электросверло показано на рис. 3.6.

Рис. 3.6. Общий вид колонкового электросверла

Колонковые бурильные машины устанавливаются на распорных колонках типа КЭБ-1, КЭБ-2, КЭБ-3, КЭБ-5, КЭР-2 и др. Колонковые перфораторы предназначены для бурения шпуров и скважин диаметром 40-85 мм и глубиной до 40 м. Техническая характеристика колонковых перфораторов приведена в табл. 3.5. Таблица 3.5 Техническая характеристика колонковых перфораторов Тип перфоратора КЦМ-4 КС-50 1800 1570 250 235 200 105 5,0 4,5 25 25 760 720 39,7 50 850 1000 100 100 1558 1563 35 44 72 80 147 175

Показатели Число ударов поршня в минуту Крутящий момент, Н·м Скорость вращения бура, об/мин Расход сжатого воздуха, м3/мин Диаметр воздушного шланга, мм Длина перфоратора, мм Масса перфоратора, кг Ход пневмоподатчика, мм Осевое сцепление пневмоподатчика, кг Длина податчика, мм Масса податчика, кг Масса колонки, кг Общая масса, кг

Колонковые перфораторы довольно большой массы при бурении используются только совместно с манипуляторами и установочными приспособлениями. Манипуляторы устанавливаются на погрузочных машинах или специальных каретках. Колонковые перфораторы приспособлены для бурения с промывкой, а также имеют устройство для кратковременной интенсивной продувки скважин. 51

Колонковое сверло типа ЭБГП представляет собой электробур с гидравлической подачей. Бурильные машины такого класса позволяют эффективно бурить шпуры в породах крепостью до 7 по шкале проф. М.М. Протодьяконова. Установочные приспособления для колонковых сверл, колонковых и телескопических перфораторов показаны на рис. 3.7. а)

б) 1 5 4 2 3

6 в)

4

Рис. 3.7. Установочные приспособления: а – для колонковых сверл; б – для колонковых перфораторов; в – для телескопных перфораторов; 1 – колонка; 2 – сверло; 3 – автоподатчик; 4 – перфоратор;5 – бур; 6 – масленка; 7 – пневмоподатчик

7

6

52

Чаще, для проведения выработок с применением колонковых электросверл и перфораторов, их устанавливают на погрузочных машинах с помощью навесных манипуляторов (рис. 3.8).

Рис. 3.8. Общий вид манипулятора для колонковых перфораторов, устанавливаемых на погрузочных машинах

Существенным недостатком колонковых машин является значительная затрата времени на монтаж, демонтаж и перестановку колонок. По этой причине чистое время бурения колонковыми машинами составляет 20-35% общего времени бурения шпуров. Бурение колонковыми машинами можно производить при отсутствии бурильных установок или при невозможности по разным причинам применить механизированное бурение. 3.3. Механизированное бурение шпуров с помощью бурильных установок В шахтном строительстве нашли применение бурильные установки вращательного бурения, вращательно-ударного и ударно-поворотного. Установки вращательного бурения применяют при проведении выработок в породах с f < 8, ударно-поворотного действия в породах с f= 10-20, вращательно-ударного действия – до 20 (в зависимости от применяемой бурильной машины). 53

В угольной промышленности наибольшее распространение получили установки типа УБШ. Они имеют высокую степень унификации и отличаются числом бурильных машин, способом бурения, ходовой частью. Так, например, установка УБШ-253 изготавливается в четырех вариантах: УБШ-253 с бурильной головкой вращательного действия для бурения по породам с коэффициентом крепости f = 4-8 и манипулятором с параллельным переносом бурильной машины; УБШ-253-01 с бурильной головкой вращательного действия и манипулятором универсального типа; УБШ-253-02 с универсальной бурильной головкой вращательного и вращательно-ударного действия для бурения по породам f = 8-14 и манипулятором с параллельным переносом бурильной машины; УБШ 253-03 с универсальной бурильной головкой вращательного и вращательно-ударного действия и манипулятором универсального типа. УБШ-313 также выпускается в четырех исполнениях: УБШ-313 с бурильной головкой вращательного действия для бурения шпуров по породам с f = 4-8, с напряжением 380 В; УБШ-313-01 с бурильной головкой вращательного действия, с напряжением 660 В; УБШ-313-02 с универсальной головкой вращательного и вращательноударного действия для бурения по породам f = 6-16, с напряжением 380 В; УБШ 313-03 с универсальной головкой вращательного и вращательноударного действия, с напряжением 660 В. Бурильная установка УБШ-210А предназначена для бурения шпуров при проведении горизонтальных и наклонных (до ±10°) выработок сечением 8-18 м2 в свету в угольных и сланцевых шахтах, в том числе и опасных по газу и пыли. Установка выпускается в двух вариантах: для бурения шпуров по породам крепостью f = 2-4 (обозначается УБШ-210А); для бурения шпуров при проведении выработок по породам крепостью f = 8, (обозначается УБШ-210-02). Бурильная установка УБШ-319 предназначена для бурения шпуров по породам крепостью f = 3-16 при проведении горизонтальных и наклонных (до ±10°) выработок сечением 10-22 м2 в свету в угольных шахтах, в том числе опасных по газу и пыли. Установка смонтирована на гусеничном ходу, оборудована двумя бурильными машинами с электрогидравлической энергией. Бурильная установка УБШ-354 вращательно-ударного действия с двумя бурильными гидравлическими головками и гусеничной ходовой частью. Предназначена для бурения шпуров при проведении горизонтальных и наклонных (до ±12°) горных выработок сечением 12-20 м2 в свету, проводимым по породами крепостью до f = 20 и по смешанному забою. Бурильная установка УБШ-308 предназначена для бурения шпуров в горизонтальных и наклонных (до ±10°) выработках сечением 7-18 м2 в свету по породам крепостью f = 5-16. Может применяться в угольных шахтах, в том числе опасных по газу и пыли. Установка смонтирована на гусеничном ходу, оборудована двумя бурильными машинами с пневматической энергией. 54

Технические характеристики бурильных установок типа УБШ с первичным электроприводом приведены в табл. 3.6. Таблица 3.6 Характеристики бурильных установок с электрическим двигателем Показатели

УБШ-252

Тип бурильного молотка вращ. (головки) Количество бу1 ровых машин Диаметр ко42 ронки, мм

УБШ-313А

УБШ210А

УБШ210А-02

УБШ-353

вращвращ. вращ. вращ. уд.

УБШ-352

вращ -уд.

вращ.

вращ вращ. -уд.

вращ -уд.

1

2

2

1

1

2

2

2

2

42

42

42

42

42

42

42

42

42

Мощность, кВт

II

II

II

II

II

II

II

II

II

II

Частота вращения шпинделя, мин-1

151

144

151

144

1500

320

151

144

151

144

49

–

49

–

–

–

49

–

49

Энергия – удара, Дж Частота уда– ров в минуту Ход подачи, мм 3000 Скорость 0,15 подачи, м/с Усилие 18 подачи, кН

2500

–

2500

–

–

–

2500

–

2500

3000

2400

2400

2400

2400

3000

3000

3000

3000

0,15

0,15

0,15

0,15

0,15

0,15

0,15

0,15

0,15

18

18

18

0,8

14,7

18

18

18

18

Ход установки колес.

колес. гусен.

гусен. гусен. гусен. гусен. гусен. колес. колес.

18,5

18,5

18,5

33,5

33,5

48

48

37

37

5,4

12

12

6,0

6,0

12

12

9,8

9,8

Суммарная 18,5 мощность, кВт Масса, т

5,4

Технические характеристики бурильных установок типа УБШ с первичным пневматическим двигателем приведены в табл. 3.7. Таблица 3.7 Характеристики бурильных установок типа УБШ с первичным пневматическим двигателем Показатели Количество бурмашин Диаметр коронки Тип привода Ход бурильной установки

УБШ-214 1 42 пневмат. колесный

УБШ-214У 1 42 пневмат. колесный

УБШ-308 2 42 пневмат. гусеничный

УБШ-308У 2 42 пневмат. гусеничный

В табл. 3.8. приведена сокращенная номенклатура бурильных установок типа УБШ, применяемых в шахтном строительстве России. 55

Таблица 3.8 Номенклатура бурильных установок Тип бурильной установки 210А 214 214У 215 252 253 255 Буран-1 256 260 308 308у 313А 319 352

Тип бурголовки (молотка) вращательный вращательный и вращательно-ударный -//вращательноударный вращательный и вращательно-ударный -//вращательноударный

Число бурмашин 1

-//вращательный и вращательно-ударный вращательноударный -//вращательный и вращательно-ударный вращательноударный вращательный и вращательно-ударный

Ход Вид энергии установки бурголовки (молотка) гусеничный электрический

1

рельсовый

пневматический

1

рельсовый

пневматический

1

рельсовый

пневматический

1

рельсовый

электрический

1

рельсовый

1

гусеничный

1

гусеничный

электрический электрический/ гидравлический электрический/ гидравлический

1

рельсовый

электрический

2

гусеничный

пневматический

2

гусеничный

пневматический

2

гусеничный

электрический

2

гусеничный

2

рельсовый

353

-//-

2

гусеничный

354 Буран-2

вращательноударный

2

гусеничный

электрический/ гидравлический электрический/ гидравлический электрический/ гидравлический электрический/ гидравлический

В выработках, оборудованных конвейерным транспортом, а также в однопутевых целесообразно применение буропогрузочных машин 1 ПНБ-2Б, 2 ПНБ-2Б, МПНБ. Буропогрузочная машина 1 ПНБ-2Б с навесным бурильным оборудованием вращательного действия предназначена для механизации процессов бурения шпуров по породам крепостью до f = 8 и погрузки горной массы при проведении горизонтальных и наклонных (до ±10°) горных выработок в шахтах, опасных по газу и пыли. Машина на гусеничном ходу, оборудована одной бурильной машиной. Машина буропогрузочная 2 ПНБ-2Б (рис.3.9) предназначена для бурения шпуров и погрузки горной массы при проведении горизонтальных и на56

Рис. 3.9 Буропогрузочная машина 2 ПНБ-2Б

клонных (до ±10°) горных выработок в шахтах, опасных по газу и пыли. Комплектуется двумя сменными бурильными машинами: – электрической – для бурения пород крепостью f < 8; – пневматической– f = 8-12. Высота обуривания забоя – 4 м, ширина из одного положения – 3,8 м, ход подачи бурильной головки – 2,5 м. Машина буропогрузочная МПНБ предназначена для бурения по забою и под анкерную крепь и погрузки горной массы при проведении горизонтальных и наклонных (до ±10°) горных выработок сечением 8-12 м2 в свету по породам крепостью до f = 8 в шахтах, опасных по газу и пыли. Машина МПНВ на гусеничном ходу оборудована одной бурильной головкой, высота бурения до 4,2 м, ширина – 4,2 м. Инструмент для бурения состоит из штанг, резцов (рис. 3.10) и коронок (рис. 3.11). Штанги предназначены для работы со съемными коронками и резцами и служат для передачи усилий от машины к породоразрушающему инструменту. Штанги изготавливаются витыми, шестигранными и круглыми. Штанга буровая витая ромбического профиля предназначена для передачи резцу, закрепленному на ней, осевого усилия и крутящего момента от шпинделя буровой машины, а также для удаления из шпура буровой мелочи. Штанги изготавливаются из стали У7, У7А и 40. Размер профиля по диагоналям от 36×18×3,5 до 43×20×3,5 мм. Шаг витка принимают от 60 до 160 мм. Наилучшее удаление штыба происходит при шаге 70-80 мм. При ударноповоротном бурении применяется шестигранная штанга диаметром вписанной в шестигранник окружности 22 и 25 мм с центральным отверстием диаметром 6 мм. При вращательно-ударном бурении используются круглые пустотелые штанги диаметром 32 мм. При вращательном бурении по углю и мягким породам применяются угольно-породные резцы РУ-13М; по породам крепостью до f = 8 – РП-7, БИ (с промывкой), КВ-43/45; по породам с f до 15 – РБ 42-2 с промывкой, по весьма крепким породам – РП-42, РПХ. При ударно-поворотном бурении в однородных породах применяются однодолотчатые коронки типа КДП диаметром 32-52 мм, или долотчатые штыревые КДШ-40 и 43 мм; в абразивных и трещиноватых породах – коронки крестовые пластинчатые ККП или штыревые ККШ диаметром 42-60 мм и трехперые штыревые типа КТШ диаметром 36-52 мм. При вращательно-ударном бурении применяются съемные коронки типа БУ и КУВШ диаметром 52 мм, КД-40/43 для вязких монолитных пород с f до 18. Коронки КШК, КШР-43/45 предназначены для бурения шпуров бурильными установками, оснащенными бурильными гидравлическими головками, в монолитных и трещиноватых породах крепостью f = 12-20 с невысокой абразивностью. Все резцы и коронки армированы пластинками или штырями твердого сплава марок ВК 6 В, ВК 8 В и ВК 15. 58

Рис. 3.10. Резцы, применяемые для бурения шпуров в горизонтальных и наклонных выработках

Производительность бурения установками Qбу, м/ч, т.е. число шпурометров, пробуренных одной установкой за час общего времени бурения, зависит от крепости пород и типа оборудования и определяется по формуле

Qбу = 60 nбмϕ б К нυмб /(1 + υмб Σt ), где пбм – число бурильных машин на установке (nбм равно 1 или 2); Kн – коэффициент надежности буровой установки, Kн = 0,8-0,9; φб – коэффициент одновременности в работе машин, φб = 0,9-1; Σt – продолжительность вспомогательных работ (забуривания, обратного хода, перехода к бурению следующего шпура и т.п.), отнесенная к 1 м шпура, равная 1-1,4 мин/м; vмб – механическая (машинная) скорость бурения, м/мин, которую в каждом конкретном случае определяют опытным бурением серии шпуров. Приведем соотношение пооперационного распределения времени, отнесенное к 1 м шпура. При вращательном бурении доля времени непосредственного бурения составляет 18-48%, вспомогательных работ – 82-52%, при вращательно-ударном бурении – соответственно 31-57 и 69-43%. Это свидетельствует о значительных резервах в повышении производительности бурения за счет сокращения времени вспомогательных работ. 59

а)

б)

в)

Рис. 3.11. Буровые коронки: а – КДП; б – КДШ; в – КТШ

Продолжительность механизированного бурения шпуров определяется по формуле

tб = nшlш / Qб + tпзб , где nш – общее число шпуров; lш – средняя глубина шпуров, м; Qб – производительность бурения, м/ч; tпзб – время подготовительно-заключительных работ, включая разметку шпуров, равное 0,5-0,7 ч. 60

Бурильные установки позволяют полностью механизировать и частично автоматизировать работы по бурению шпуров с высокой скоростью. Объем механизированного бурения шпуров в последние годы составляет в угольной промышленности 53%, в горнорудной, характеризующейся наличием более крепких пород – 40% общего объема бурения шпуров. Применение механизированного бурения позволяет увеличить скорость проходки на 20-25%, производительность труда – на 20-23% и снизить трудоемкость работ в 2-3 раза. 3.4. Безопасность жизнедеятельности при ведении буровзрывных работ К руководству взрывными работами допускаются лица, окончившие высшие и средние горные учебные заведения, в программе которых имелся курс по взрывным работам, и сдавшие экзамен квалификационной комиссии на получение единой книжки взрывника. Взрывные работы в забое должны проводиться на основе Единых правил безопасности при взрывных работах и в полном соответствии с паспортом БВР, утвержденном в установленном порядке. Перед бурением выработка должна быть закреплена. Отставание постоянной крепи от забоя определяется паспортом крепления. При неустойчивой кровле это отставание, как правило, не должно превышать величины шага крепи, а пространство между забоем и постоянной крепью должно закрепляться временной крепью. Последние три-четыре крепежные рамы должны быть расклинены, подбучены и соединены стяжками. Перед началом бурения необходимо произвести оборку кровли и бортов выработки в призабойном пространстве. При забуривании штангу нужно поддерживать специальным приспособлением, не допускать присутствия людей в зоне манипуляторов, применять рациональные режимы бурения. Для пылеподавления необходимо применять промывку шпуров или отсос пыли из них, индивидуальные средства защиты от пыли (респираторы) и др. Мастер-взрывник перед заряжанием проверяет соответствие фактического расположения, глубины и количества шпуров паспортным и дает первый предупредительный сигнал, по которому рабочие, не имеющие единой книжки взрывника и не участвующие в заряжании, удаляются в безопасное место. Затем выставляются посты, которые запрещают приближаться к забою. В заряжании шпуров для сокращения времени заряжания, кроме взрывника, могут участвовать проходчики, имеющие право на ведение взрывных работ. Патроны-боевики изготовляют непосредственно в забое. При заряжании шпуров допускается применять забойники, изготовленные из дерева или других материалов, не дающих искры при трении и ударах. 61

Патроны при заряжании вводят в шпур по одному, прижимая один к другому для обеспечения лучшей детонации. Патрон-боевик вводят в шпур без нажима. Свободная часть шпура для обеспечения эффективности взрыва должна быть заполнена забоечным материалом. В качестве забоечного материала чаще всего используется пластичная глина. В шахтах, опасных по газу и пыли, перед взрыванием в выработке на протяжении 20 м от забоя должны производиться осланцевание или гидросмыв пыли. Для повышения эффективности нейтрализации продуктов взрыва (газов, пыли) на расстоянии 10-12 м устанавливается гидрозавеса, которая включается непосредственно перед взрывом, а на расстоянии 2,5 м от забоя подвешиваются полиэтиленовые мешки с водой емкостью 25 л (если емкость больше, их укладывают на подошву выработки). В мешках размещают специальный заряд ВВ массой 100-200 г, который взрывается с первой серией. После взрыва магистральные провода отсоединяются от взрывного устройства, замыкаются между собой. Для проверки результатов взрыва и его качества мастер-взрывник и лицо технического надзора не ранее чем через 15 мин после взрыва последней серии осматривают забой. При отсутствии отказов дается сигнал отбоя, и проходчики приступают к приведению выработки в безопасное состояние. Места расположения постов, правила поведения персонала во время подготовки и проведения взрывных работ, а также другие меры безопасности указываются согласно ЕПБ в паспорте БВР. Контрольные вопросы 1. Приведите общие сведения о ручных электросверлах, пневматических и гидравлических сверлах. Какова область их применения при проведении выработок? 2. Назовите марки ручных перфораторов и укажите условия их применения. 3. В чем конструктивная особенность телескопических перфораторов. Какова их область применения? 4. Приведите технические данные и укажите область применения гидравлических перфораторов. 5. Какие виды механизмов и приспособлений применяют при бурении различными видами сверл, перфораторов и бурильных машин? 6. Каковы основные технические данные и условия применения колонковых бурильных машин? 7. Какие бурильные установки Вы знаете? Укажите условия их применения и основные технические характеристики. 8. Какие марки буропогрузочных машин применяют в шахтном строительстве? 9. Какие резцы, коронки и штанги применяются при вращательном, вращательноударном и ударно-поворотном бурении? 10. Приведите основные меры безопасности при бурении и заряжании шпуров.

62

4. ПРОВЕТРИВАНИЕ ТУПИКОВЫХ ВЫРАБОТОК 4.1. Способы и схемы проветривания Основной задачей вентиляции тупиковых выработок является подача в забой достаточного количества воздуха, обеспечивающего скорость его движения, достаточную для эффективного проветривания как призабойной части, так и всей выработки в целом. Скорость движения воздуха устанавливается Правилами безопасности, исходя из необходимости исключения местных и слоевых скоплений метана, удаления из проводимой выработки в кратчайшее расчетное время ядовитых продуктов взрыва и создания нормальных температурных условий в выработке. Вентиляция наклонных выработок при их проведении – один из важнейших процессов технологии строительства выработки. Вместе с тем, время проветривания призабойного пространства после взрывных работ, когда все другие производственные процессы в выработке прекращаются, является составной частью продолжительности цикла. Поэтому эффективная вентиляция является одним из факторов, обеспечивающих скоростное проведение горных выработок. При строительстве и реконструкции шахт часто возникает необходимость проветривания тупиковых горизонтальных и наклонных выработок большой протяженности, которая составляет для бремсбергов и уклонов – до 1,5 км, для коренных штреков, наклонных шахтных стволов – до 2 км и более. Эффективное проветривание таких выработок представляет определенную техническую сложность, т.к. возникает необходимость применять специальные устройства и средства. Без применения средств вентиляции могут проводиться выработки длиной не более 10 м и только в негазовых шахтах. Наиболее часто при строительстве тупиковых выработок их вентиляцию осуществляют с использованием вентиляторов местного проветривания (ВМП). Применяют три способа вентиляции: нагнетательный, всасывающий и комбинированный. Нагнетательный способ проветривания (рис. 4.1, а) имеет наибольшее распространение, а на газовых шахтах он является обязательным и единственным. Его достоинство состоит в том, что призабойное пространство проветривается струей свежего воздуха, выходящего из трубопровода с большой скоростью. Эффективность этой струи сохраняется при расстоянии от конца трубопровода до забоя, равном

lт ≤ 4 S , где S – площадь поперечного сечения выработки в свету, м2. По Правилам безопасности на газовых угольных шахтах отставание трубопровода от забоя не должно превышать 8 м, а в негазовых –12 м. 63

Другим достоинством нагнетательного способа проветривания является то, что утечки воздуха через неплотности трубопровода разжижают вредные газы в исходящем по выработке потоке воздуха. При этом способе проветривания вентиляционный трубопровод на всем протяжении находится под повышенным давлением, которое распирает трубы изнутри. Это позволяет использовать легкие, гибкие трубы из герметичной ткани. Повышенное давление воздуха распрямляет и выравнивает их, уплотняя стыки и уменьшая аэродинамическое сопротивление. При нагнетательном способе проветривания ВМП устанавливается в выработке со свежей струей на расстоянии не менее 10 м от устья тупиковой выработки с тем, чтобы он не захватывал воздух из исходящей струи и не работал на рециркуляцию, а подача ВМП не должна превышать 70% количества воздуха, подаваемого к месту установки за счет проходящей сквозной струи. К недостаткам нагнетательного способа проветривания следует отнести то, что при ведении взрывных работ ядовитые газы движутся по выработке и люди могут войти в выработку только тогда, когда содержание ядовитых газов в ней снизится до безопасных пределов. Однако при расчете проветривания учитывают то, что по мере движения газового облака от забоя выработки происходит непрерывное уменьшение концентрации ядовитых газов за счет разбавления свежим воздухом и диффузионных процессов. В результате этого на некотором расстоянии от забоя, называемом критической длиной выработки, концентрация ядовитых газов становится допустимой, поэтому при длине тупиковой выработки, большей критической, расчет проветривания ведут только на критическую длину. Всасывающий способ проветривания (рис. 4.1, б) применяется в основном на шахтах, не опасных по газу. На газовых шахтах этот способ может применяться при использовании ВМП, допущенных для отсоса метановедущих смесей, а также эжекторов. Основным достоинством этого способа является то, что свежий воздух отсасывается из призабойного пространства по трубопроводу, а свежий поступает к забою по выработке, поэтому она не загазовывается. Количество воздуха, необходимого для проветривания выработки, в этом случае меньше, люди могут находиться в выработке, но за пределами зоны отброса газов, которая имеет большие размеры. Однако существенный недостаток этого способа проветривания – небольшая эффективность проветривания призабойной части и необходимость располагать конец вентиляционного трубопровода на весьма малом расстоянии от забоя, не превышающем

lт = 0,5 S .

64

а)

б)

в)

г)

Рис. 4.1. Способы проветривания тупиковых выработок: а – нагнетательный; б – всасывающий; в – комбинированный; г – с использованием параллельной выработки; 1 – ВМП; 2 – вентиляционный трубопровод; 3 – вентиляционная перемычка 65

Так как при всасывающем способе проветривания трубопровод должен быть жестким, а конец его находится в зоне разлета кусков породы, трудно избежать повреждения труб. Использование гибкого трубопровода возможно только при установке ВМП в призабойной части, но и в этом случае с целью сохранности вентилятора к нему со стороны всасывания крепится металлическая труба. При комбинированном способе проветривания (рис. 1.4, в) дополнительно к ВМП, работающему на всасывание, вблизи забоя устанавливается второй вентилятор (вспомогательный) с коротким нагнетательным трубопроводом, который эффективно проветривает призабойную зону. Подача нагнетательного вентилятора должна быть на 20-30% меньше расхода воздуха в месте его установки за счет всасывающего вентилятора. Этот способ проветривания сочетает достоинства первых двух способов. Применение его, как и всасывающего способа, целесообразно в условиях большой запыленности при комбайновом проведении выработок и силикозоопасных породах. Проветривание тупиковых выработок большой длины обычно осуществляется нагнетательным способом с использованием одного или нескольких установленных параллельно вентиляторов, работающих на трубопровод большого диаметра или на два параллельных трубопровода, либо каскадной установкой нескольких вентиляторов в начале трубопровода. На шахтах, опасных по газу и пыли, применяется также рассредоточенная по длине трубопровода установка вентиляторов. При этом расстояния между вентиляторами применяются такими, чтобы каждый вентилятор располагался в зоне повышенного давления, т. е. работал с подпором от предыдущего вентилятора. Протяженные наклонные выработки, в особенности по угольным пластам, зачастую проводятся неодиночными. В этом случае проводимые параллельно выработки соединяются между собой через определенные расстояния вентиляционными сбойками. Одна из выработок используется для подачи свежей струи за счет общешахтной депрессии, другая – для выдачи исходящей (рис 4.1, г). Проветривание тупиков (за последней сбойкой) осуществляется с помощью вентиляционных труб и ВМП, установленных в выработке со свежей струей на расстоянии не менее 10 м до сбойки. По мере проведения новых сбоек старые должны изолироваться воздухонепроницаемыми перемычками. Количество сбоек необходимо принимать минимально возможным, т. к. они будут отрицательно влиять на вентиляцию при эксплуатации выработок. Проветривание печей, скатов и других восстающих выработок, проводимых на крутопадающих пластах, допускается осуществлять за счет общешахтной депрессии через предварительно пробуренные скважины диаметром не менее 0,5 м. 66

4.2. Вентиляционное оборудование Вентиляционные трубопроводы. Для проветривания тупиковых выработок принимаются жесткие и гибкие вентиляционные трубы. Жесткие трубы изготавливаются из стали или пластмасс. Они прочны, выдерживают большие давления, могут служить длительное время, применяются при любом способе проветривания, но имеют существенные недостатки. Жесткие трубы тяжелы – масса 1 м изменяется в пределах 24-70 кг, что затрудняет их монтаж и транспортировку. Звенья этих труб имеют небольшую длину – 2,5-4,0 м и трубопровод имеет большое число стыков, которые надо тщательно уплотнять специальными прокладками. Жесткие трубы в основном применяются при строительстве вертикальных стволов. Для проветривания горизонтальных и наклонных выработок по нагнетательному способу наиболее часто применяют гибкие трубы, изготовленные из специальных воздухонепроницаемых тканей на хлопчатобумажной или лавсановой основе с резиновым или полихлорвиниловым покрытием. Они более легкие – масса 1 м трубы составляет 1,3-3,4 кг, но имеют меньший, чем металлические трубы срок службы – 14 и 28 месяцев – соответственно в обводненных и сухих выработках. Гибкие трубы выдерживают давление до 1000 даПа. Диаметр труб 0,4; 0,5; 0,6; 0,8; 1 м. Длина основного рабочего звена 20 и 10 м – соответственно для труб диаметром до 0,8 м и более 0,8 м. Для наращивания трубопровода выпускаются разменные звенья длиной 5 и 10 м. По специальному заказу могут поставляться звенья длиной 40 м и более, что позволяет уменьшить количество стыков и соответственно утечки воздуха из трубопровода. Соединяются звенья труб между собой с помощью металлических колец, закрепленных на концах звеньев и хомутов. С целью уменьшения шероховатости и воздухопроницаемости трубопроводов в них помещают тонкие полиэтиленовые рукава длиной до 100 м. При этом сопротивление трубопровода и утечки воздуха уменьшаются в несколько раз. Полиэтиленовые рукава рекомендуется применять при длине трубопровода больше 400 м и диаметре 0,6 м и более. Эксплуатация гибких трубопроводов при малых давлениях воздуха (<100 даПа) неэффективна, т.к. стенки труб провисают, на них образуются складки, что увеличивает аэродинамическое сопротивление трубопровода и утечки воздуха. Вентиляторы местного проветривания. Для проветривания тупиковых выработок используются вентиляторы с электрическим и пневматическим приводами. Наибольшее применение нашли осевые электрические вентиляторы серии ВМ: ВМ-4, ВМ-5М, ВМ-6М, ВМ-8М, ВМ-12М (цифра означает диаметр входного и выходного патрубков в дециметрах). Все эти вентиляторы, кроме ВМ-4, имеют направляющий аппарат с резиновыми лопатками, которые можно поворачивать на угол от +45º до –50º, изменяя подачу вентилятора с сохранением высокого КПД. Для проветривания выработок 67

большой длины в период проходки используются и центробежные вентиляторы, имеющие большую подачу (до 20 м3/c) и развивающие высокое давление (до 600-900 даПа), например, вентиляторы ВМЦ-6, ВМЦ-8 и др. Особенно перспективен прямоточный центробежный вентилятор ВМЦГ-7, который удобно монтируется в выработке без специальных ниш. Все указанные вентиляторы имеют взрывобезопасное исполнение электродвигателей и могут применяться в шахтах, опасных по газу и пыли. Вентиляторы с пневматическим приводом ВМП-ЗМ, ВМП-4, ВМП-5М, ВМП-6М рекомендуются только для газовых шахт, опасных по внезапным выбросам угля и газа и суфлярным выделениям, т.к. они не экономичны. Аэродинамические характеристики наиболее распространенных вентиляторов местного проветривания приведены в прил. 1. В последнее время для проветривания протяженных выработок находят распространение воздуходувки, развивающие большое давление и работающие с металлическими трубопроводами относительно небольших диаметров (до 200 мм). 4.3. Проектирование вентиляции тупиковых выработок 4.3.1. Порядок проектирования Проект проветривания выработки при ее проведении включает выбор способа проветривания, расчет необходимого количества воздуха, выбор и определение режимов работы вентилятора. Порядок проектирования и соответствующие нормативные требования приведены в "Руководстве по проектированию вентиляции угольных шахт". В соответствии с рекомендациями Руководства... основным способом проветривания тупиковых выработок является нагнетательный. Для выбора средств проветривания тупиковых выработок должны быть определены расходы воздуха по выделению метана или углекислого газа; по числу людей, работающих в выработке, средней минимальной скорости воздуха в выработке и минимальной скорости воздуха в призабойном пространстве с учетом температуры; по газам, образующимся при взрывных работах в забое выработки. Выбор средств проветривания выработки производится по наибольшему из этих расходов. Для выработок протяженностью до 300 м расчет выполняется сразу на максимальную длину. Для выработок большей протяженности расчеты должны выполняться на отдельные периоды для промежуточных значений длин, кратных 300 м, т.е. для участков 300, 600, 900 м и т.д., включая максимальную длину. При проведении выработок по пластам средней мощности и мощным может быть уменьшен шаг приращения расчетной длины до 100 м.

68

Для определения параметров вентиляционной установки и режимов ее работы при различной длине выработки необходимо выполнить большой объем вычислений с анализом получаемых результатов. Очевидно, что наиболее целесообразно это делать с применением ПЭВМ, которые доступны работникам службы ВТБ и могут быть использованы ими непосредственно на шахтах для оперативного решения задач проектирования и управления проветриванием проводимых выработок. С этой целью в Шахтинском институте ЮРГТУ разработан алгоритм расчета проветривания тупиковых выработок при их проведении – "Воздух-П", который реализован в программе на языке программирования Бейсик. Алгоритм предусматривает проектирование вентиляции протяженных горизонтальных и наклонных тупиковых выработок в условиях различных угольных бассейнов страны для нагнетательного способа проветривания выработок с применением гибких вентиляционных трубопроводов, рекомендуемых «Руководством...». Выполнение программы начинается с ввода исходных данных, характеризующих тип проектируемой выработки, ее размеры и способ проведения, наличие и величину газовыделения, расход ВВ, тип и основные размеры предварительно принятого вентиляционного трубопровода и др. В основную программу входят вычислительные блоки определения основных параметров проветривания: расхода воздуха в забое Qз.п по различным факторам; коэффициентов утечек воздуха и аэродинамического сопротивления трубопроводов; расчетных значений подачи вентилятора Qв и напора Нв и др. Алгоритм предусматривает корректировку принятых параметров трубопровода, если расчетный напор Нв выходит за пределы допустимых значений. После того, как будет найдено удовлетворительное решение и определены параметры трубопровода и вентиляторов для полной длины тупиковой выработки, производятся повторные расчеты для отдельных периодов проветривания с изменением расчетной длины участками по 300 м. Детальное описание последовательности расчета приведено в «Руководстве....». Рассмотрим реализацию методики расчета параметров вентиляции тупиковых выработок на ПЭВМ в прикладной компьютерной программе "Воздух-П" 4.3.2. Прогнозирование газовыделения в выработке Прогноз метанообильности выработки. Для шахт, опасных по газу, прогноз проводится по отдельной подпрограмме "Метан-П" в соответствии с методикой «Руководства…» или по результатам фактических замеров в выработке-аналоге или в проектируемой выработке, после проведения ее более чем на 75 м. 69

Абсолютная метанообильность выработки Iп, м3/мин, определяется по формуле I п = I пов + I о.у.п ,

(4.1)

где Iпов – метановыделение с неподвижных обнаженных поверхностей пласта, м3/мин; Iо.у.п – метановыделение из отбитого угля, м3/мин. Значение Iо.у.п вводится в ЭВМ в числе исходных данных, после вычисления по рекомендациям Руководства... на основании результатов фактических замеров. Значение Iпов зависит от продолжительности проведения проектируемого участка выработки, т.е. от его длины и скорости проведения. Вместе с тем, длина расчетного участка для различных периодов проветривания различна, поэтому на основе рекомендаций Руководства... разработана следующая методика расчета Iпов. Значение Iпов можно представить в виде Iпов = Iпов.уд l ni ⋅ Vni , где Inов.уд – удельное метановыделение в выработке, не зависящее от ее длины и скорости проведения, а следовательно, и от продолжительности проведения; lni – длина расчетного участка проектируемой выработки, м; Vni – скорость проведения выработки, м/сут. Величину Inов.уд можно определить по результатам фактических замеров, используя формулу I пов.уд =

I пов.ф lпф ⋅ Vпф

,

где lпф – длина контрольного участка выработки, м; Vпф – скорость его проведения, м/сут. Значения Iпов.уд, Iпов.ф, lпф и Vпф вводятся в ЭВМ как исходные данные до начала вычислений по программе. Метановыделение в призабойное пространство при выемке угля механическими средствами также определяется по формуле (4.1), но при этом значение lпф при нагнетательном проветривании принимается равным 20 м. При взрывном способе отбойки угля учитывается максимальное метановыделение после взрывания по углю Iз.п.max, значение которого вычисляется по рекомендациям Руководства... на основе фактических замеров и вводится в числе исходных данных. Прогноз углекислотности выработки. Прогнозный расчет выполняется программно для шахт с повышенным выделением углекислого газа по результатам фактических замеров в выработках в соответствии с рекомендациями «Руководства...».

70

Ожидаемое выделение углекислого газа в тупиковой выработке для шахт Донецкого и других бассейнов, за исключением Подмосковного и Приднепровского, определяется по формуле I пуг

l  = I п.уг.ф. п*   lп 

0, 75

,

где Iп.уг – среднее арифметическое выделение углекислого газа в действующую тупиковую выработку, м3/мин; lп – проектная длина тупиковой выработки, для которой ведется расчет ожидаемого газовыделения, м; l *п – средняя длина действующей выработки за период, в течение которого измерялось газовыделение, м, l lп* = ∑ ni , nв здесь lni – длина i-го контрольного участка, м; nв – количество контрольных участков (выработок). Значение Iп.уг.ф определяется по формуле I п.уг.ф = 0,01 Qni (C − C0 ) , где Qni – расход воздуха в тупиковой части выработки в 10-15 м от ее устья, м3/мин; С, Со – концентрация газа соответственно в исходящей из выработки вентиляционной струе и в поступающей в нее струе, %, значение Со принимается равным концентрации углекислого газа в атмосферном воздухе на поверхности шахты. 4.3.3. Расчет расхода воздуха для проветривания выработки Для шахт, опасных по метановыделению, расход воздуха для проветривания призабойного пространства Qзп, м3/с, определяется по формулам: – при выемке угля комбайнами, отбойными молотками или выбуриванием Qзп =

1,667 ⋅ I зп , С - С0

(4.2)

где; Iзп – газовыделение на призабоййом участке, м3/мин; С – допустимая согласно ПБ концентрация газа в исходящей струе, %; Со – концентрация газа в струе воздуха, поступающего в выработки, %; 71

– при взрывном способе выемки угля 2

 S ⋅ lз.тр  71 ⋅ I з.п.max Qзп =  ,  К т.д  S lз.тр (С1 − С0 ) + 18 ⋅ I з.п.max 

(4.3)

где lз.тр – расстояние от конца вентиляционного трубопровода до забоя выработки, м; Кт.д – коэффициент турбулентной диффузии, принимается равным 1,0 при S < 10 м2 и 0,8 при S > 10 м2; Iзп.max – максимальное метановыделениё после взрывания по углю, м3/мин; С1 – допустимая концентрация метана в призабойном пространстве после взрывания по углю, %, С1 = 2%. Расход воздуха для проветривания всей тупиковой выработки Qп по выделению метана или углекислого газа: Qп =

1,67 ⋅ I п K н , (С - С0 )

(4.4)

где 1п – метановыделение (выделение углекислого газа) в тупиковой выработке, м3/мин; Кн – коэффициент, значение которого для Подмосковного и Приднепровского бассейнов равно 2,4, а для Донецкого и др. бассейнов – 1,0. Для выработок, пересекающих метаноносные пласты, расчет расхода воздуха по метановыделению производится по описанной выше методике, начиная с длины расчетного участка, равной расстоянию от устья выработки до пересекаемого пласта. Этот расчет выполняется как проверочный после определения параметров проветривания выработки по всем остальным факторам. Если при этом расчете метановыделение окажется определяющим фактором, то необходимо произвести корректировку параметров вентиляционной установки и режимов проветривания. При проектировании вентиляции наклонных тупиковых выработок природная метаноносность угольных пластов определяется для восстающих выработок на глубине устья выработки, а для нисходящих – на глубине проектной длины выработки. При проведении наклонных выработок по угольным пластам сверху вниз периодически должно производиться определение фактического метановыделения и корректировка расчета вентиляции для участков длиной менее 300 м. Это делается для выработок, проводимых на глубине до 300 м ниже верхней границы метановой зоны при разности высотных отметок устья и забоя выработки более 20 м и при разности отметок более 50 м на большей глубине. Методика таких корректировок приведена в «Руководстве...». При проектировании вентиляции новых выработок допускается использовать результаты измерений фактического метановыделения в пройденных выработках – аналогах. 72

Расход воздуха по наибольшему количеству людей nчел, одновременно работающих в выработке, определяется по формуле

Qзп = 0,1 nчел .

(4.5)

Расход воздуха по минимальной скорости его движения в выработке рассчитывается по формуле

Qзп = Vn min S ,

(4.6)

где Vn min – минимально допустимая согласно «Правилам безопасности…» скорость воздуха в тупиковой выработке, м/с. Расход воздуха по минимальной скорости в призабойном пространстве в зависимости от температуры определяется по формуле

Qзп = 0,333 Vз min S ,

(4.7)

где Vз min – минимально допустимая скорость воздуха в призабойном пространстве в зависимости от температуры, определяется согласно ПБ. Расход воздуха для проветривания выработки по газам, образующимся при взрывных работах, рассчитывается по формуле: 0,0375 Vвв ⋅ S 2 ⋅ lп2 ⋅ K обв 3 Qзп = , Т К ут2

(4.8)

где Т – время проветривания выработки после взрывания, Т =15-30 мин; S – средневзвешенное значение площади поперечного сечения выработки в свету м2; lп – расчетная длина тупиковой части выработки, м; в качестве lп подставляется значение lр, равное полной длине тупиковой выработки, если lр меньше критической длины выработки lкр, в пределах которой концентрация ядовитых газов будет выше допустимой. В противном случае в формулу (4.8), в соответствии с Руководством… подставляется значение lкр =500 м; Кобв – коэффициент, учитывающий обводненность выработки, определяется по заданным условиям поведения выработки; Кут – коэффициент утечек воздуха из трубопровода на расчетной длине его lп; методика расчета значений Кут приведена в разделе 4.3.4; Vвв – объем вредных газов, л, образующихся после взрывания, определяемый при одновременном взрывании по углю и по породе по формуле Vвв=100Bуг+40Bпop, здесь Вуг, Впор – количество ВВ, взрываемого по углю и по породе соответственно, кг. При раздельном взрывании принимается значение Vвв, равное наибольшему слагаемому в этой формуле. 73

Из всех значений Qз.п, полученных по формулам (4.2) – (4.8), в качестве расчетного принимается наибольшее. После определения расхода воздуха в забое Qз.п производится проверка расхода его в устье выработки Qп по соотношению Qз.п Кут.тр ≥ Qп

(4.9)

где Кут.тр – коэффициент утечек воздуха на протяжении тупиковой части выработки от ее устья до забоя, т.е. на длине lр. Значение Кут.тр вычисляется по формуле, приведенной ниже. Если условие (4.9) не выполняется, то производится корректировка значения Qз.п и соответствующего ему значения Кут.тр по методу итераций. При этом в качестве определяющего принимается тот фактор, по которому определено значение Qп (обычно это газовыделение в выработке). 4.3.4. Расчет коэффициента утечек воздуха и аэродинамического сопротивления гибкого трубопровода Значения коэффициента утечек для гибких трубопроводов могут быть определены по данным Руководства... в зависимости от принятого диаметра трубопровода dтр, его длины lтр и расхода воздуха в конце трубопровода Qзп. Однако использование этих таблиц затрудняется при расчетах по фактору "Взрывные работы" из-за того, что величины Qзп. и Кут, входящие в формулу (4.8), являются взаимосвязанными. Алгоритм "Воздух-П" позволяет определить значения Qзп. и Кут, расчетным путем по методу итераций (последовательных приближений). Для этого осуществляется совместное решение уравнения (4.8) и эмпирического уравнения, аппроксимирующего указанные табличные значения Кут и имеющего вид Кут=а+blп+kl mn Qзп,

(4.10)

где а, b, с, k, т – параметры уравнения, числовые значения которых задаются в программе в зависимости от типа трубопровода и его диаметра. Коэффициент утечек для всего трубопровода Кут.тр вычисляется по формуле (4.10) для полной длины трубопровода lтр = lр + lу, где lу – расстояние от устья выработки до места установки вентилятора местного проветривания. При этом в качестве расхода воздуха Qзп принимается наибольшее значение, полученное с учетом всех факторов. По этой же формуле вычисляется значение коэффициента утечек Кут.тр.т для расчетной длины тупиковой части выработки lр от ее устья до забоя, если расчет по формуле (4.8) производился для критической длины lкр. 74

Аэродинамическое сопротивление гибкого трубопровода в соответствии с рекомендациями Руководства... определяется по формуле Rтр.т =lтр (τтр+20dтр n1+10dтр n2),

(4.11)

где τтр – удельное аэродинамическое сопротивление трубопровода, кµ/м; n1 и n2 – число поворотов трубопровода соответственно на 90° и 45°. Для комбинированного трубопровода с полиэтиленовым рукавом общее аэродинамическое сопротивление находится как сумма значений сопротивлений конечного участка без рукава и участка трубопровода с рукавом. Значение этих сопротивлений вычисляют по формуле (4.11). В программе расчета использованы значения τтр, соответствующие принятым типу и диаметру трубопровода, заимствованные из Руководства… 4.3.5. Расчет параметров вентиляторной установки местного проветривания Подача вентилятора, работающего на гибкий трубопровод при нагнетательной схеме проветривания, определяется по формуле Qв = Qзп Kут .

(4.12)

Давление вентилятора (депрессия гибкого трубопровода) 2

H в = Qв2

 0,59  ⋅ Rтр  + 0,41 . К   ут 

(4.13)

Выбор вентилятора производится по аэродинамическим характеристикам (прил. 1) путем построения графика характеристики вентилятора (рис. 4.2), нанесения на него расчетной аэродинамической характеристики трубопровода и точки А с координатами (Qв; Hв), соответствующей расчетному режиму работы вентилятора. Если эта точка лежит в экономичной зоне работы вентилятора (в зоне высокого значения КПД – η≥0,6) он может быть принят проектом. Для построения характеристик трубопроводов алгоритм Воздух-П предусматривает вычисление координат трех точек характеристики при данной длине трубопровода lтр по следующей методике. Дополнительно к полученным ранее значениям Qзп, Qв и Нв принимаются новые значения расхода воздуха на конце трубопровода Q'зп = 0,75 Qзп и Q''зп = 1,15Qзп. Для этих значений по формулам (4.10), (4.12) и (4.13) вычисляются соответствующие значения К'ут.тр, Q'в, H'в, и K''ут.тр, Q''в, H''в. По трем точкам с координатами Q1=Q'в, Нв=H'в; Q2=Qв, Н2=Нв.; Q3=Q''в, Н3=H''в необходимо построить плавную кривую, проходящую через начало координат, в таком же масштабе, что и характеристики вентилятора. 75

Точка пересечения характеристики трубопровода с ближайшей характеристикой вентилятора и определит значения Qв.р и Нв.р, соответствующие расчетному режиму работы вентилятора по его характеристике. При этом следует выбирать такую характеристику вентилятора (угол установки регулирующего аппарата Θ), при которой значения Qв.р и Нв.р будут равны или несколько больше Qв и Нв при КПД≥0,6. При совместной работе нескольких вентиляторов для выбора типа вентиляторов не обязательно строить их суммарные характеристики. Можно воспользоваться характеристиками для одного вентилятора, но наносить на них характеристики трубопроводов с измененными координатами. Так, при последовательной установке двух вентиляторов характеристику трубопровода нужно строить при уменьшенных в два раза значениях H'в, Нв, H''в и неизменных значениях Q'в, Qв, Q''в. При решении задачи для параллельной работы двух вентиляторов необходимо, не изменяя значений H'в, Нв, H''в, уменьшить соответственно в два раза значения Q'в, Qв, Q''в и нанести эту характеристику трубопровода на характеристику одного вентилятора. Естественно, что полученные таким путем значения Нв.р в первом случае и Qв.р во втором, должны быть увеличены в два раза. После окончательного выбора вентиляторов необходимо будет построить суммарные характеристики вентиляторов, которые приводят в проекте. После определения значений Qв.р и Нв.р, характеризующих фактический режим работы вентилятора, вычисляются уточненные значения расхода воздуха в забое Qзп.р = 1,69

H в.р

− 0,69Qв.р ,

R тр

(4.14)

и коэффициента утечек трубопровода Кут.тр по формуле (4.10). Затем по формуле (4.10) вычисляется уточненное значение коэффициента утечек трубопровода на участке от устья выработки до забоя Кут.тp.т, т.е. в тупиковой части выработки длиной lр, и проводится проверка расхода воздуха в устье выработки из условия Qзп.р =

Qв.р К ут.тр.т К ут.тр.р

.

(4.15)

Если условие (4.15) не выполняется, то необходимо выбрать новую характеристику вентилятора или другой вентилятор с большей подачей Qв.р и выполнить повторные расчеты по формулам (4.14), (4.10) и (4.15). Когда условие (4.15) будет выполнено, все последние значения параметров вентиляторной установки и режимов проветривания принимаются 76

окончательными и вычисляется количество воздуха, которое должно поступать к месту установки вентилятора исходя из условия Qв.с=1,43Qв.р Kр, где Кр – коэффициент, принимаемый равным 1,0 для ВМП с нерегулируемой и 1,1 для ВМП с регулируемой подачей. Заканчивается цикл вычислений для данной длины расчетного участка выработки вычислением расчетной скорости движения воздуха в призабойном пространстве Vз.п =3Qз.п.р./S и определением максимальной допустимой температуры в забое Тз.п.max с учетом заданной относительной влажности воздуха Wв и в соответствии с требованиями Правил безопасности. Если длина тупиковой части выработки превышает 300 м, то алгоритм предусматривает автоматическое изменение расчетной длины, и все описанные выше расчеты повторяются для каждого нового участка выработки длиной, кратной 300 м. Завершается работа программ выводом на печать сводной таблицы, где проводятся все основные параметры проветривания проектируемой выработки с указанием фактора, определяющего величину расхода воздуха в призабойном пространстве. 4.4. Пример расчета по программе "Воздух-П" Для выработки длиной 750 м выполнен расчет вентиляции для участков длиной 750, 600 и 300 м. Исходные данные и результаты расчетов по программе "Воздух-П" для трубопровода диаметром 0,8 м приведены ниже. Для проветривания выработки на конечную длину может быть принят вентилятор ВМ-6М, по аэродинамическим характеристикам которого определяем следующие параметры (рис. 4.2, т. В): угол установки лопаток направляющего аппарата Θ = 20˚; подача вентилятора Qв.р= 5,9 м3/с; напор Нв.р = 265 даПа и КПД ηв = 0,75. Аналогично определяется режим работы вентилятора ВМ-6М при длине выработки 600 м (рис. 4.2, т. В1). Он будет характеризоваться следующими параметрами: Θ = –45˚; Qв.р = 5 м3/с; Нв.р=180 даПа; ηв = 0,67. Оба эти режимы достаточно эффективны. Однако при длине выработки 300 м и диаметре труб 0,8 м депрессия трубопровода всего 67 даПа, что недопустимо для гибких труб, т.к. на трубопроводе образуются складки и провисания труб. К тому же рабочая точка, соответствующая расчетному режиму на характеристике ВМ-6М лежит вне его рабочей зоны. Вентилятор ВМ-6М в этом случае будет работать с весьма низким КПД ηв <0,5, что также недопустимо. Поэтому для длины выработки до 300 м просчитан другой вариант для трубопровода диаметром 0,6 м. Результаты получены вполне удовлетворительные. Вентилятор ВМ-6М будет работать в режиме Θ = 45˚; Qв.р.=4,2 м3/с; Нв.р=345 даПа; ηв=0,65 (рис.4.2 т. В3). 77

45°

N, кВт

20°

15

0° –20°

10

Θнл=-45°

5 0

1

2

3

Q, м3/с

6

5

4

hст, даПа 320 280 240

0,75 0,7

200 160

45°

0,65

1 3

0,6 0,55

120

2 20°

80

Θнл=-45° –20° 0°

40

0

1

2

3

4

5

6

Q, м3/с

Рис. 4.2. Совмещенные аэродинамические характеристики вентилятора ВМ-6М и вентиляционных трубопроводов: 1 – длиной 750 м и диаметром 0,8 м; 2 – длиной 600 м и диаметром 0,8 м; 3 – длиной 300 м и диаметром 0,6 м 78

η = 0,45

И С Х О Д Н Ы Е

Д А Н Н Ы Е

ТУПИКОВАЯ ВЫРАБОТКА ПРОХОДИТСЯ ПО УГОЛЬНОМУ ПЛАСТУ ПЛОЩАДЬ ПОПЕРЕЧНОГО СЕЧЕНИЯ ВЫР-КИ В СВЕТУ, м кв. ПРОЕКТНАЯ ДЛИНА ВЫРАБОТКИ, м ПО МЕТАНОВЫДЕЛЕНИЮ ШАХТА ОТНЕСЕНА КО 2-Й КАТЕГОРИИ КОНЦЕНТРАЦИЯ МЕТАНА В СВЕЖЕЙ СТРУЕ, % ДОПУСТИМАЯ КОНЦЕНТРАЦИЯ МЕТАНА В ИСХОДЯЩЕЙ СТРУЕ,% ОЖИДАЕМОЕ МЕТАНОВЫДЕЛЕНИЕ В ВЫРАБОТКЕ, м куб/минС ОБНАЖЕННЫХ ПОВЕРХНОСТЕЙ ПЛАСТОВ - Iпов.у ИЗ ОТБИТОГО УГЛЯ - I о.у.п. ПОСЛЕ ВЗРЫВАНИЯ ПО УГЛЮ - I з.п.max ВЫДЕЛЕНИЕ УГЛЕКИСЛОГО ГАЗА НЕ ОЖИДАЕТСЯ КОЛИЧЕСТВО ВВ, ВЗРЫВАЕМОГО ОДНОВРЕМЕННО, кгПО УГЛЮ ПО ПОРОДЕ ПРОДОЛЖИТЕЛЬНОСТЬ ПРОВЕТРИВ.ВЫР-КИ ПОСЛЕ ВЗРЫВА,мин КОЭФФИЦИЕНТ ОБВОДНЕННОСТИ ОТНОСИТЕЛЬНАЯ ВЛАЖНОСТЬ ВОЗДУХА, % КОЛИЧЕСТВО ЛЮДЕЙ В ВЫРАБОТКЕ, чел ПАРАМЕТРЫ ВЕНТИЛЯЦИОННОГО ТРУБОПРОВОДА ТИП ТРУБОПРОВОДА - ГИБКИЕ ТРУБЫ 1А ИЛИ 1Б ДИАМЕТР, м ДЛИНА ЗВЕНА, м РАССТОЯНИЕ ОТ КОНЦА ТРУБОПРОВ. ДО ЗАБОЯ НЕ БОЛЕЕ,м Р Е З У Л Ь Т А Т Ы

S = 12.80 L1 = 750.00 J2 = J3 =

0.10 1.00

J5 = J6 = J7 =

0.88 0.55 2.90

G1 G2 T1 P5 W6 N3

= = = = = =

14.00 28.00 30.00 0.30 80.00 8.00

D1 = L2 = L3 =

0.80 20.00 8.00

Р А С Ч Е Т А

РАСЧЕТНАЯ ДЛИНА ВЫРАБОТКИ, м L = 750.00 РАССТОЯНИЕ ОТ ВМП ДО УСТЬЯ ВЫРАБОТКИ, м Lу = 50.00 КРИТИЧЕСКАЯ ДЛИНА ВЫРАБОТКИ, м Lкр = 500.00 МИНИМАЛЬНО ДОПУСТИМАЯ СКОРОСТЬ ВОЗДУХА В ВЫР-КЕ, м/с Vм = 0.25 РАСЧЕТНЫЕ ПАРАМЕТРЫ ПРОВЕТРИВАНИЯ ПРИЗАБОЙНОГО ПРОСТРАНСТВА РАСЧЕТНЫЙ РАСХОД ВОЗДУХА, м куб/с ПО МЕТАНОВЫДЕЛЕНИЮ Q м = 1.49 ПО ВЗРЫВНЫМ РАБОТАМ Q вв= 3.38 ПО МИНИМАЛЬНОЙ СКОРОСТИ Q ск= 3.20 ПО КОЛИЧЕСТВУ ЛЮДЕЙ Q л = 0.80 ПО ТЕПЛОВОМУ ФАКТОРУ Q т = 1.07 ПРИНЯТЫЙ РАСХОД ВОЗДУХА В ЗАБОЕ, м куб/с Q зп= 3.51 РАСЧЕТНАЯ СКОРОСТЬ ВОЗДУХА, м/с V р = 0.82 МАКСИМ.ДОПУСТИМАЯ ТЕМПЕРАТУРА В ЗАБОЕ, град T зп= 24.00 РАСХОД ВОЗДУХА ДЛЯ ВСЕЙ ВЫР-КИ ПО МЕТАНОВЫДЕЛЕНИЮ Q п = 2.54 РАСЧЕТНЫЕ ПАРАМЕТРЫ ВЕНТИЛЯЦИОННОГО ТРУБОПРОВОДА ТИП ТРУБОПРОВОДА - ГИБКИЕ ТРУБЫ 1А ИЛИ 1Б ДИАМЕТР, м D тр= 0.80 ДЛИНА ЗВЕНА ВЕНТИЛЯЦИОННЫХ ТРУБ, м L зв= 20.00 КОЭФФИЦИЕНТ УТЕЧЕК ВОЗДУХА K ут= 1.70 АЭРОДИНАМИЧ.СОПРОТИВЛЕНИЕ ТРУБОПРОВОДА, кмюрг R 1 = 13.14 ОТСТАВАНИЕ ТРУБ ОТ ЗАБОЯ НЕ БОЛЕЕ, м L зб= 8.00 РАСЧЕТНЫЕ ПАРАМЕТРЫ ВЕНТИЛЯТОРНОЙ УСТАНОВКИ ПОДАЧА, м куб/с Q в = 5.67 ДЕПРЕССИЯ, дека Па H в = 244.97 РЕЖИМ РАБОТЫ ВМП ПО ХАРАКТЕРИСТИКЕ: ПОДАЧА, м куб/с Q в = 5.95 ДЕПРЕССИЯ, дека Па H в = 262.00 КОЛ-ВО ВОЗДУХА, ПОДАВАЕМОГО К ВЕНТИЛЯТОРУ,м куб/с Qвс = 9.34

79

L, м 750 600 300

L, м 300 600 750

L, м 300 L, м 300

ПАРАМЕТРЫ ХАРАКТЕРИСТИКИ ТРУБОПРОВОДА (Q-м куб./с; Н-даПа) Q1 H1 Q2 H2 Q3 4.01 129.47 5.67 244.97 6.74 3.50 91.97 4.85 170.10 5.71 При диаметре трубопровода Dтр=0.8 м депрессия Нтр=67 даПа, что меньше допустимой! Qзп, м куб./с 3,20 3,46 3,51

РЕЖИМЫ ПРОВЕТРИВАНИЯ ВЫРАБОТКИ Rтр, Тзп, Qв, Нв, кмюрг град м куб./с даПа 1,13 5,89 24 3,60 66,75 1,44 10,72 24 5,00 180,00 1,70 13,44 24 5,95 262,00 Кут

Определяющий фактор Миним.скорость Взрывн. работы Взрывн. работы

ПОВТОРНЫЙ РАСЧЕТ ПРИ Lп=300 м и Dтр = 0.6 м ПАРАМЕТРЫ ХАРАКТЕРИСТИКИ ТРУБОПРОВОДА (Q-м куб./с; Н-даПа) Q1 H1 Q2 H2 Q3 2,97 178,08 4,04 322,61 4,70 Qзп, Кут м куб./с 3,39 1,27

РЕЖИМЫ ПРОВЕТРИВАНИЯ ВЫРАБОТКИ Rтр, Тзп, Qв, Нв, кмюрг град м куб./с даПа 25,89 24 4,20 345,00

H3 336.00 230.00

H3 431,46

Определяющий фактор Миним.скорость

На основании выполненных расчетов принимаем решение: вентиляцию выработки осуществлять вентилятором ВМ-6М с трубопроводом диаметром 0,6 м до длины 300 м, а затем, после замены трубопровода, тем же вентилятором с трубопроводом диаметром 0,8 м до конечной длины. Контрольные вопросы 1. Какие способы и схемы проветривания используются при проведении горизонтальных и наклонных горных выработок? 2. Какое вентиляционное оборудование применяется для проветривания тупиковых выработок? 3. Каков порядок проектирования вентиляции тупиковых горных выработок? 5. Как осуществляется прогнозирование газовыделения в выработке? 6. По каким факторам производится расчет расхода воздуха для проветривания выработок? 7. Как производится расчет коэффициента утечек воздуха и сопротивление гибкого трубопровода? 8. Как производится выбор вентилятора местного проветривания и устанавливается режим его работы?

80

5. ПОГРУЗКА ПОРОДЫ 5.1. Общие сведения Погрузка породы является наиболее трудоемкой операцией проходческого цикла, занимающей в нем 30-40% затрат труда. Ручная погрузка в транспортные средства допускается только в особых условиях, так как является одной из самых трудоемких операций. Погрузка породы механизируется с помощью погрузочных, погрузочно-транспортных, погрузочно-доставочных машин и скреперных комплексов. При проведении горизонтальных выработок буровзрывным способом уровень механизации погрузки породы составляет 95-98%. Затраты времени на уборку породы в проходческом цикле составляют 30-35% продолжительности цикла. В отечественной практике шахтного строительства наибольшее распространение получили погрузочные машины следующих типов: – ковшовые, периодического действия (ППН, ППВ, МПК-3). Буквенное обозначение таких машин: П – погрузочная, П – периодического действия, Н – с нижним, В – с верхним захватом породы, М – машина и К – ковшового типа. Техническая производительность машин типа ППН находится в пределах 30-60 м3/ч, а МПК – до 180 м3/ч. – непрерывного действия с рабочим органом «нагребающие лапы» и ступенчатой погрузкой. Буквенное обозначение – ПНБ, что означает: П – погрузочная, Н – непрерывного действия, Б – с боковым захватом. Непрерывный принцип действия погрузочных машин обеспечивает их высокую производительность погрузки горной массы. Машины этого типа делятся на три группы: легкие – производительностью до 90 м3/ч (1ПНБ-1); средние – производительностью до 120 м3/ч (2ПНБ-2); тяжелые – производительностью до 180 м3/ч (ПНБ-3Д). В свою очередь погрузочные машины ковшового типа подразделяются на машины с осевой (прямой) разгрузкой (ППН) и боковой разгрузкой горной массы (МПК). В современной практике шахтного строительства, как в России, так и за рубежом тенденция развития моделей машин для горной промышленности связана с использованием ковшовых машин, электрогидравлического привода и гусеничного хода; с оптимизацией емкости и геометрии ковшей применительно к соответствующим условиям проходки горных выработок; с обеспечением телескопической подачи ковша и его принудительного внедрения в навал горной массы при остановленном механизме передвижения; с обеспечением разгрузки ковша в разные стороны. Современные ковшовые погрузочные машины с боковой разгрузкой ковша могут быть снабжены элементами контроля и диагностики, поставляться с ковшами различной емкости и геометрии, в том числе с механизмом для поддирки почвы.

81

В зарубежной практике при буровзрывной проходке выработок преимущественно используются погрузочные машины с боковой разгрузкой ковша из-за их высокой эксплуатационной производительности, удобства управления и возможности механизации ряда вспомогательных работ, в том числе доставки материалов в призабойное пространство, зачистки почвы. Погрузочные машины этого типа могут разгружаться как в шахтные вагонетки, так и на конвейер. При выборе типа погрузочной машины учитывают многие факторы: размеры поперечного сечения выработки, крепость пород, протяженность выработки и ее уклон, наличие рельсовых путей, вид энергии, однородность массива (с присечкой или без нее) и т.д. Погрузочная машина должна обеспечить максимальный уровень механизации погрузки, высокую производительность труда и, что очень важно, обеспечить проектируемую скорость проведения выработки. Машина должна размещаться в выработке с обеспечением зазоров, соответствующих Правилам безопасности. Ковшовые погрузочные машины могут применяться при погрузке породы любой крепости. Машины непрерывного действия с нагребающими лапами типа ПНБ – для пород с f = 12, но даже при этой крепости ресурс их использования невысокий. Погрузочные машины на колесно-рельсовом ходу можно использовать в наклонных выработках с углом наклона до 5°, а на гусеничном ходу – до ±10°. При наличии специальных технических мероприятий по удержанию машин этого типа возможный угол наклона увеличивается до 24-26°. 5.2. Погрузка породы ковшовыми погрузочными машинами Погрузочные машины, применяемые при проведении горизонтальных и наклонных выработок, делятся на машины периодического действия (ковшовые, грейферные) и машины непрерывного действия (с парными нагребающими лапами, роторные, гребковые). В свою очередь машины периодического действия подразделяются на два типа: – с прямой погрузкой – горная масса грузится непосредственно в транспортное средство (вагонетку, скип, конвейер) ковшовыми погрузочными машинами типа ППН-l (рис.5.1); ППН-2М; ППН-2Г; ППН-3; ППН-4Г; ПМЛ; МПК-3, МПК-2; МПК-1000т; МПКТ и др. – со ступенчатой погрузкой – горная масса грузится на собственный перегружатель, а с него – в транспортное средство. К этому типу машин относятся машины 1ППН-5Э (рис.5.2); 1ППН-5П; ППМ-4У; ППН-7 и другие. Ковшовые машины этого типа можно применять в выработках с породами любой крепости и абразивности.

82

Рис. 5.1. Погрузочная машина типа ППН-1 1 – ковш; 2 – ходовая часть (самоходная колесно-рельсовая тележка); 3 – поворотная часть с пультом управления; 4, 5, 6 – рукоятки управления; 7 – гибкий рукав подачи сжатого воздуха; 8 – водоподводящий шланг

Ковшовые машины осевой (прямой) погрузки применяются в выработках небольшой протяженности, по породам любой крепости с размером кусков, не превышающим 400 мм. Фронт погрузки этих машин 2 – 2,8 м, рекомендуются они преимущественно для однопутевых выработок. 1

2

3

4

5

6

7

Рис.5.2. Погрузочная машина 1ППН-5: 1 – перегрузочный ленточный конвейер с индивидуальным электроприводом; 2 – главный электродвигатель с редуктором; 3 – механизм передвижения машины; 4 – электрооборудование; 5 – механизм подъема ковша; 6 – рама на колесном ходу; 7 – ковш 83

В настоящее время наиболее перспективными в шахтном строительстве являются машины ковшового типа с боковой или комбинированной погрузкой горной массы в вагонетки или на участковый конвейер. Ковш таких машин имеет вместимость 0,65-1м3 и высокую производительность (табл. 5.1). Машина погрузочная МПК-2 предназначена для погрузки горной массы в транспортные средства, подъема и установки верхняков крепи, подъема затяжек и забутовочного материала при проведении горизонтальных и наклонных выработок. Машина может поставляться с ковшами различной вместимости: 0,6 м3 – для погрузки породы крепостью до 16 в выработках сечением в свету 6,4-10,4 м2 или 1 м3 – при крепости пород до 10 и сечении 10,4-14 м2. Машина смонтирована на гусеничном ходу, мобильна, имеет техническую производительность 1,4-2 м/мин. Машина погрузочная МПК-3 (рис. 5.3) предназначена для погрузки горной массы в вагонетки, на конвейер и другие транспортные средства, а также для доставки материалов и оборудования в призабойной части выработки, подъема и установки верхняков крепи, подъема затяжки и забутовочного материала при проведении горизонтальных и наклонных (до 10°) горных выработок сечением 6,4-14,4 м2 в свету в шахтах, опасных по газу и пыли. Машина смонтирована на гусеничном ходу, вместимость ковша – 1 м3, техническая производительность – 1 м3/мин.

Рис.5.3. Погрузочная машина МПК-3

84

Таблица 5.1 Характеристики ковшовых погрузочных машин ВместиЗавод Техническая Способ Тип мость Тип и суммарная (фирма) ОбозначеМасса, производи- разгрузходовой ковша, мощность изготови ние т тельность, ки ков*) 3 части м двигателей, кВт тель***) 3 **) м /мин ша ППН-1 К.-р. 0,25 ППН-2 0,32 –//– МПП-3 0,6 –//– ППН-3 0,5 –//– 2ППН-5э 0,32 –//– ППМ-4у 0,32 –//– МПК-3 Гус. 1,0 МППК 0,5 –//– EI-600S 0,6 –//– L-573 0,6 –//– ЕL-1200 1,2 –//– МПК-1000Т –//– 1,0 МПКТ 1,0 –//– L-513T 0,5-0,6 –//– М-412 –//– 0,75-1,0 К-312 1,0-1,2 –//– К-313 1,0-1,2 –//– TL-800 1,0 –//– TL-1000 1,2 –//– TL-1500 1,5 –//– G-210 –//– 1,8-2,0 G-211 –//– 1,8-2,0

П-21 П-27,6 П-38,0 П-38,4 Э-21,5 Э-21,5 Э-55

3,8 5,0 6,7 7,0 9,0 10,0 10,1 8,0 5,7 5,2 11,0 12,0 12,0 6,0 9,1 11,5 11,5 10,5 13,5 14,0 22,5 23,0

Э-30 Э-30 Э-55 Э-56,5 Э-55 Э-3О Э-37; 45 Э-45 Э-55 40 55 63 75 75-90

0,5 1,0 2,0 1,6-2,5 1,25 1,25 2,4 1,2 0,7-0,9 0,6-0,8 1,3-1,8 2,4 2,4 0,35-0,7 1,0-1,3 1,0-1,5 1,0-1,5 0,9-1,3 1,3-2,0 1,72,4 1,4-2,0 2,4-2,7

п.-о. –//– –//– –//– с.-о. –//– п.-б –//– –//– –//– –//– п.-б.-т –//– –//– –//– –//– –//– –//– –//– –//– –//– –//–

ДЗГО КрЗГО КрЗГО КрЗГО АМЗ АМЗ КМЗ ДМЗ З-Т Д-Х З-Т КМЗ ДМЗ Д-Х Д-Х Д-Х Д-Х З-Т З-Т З-Т Д-Х Д-Х

Примечания: *) к.-р. - колесно-рельсовая ; гус. - гусеничная; **) п.-о. - прямая осевая; с.-о. - ступенчатая осевая; п.-б. - прямая боковая; п.-б.-т. - прямая боковая с телескопической стрелой ***) Заводы-изготовители: Кр.ЗГО - Криворожский завод горного образования (Украина); ДЗГО - Дарасунский завод горного оборудования; АМЗ Александровский машзавод; КМЗ - Копейский машзавод; ДМЗ - Донецкий машзавод (Украина); З-Т - Зальцгиттер (ФРГ); Д-Х - Дайльманн - Ханиель (ФРГ).

Машина погрузочная 1ППМ4У предназначена для погрузки горной массы в вагонетки или другие транспортные средства при проведении наклонных выработок сверху вниз с углом наклона до 18º и крепостью пород до f=14, относится к машинам периодического действия с нижним захватом горной массы. Рабочий орган – ковш, погрузка ступенчатая. Машина оборудована тормозом, лебедкой с канатоемкостью 30 м, подвесным и стопорным устройствами. Подвесное устройство состоит из балки, двух распорных стоек и блока, а стопорное устройство из стопорной вилки и рычага подъема вилки. Исполнение электрооборудования машины позволяет применять ее в шахтах, опасных по газу и пыли. Техническая производительность – 1,25 м3/мин. 85

Погрузочная машина ППН-7 предназначена для механизированной погрузки горной массы в шахтные вагонетки, скипы или на конвейер при проведении наклонных выработок сечением в свету 5,2 м2 и более, высотой не менее 2000 м от головки рельсов, проводимых сверху вниз под углом до 25° буровзрывным способом в шахтах, опасных по газу и пыли. Машина оборудована основной и предохранительной траверсами. На основную траверсу машина крепится во время работы, предохранительная служит для большей надежности крепления машины, удаленной из забоя на безопасное расстояние при взрывных работах. Основная траверса крепится сзади машины двумя канатами, концы которых закреплены на специальных якорях. К траверсе крепится свободный конец каната лебедки машины длиной 100-110 м. В комплект лебедки входят два навесных манипулятора для установки бурильных машин. Техническая производительность машины ППН7 – 0,6 м3/мин, вместимость ковша – 0,28 м3, фронт погрузки – 4,8 м. Необходимо отметить, что ковшовые машины с прямой и ступенчатой погрузкой имеют колесно-рельсовый ход в образцах более раннего поколения и пневмоколесный на современных машинах. Объем погрузки горной массы машинами такого типа превышает 65% общего объема механизированной погрузки. Основными преимуществами ковшовых машин является простая конструкция, надежность, а для машин на пневмоколесном ходу – и маневренность. Основным недостатком ковшовых машин является периодичность действия и ограниченный фронт погрузки для машин на колеснорельсовом ходу. В зарубежной практике в последнее время все большее распространение получают машины с боковой разгрузкой ковша (рис. 5.4), которые вы-

Рис. 5.4. Машина погрузочная с боковой разгрузкой ковша фирмы «Зальцгиттер» (ФРГ) 86

пускаются как на гусеничном, так и пневмоколесном ходу. Они оснащены ковшами вместимостью до 2 м3 и имеют хорошую совместимость с шахтными транспортными средствами погрузки. Парк машин с боковой разгрузкой ковша составляет в Германии 70%, во Франции – более 50% общего числа погрузочных машин. Отечественная погрузочная машина МПК-1000Т конструкции ЦНИИПодземмаша по своим параметрам приближается к лучшим мировым образцам и может успешно применяться в шахтном строительстве России. Технические характеристики ковшовых погрузочных машин, как отечественного, так и зарубежного производства приведены в табл. 5.1. Проходческий комплекс "Сибирь". Комплекс "Сибирь – 2М" (рис. 5.5) – это одна из наиболее удачных отечественных разработок с применением двух погрузочных машин ковшового типа с боковой разгрузкой на конвейер машины. Проходческий комплекс разработан институтами "Кузниишахтострой" и "ЦНИИподземмаш" и предназначен для проведения наклонных и горизонтальных горных выработок буровзрывным способом во всех горнодобывающих отраслях. Комплекс "Сибирь" состоит из платформы на колесно-рельсовом ходу, подвешенной в наклонной выработке на канате лебедки, а в горизонтальной – передвигающейся самоходом. В платформу встроены две гидравлические погрузочные машины с боковой разгрузкой ковша. По центру платформы установлен перегружатель с бункером, способный аккумулировать до 5 м3 породы. Над перегружателем по направляющим передвигается крепеустановщик. По бокам платформы на консольных тележках расположены бурильные установки, выдвигающиеся на период бурения в переднюю часть платформы. Комплекс оснащен насосной станцией для откачки воды из забоя. Техническая характеристика комплекса приведена ниже. Техническая характеристика комплекса «Сибирь – 2М» Производительность по проходке, м/мес Сечение проводимых выработок в свету, м2 Угол наклона выработки, град Коэффициент крепости пород Вместимость ковша, м3 Техническая производительность по погрузке, м3/мин Скорость передвижения комплекса, м/мин Суммарная мощность электродвигателей, кВт Напряжение сети, В Подача маслонасосов гидросистемы, л/мин Давление в гидросистеме, МПа Пподача водоотливного насоса, м3/ч Ширина колеи, мм Основные размеры комплекса, мм длина ширина высота Масса, кг 87

65-135 13-22 +3…+25 до 14 0,5 3,7 6,0 132 660 340 16,0 20 2100 15700 3200 2400 3600

5 6

4 1

2

3

Рис. 5.5. Комплекс «Сибирь»: 1 – гидравлические погрузочные машины; 2 – приемный бункер; 3 – скребковый перегружатель; 4 – платформа на колесно-рельсовом ходу; 5 – крепеустановщик; 6 – бурильные агрегаты

Существует несколько модификаций этого комплекса, в том числе для однопутевых наклонных и горизонтальных выработок с однопогрузочной, бурильной машиной "Сибирь-1М". 5.3. Погрузка породы машинами непрерывного действия При проведении горизонтальных и наклонных выработок по углю и породам средней крепости широко применяются погрузочные машины непрерывного действия на гусеничном ходу: 1ПНБ-2, 1ПНБ-2У, 2ПНБ-2, ПНБ-3, ПНБ-4, 2ПНБ-2У; буропогрузочные машины: 1ПНБ-2Б, 2ПНБ-2Б. Машина погрузочная 1ПНБ-2 и ее модификации предназначены для погрузки горной массы крепостью f<6 в вагонетки или на конвейер при проведении горизонтальных и наклонных (до±10°) горных выработок в шахтах, опасных по газу и пыли. В комплекте с предохранительными лебедками машины 1ПНБ-2У и 2ПНБ-2У применяются при проведении наклонных по падению до 18-24° выработок. Погрузочные машины 2ПНБ-2 (рис. 5.6), 2ПНБ-2У и буропогрузочная машина 2ПНБ-2Б предназначены для погрузки горной массы крепостью f = 12 с максимальными размерами кусков не более 400 мм в вагонетки, на конвейер и другие транспортные средства при проведении горизонтальных и наклонных выработок. В угольной промышленности наибольшее распространение получили машины непрерывного действия 2ПНБ-2, с их применением осуществляют проведение до 30-40% выработок, проходимых с механизированной погрузкой породы. Погрузочная машина 2ПНБ-2У создана на базе машины 2ПНБ-2, но снабжена дополнительно предохранительной лебедкой 1ЛП для прохождения сверху вниз наклонных выработок с углом падения до 18° площадью поперечного сечения в свету не менее 8,4 м2. Достоинствами погрузочных машин непрерывного действия являются более высокая производительность и маневренность, чем у ковшовых машин; недостатками – более сложная конструкция, ограниченная по крепости пород область применения. Погрузочные машины с нагребающими лапами аналогичны по принципу действия и отличаются одна от другой размерами и конструкцией отдельных.

Рис. 5.6. Погрузочная машина 2ПНБ-2: 1 – питатель; 2 – гусеничный механизм передвижения; 3 – электрооборудование; 4 – станция управления; 5 – оросительная система 89

Буропогрузочные машины типа 1ПНБ-2Б и 2ПНБ-2Б предназначены для бурения шпуров и погрузки породы. Машины этого типа имеют гусеничный ход и состоят из погрузочной машины 2ПНБ-2 и навесного бурильного оборудования. На их базе разработаны модификации уклонных машин для погрузки породы в выработках с углом наклона 18-20°. Такие машины имеют индекс "У"(уклонная), например, 2ПНБ-2У (рис. 5.7). Техническая характеристика машин с нагребающими лапами приведена в табл. 5.2. Таблица 5.2 Параметры машин с нагребающими лапами Габариты, мм Техническая Установленная производитель- мощность дви- Масса, т длина ширина высота* ность, м3/мин гателей, кВт ПНБ-1 1,25 21 5 6500 1150 1150 1ПНБ-2 2,2 33,5 7 7280 1800 1250 1ПНБ-2у 1,25 33,5 + 17** 7,5 7280 1800 1350 2ПНБ-2 2,50 67 12,4 7800 2000 1450 МПНБ 3,0 89,5 15,5*** 9000 2000 1250 2ПНБ-2у 1,25 67+17** 17,5 7800 2000 1450 ПНБ-3Д2М 5,0 134 27,0 9000 2700 1900 ПНБ-4 6,0 168 34,0 10000 2700 2000 Примечания: * В транспортном положении ** Мощность двигателя лебедки *** Масса с навесным бурильным оборудованием. Марка машины

За рубежом выпускают погрузочные машины непрерывного действия легкого, среднего и тяжелого типа. По конструкции они аналогичны отечественным. Технические характеристики некоторых зарубежных машин приведены в табл. 5.3. Таблица 5.3. Технические характеристики машин Показатели Ход Мощность привода, кВт Напряжение сети, В Производительность погрузки, м3/мин Скорость передвижения, км/ч Угол наклона выработки, град Радиус поворота, м Фронт погрузки, м Ширина конвейера, мм Габариты, м: длина ширина высота Масса, т

Модели 8HR2-B 8HR5-B 7HR-B 10HR-B (8HR2) (8HR5) (7HR) (10HR) Рельсовый Пневмоколесный 45 110 45 75 380 380 380 2,5(3,0) 6,0 3,0(2,5) 3,0 0,9 0,9 3 2; 7,5 ±3 A3 ±10-12 ± 10-12 12 12 6/2,5 12 до 5,0(4,0) до 6,2 до 5,0(3) до 6,0(4,0) 730 1050 730 730 7,3 1,87 2,0 9,7

90

9,1 2,35 2,7 20

7,3 2,3 2,34 12,6

10,8 2,7 2,6 16,5(17,5)

Рис. 5.7. Погрузочная машина 1ПНБ-2У: 1 – нагребающая часть; 2 – форсунки для орошения; 3 – электрооборудование; 4 – управление машиной; 5 – гидроразводка; 6 – ходовая часть; 7 – конвейер; 8 – отклоняющее устройство; 9 – лебедка предохранителя 3ЛП

Погрузочно-транспортные машины типа ПТ-2, ПТ-3 и ПТ-5 ковшами загружают горную массу в собственный бункер вместимостью соответственно 1; 1,5; 2,5 м3, которую транспортируют к месту разгрузки. Погрузочно-доставочные машины ПД-2, ПД-3 и ПД-5 транспортируют горную массу в ковшах вместимостью соответственно 1; 1,5; 2,5 м3. Машины типа ПТ и ПД имеют пневмоколесный ход и, соответственно, пневматический и дизельный привод. Погрузочно-транспортные и погрузочно-доставочные машины применяют при строительстве выработок незначительной протяженности c оптимальной длиной транспортирования 50 м, например, сопряжения стволов с околоствольным двором, ходки в камеры ожидания, насосную, электроподстанции, сопряжения выработок и др. 5.4. Погрузка породы скреперными установками Скреперные комплексы (установки) имеют ограниченное применение. Такое положение обусловлено недостаточной производительностью, увеличенным объемом ручной погрузки по сравнению с другими типами погрузочных машин, наличием в забойной части блока и канатов, которые находятся в движении, а по условиям ПБ совмещение работ в их зоне не допускается. Наибольшее распространение при проведении горизонтальных и наклонных выработок получили скреперные комплексы СКУ-1, МПДК-2, МПДК-3, СКБ-1. Скреперный комплекс СКУ-1 предназначен для погрузки горной массы в вагонетки или скипы при проведении наклонных горных выработок сечением в свету 8,5 м2 и более и высотой не менее 2,8 м сверху вниз с углом наклона до 35º. Скреперный комплекс состоит из скреперного полка, скреперной лебедки БС-4П-2 или 17ЛС-2П, скрепера коробчатого или гребкового типа, тяговых канатов: грузового и порожнякового, скреперного головного блока, закрепленного в забое. Скрепер с породой от забоя перемещается грузовым канатом, который навивается на грузовой барабан лебедки. Скрепер поднимается по наклонному полку погрузочной платформы и через люк в ней выгружает породу в транспортный сосуд. Обратное движение порожнего скрепера к забою осуществляется порожняковым тяговым канатом. Производительность СКУ-1 при длине скреперования 15 м – 45 м3/ч, при длине 30 м – 25 м3/ч. Скреперный полок представляет металлоконструкцию с наклонной заборной и горизонтальной частями, в которой оборудован разгрузочный люк. Под полок входит скип или вагонетка вместимостью 1,2 и 3 м3. Механизированный погрузочно-доставочный комплекс МПДК-3 (рис. 5.8) предназначен для механизации погрузки и транспортировки горной массы при проведении наклонных выработок сверху вниз при углах до 18º сечением в свету не менее 5,8 м2 и высотой 1,85 м и более. Комплекс состоит из скре92

93

Рис. 5.8. Схема скреперного комплекса МПДК-3: 1 – блок; 2 – скрепер; 3 – натяжное устройство; 4 – загрузочное устройство; 5 – скреперная лебедка; 6 – роликовые опоры; 7 – приводная головка конвейера; 8, 9 – лебедки.

пера вместимостью 0,45 м3, загрузочного устройства, скреперной лебедки ЛС17-2П, натяжного устройства приводной головки конвейера и блока. Загрузочное устройство состоит из трех рам, соединенных между собой болтами. На рамах размещена лебедка, приемный и разгрузочный лотки. Производительность комплекса 45 м3/ч при длине скреперования 15 м и 25 м3/ч – при 30 м. Скреперный комплекс СКБ-1 предназначен для погрузки взорванной горной массы на скребковый конвейер при проведении наклонных выработок сечением в свету не менее 4,5 м2, проводимых сверху вниз с углом наклона до 25º. Конструкция узлов комплекса СКБ-1 одинакова с конструкцией узлов комплекса СКУ-1 за исключением уменьшенных размеров скреперного полка. Скреперный комплекс целесообразно применять в сочетании со скребковыми конвейерами СКР-20А, СП-64. Техническую производительность скреперной установки Qт.с, м3/с, рассчитывают по формуле

Qт.с =

Vc ⋅ К з.с , Lc (1 / υ г.с + 1 / υ п.с ) + t c

где Vc – объем скрепера, м3; Кз.с – коэффициент заполнения скрепера, равный 0,7-0,8; Lс – длина скреперования, м; vг.с – скорость перемещения груженого скрепера, м/с; vп.с – скорость перемещения порожнего скрепера, м/с; tc – продолжительность загрузки и разгрузки скрепера, tс = 40 с. 5.5. Выбор погрузочной машины и расчет производительности погрузки породы

При выборе типа погрузочной машины необходимо учитывать, прежде всего, горно-геологические факторы, а также сечение выработки, вид энергии, наличие рельсовых путей, эксплуатационную производительность машины, угол наклона, требуемую скорость проведения выработки и комплекс технических средств, с помощью которых осуществляются крепление выработки и транспортировка горной массы. Для оптимальной оценки технических средств существует набор технологических схем, разработанных институтами КузнииШахтстрой, ВНИИОМШС, МГГУ, ЮРГТУ (НПИ), КузГТУ. Некоторые из них приведены в прил. 1; 2; 3. Производительность погрузки породы. Время погрузки породы tп условно разделяют на время погрузки породы первой tп1 и второй фаз tп2: tп = tп1 + tп2 . В первой фазе погрузку породы производят погрузочной машиной или скреперной установкой без применения ручной подкидки. В это время грузят основной (85-90%) объем породы. Время погрузки породы в первой 94

фазе учитывает время работы машины tпм и время перерывов в погрузке при замене груженых вагонеток порожними (простоя машины) tпр: tп1 = φ(tпм+ tпр). Время погрузки породы машиной tпм = αV V Kp / Qт.пм . Время перерывов в погрузке при замене одиночных вагонеток

t пр =

α VVK p t зм1 Vв К зв

.

При погрузке породы с применением перегружателей время перерывов составляет: α VVK p t зм . t ' пр = Vв К зв nв При погрузке породы на конвейер tпр = 0. Подставляя значения tпм и tпр в формулу для tп1 получим: – время погрузки основной массы породы в отдельные вагонетки

tп1 = φ αV V Kp[1/Qт.пм.+tзм1/(VвКзв)]; – время погрузки в составы с применением перегружателей

tп1 = φ αV V Kp[1/Qт.пм.+tзм/(Vвnв)], где φ – коэффициент, учитывающий проведение подготовительных и заключительных работ, возведение временной крепи, ремонт и смазку машины и другие простои машины, φ = 1,15-1,2; αV – доля объема породы первой фазы, значение αV зависит от качества взрыва и устанавливается натурными наблюдениями, а для приближенных расчетов можно принимать αV = 0,85-0,9; Qт.пм – техническая производительность погрузочной машины или скреперной установки, м3/ч; Kp – коэффициент разрыхления породы, для породы с f < 2 Kр = 1,4÷1,8, с f = 2-9 Кр = 1,8-2, с f >9 Кр =2,2; V– объем взорванной породы в массиве, м3; Vв – объем вагонетки, м3; Кзв – коэффициент заполнения вагонетки, равный 0,9; tзм1 – время замены груженой вагонетки на порожнюю, ч; tзм – время замены груженой партии вагонеток на порожнюю, ч; tзм1, tзм зависят от организации маневровых операций и устанавливаются хронометражными наблюдениями. При хорошей организации маневров tзм1 = 0,01-0,02 ч; tзм = 0,02-0,03 ч; nв – число вагонеток, установленных под перегружателем. 95

Во второй фазе погрузки производят подкидку породы с боков к погрузочной машине, зачистку призабойного пространства. Погрузочная машина в это время длительно простаивает. Время и производительность погрузки породы во второй фазе в основном зависят от числа рабочих, занятых на погрузке, и интенсивности их работы. Оно определяется из выражения (1 − α V )VK p βϕ , tп2 = np Pп

где np – число рабочих, занятых на подкидке, np = 2-4; Pп – производительность одного рабочего при подкидке разрыхленной породы, при f > 3 Рп = 0,8-1 м3/ч; β – коэффициент, учитывающий одновременность подкидки породы и работы машины, β = 0,6-1. Общая производительность погрузки породы VK p Qп = . (tп1 + tп2 )ϕ

Подставив значения tп1 , tп2, после преобразования получим: – при погрузке породы в одиночные вагонетки Qпв =

1

t (1 − α v ) βϕ 1 ϕα v [ + зм1 + ] Qтп Vв К зв np Pп

;

– при применении перегружателей Qпп =

1

(1 − α v ) βϕ t зм 1 ] ϕα v [ + + Qтп Vв К зв nв np Pп

;

– при транспортировании породы конвейером 1 . Qпк = ϕα v (1 − α v ) βϕ + ] Qтп np Pп Опыт эксплуатации погрузочных машин показывает, что их производительность значительно ниже технических возможностей. На основные и вспомогательные операции затрачивают 55-60% общего времени погрузки. Остальное время уходит на подготовительно-заключительные работы (2,5-3%), отдых рабочих (2-4,8%), технологические перерывы (9-16%) и простои по организационным причинам (12,3-22%). Значительную часть времени (до 45%) затрачивают на обмен груженых вагонеток порожними, что обусловливает простои машин. Применение перегружателей и конвейерного транспорта резко сокращает простои погрузочных машин во время погрузки породы.

96

5.6. Транспорт, средства обмена вагонеток

Забойный транспорт при проведении горизонтальных и наклонных горных выработок должен быть увязан с комплексом всех забойных средств механизации. Коэффициент использования погрузочных машин и их производительности в значительной мере зависят от вида призабойного транспорта. Погрузка горной массы производится в отдельные вагонетки с заменой груженой на порожнюю, в состав вагонеток с заменой груженого на порожний и на конвейер. Производительность погрузки породы зависит от способа замены груженых вагонеток порожними. В однопутевых выработках в связи с малым их сечением маневровые операции значительно сложны и продолжительны. Некоторые, наиболее распространенные схемы путевых устройств призабойного транспорта и маневров с вагонетками в таких выработках показаны на рис. 5.9. Схема путевого устройства в виде замкнутой накладной разминовки (рис. 5.9, а). Рельсы накладной разминовки укреплены на металлических шпалах, которые накладываются непосредственно на основной рельсовый путь. Междупутье на разминовке принято возможно минимальным, позволяющим не делать уширения выработки. Схема путевых устройств в виде двух накладных разминовочных плит (рис. 5.9, б). Передняя разминовочная плита 1 выполнена в виде двустороннего накладного съезда, а задняя плита 2 – в виде симметричной стрелки. В забое установлена погрузочная машина 3 типа ПНБ, откатка груженых и порожних вагонеток при маневрах осуществляется самоходной тележкой 4. Схема путевых устройств в виде замкнутой разминовки, вмещающей одну вагонетку (рис. 5.9, в). Схема маневров следующая: в момент, указанный на рисунке, производится загрузка вагонетки 1, после чего электровоз, двигаясь в голове поезда через разминовку, встречает на своем пути оставленную там нагруженную вагонетку 2, продвигает ее перед собой и оставляет на ее месте вагонетку 1. Вагонетка 2 выкатывается на основной путь и оставляется рядом с вагонеткой 3 на таком расстоянии от разминовки, чтобы последняя в поезде вагонетка 4 вышла на основной путь за стрелку разминовки. Далее, двигаясь к забою по прямому пути, электровоз ставит под погрузку следующую порожнюю вагонетку 4. Схема путевых устройств с использованием вагоноперестановщика в виде роликовой платформы (рис. 5.9, г). Электровоз в голове порожнякового состава проходит роликовую платформу 1, оставляя на ней последнюю вагонетку 5. Вагонетка 5 отцепляется от состава и переводится на роликовую платформу, затем электровоз подает состав за платформу, вагонетку 5 с роликовой платформы перекатывают на рельсовый путь и в голове состава подают под погрузку. Во время загрузки вагонетки 5 такими же маневрами ставят на роликовую платформу вагонетку 4. Загруженную вагонетку 5 откатывают электровозом за платформу, а вагонетку 4 подают к забою. К концу погрузки электровоз находится в голове груженого состава. 97

Рис. 5.9. Схемы путевых устройств призабойного транспорта в однопутных выработках

Некоторые основные схемы призабойного транспорта при проведении двухпутных выработок приведены на рис. 5.10. На рис. 5.10, а показана схема, при которой в выработке настилаются два пути – грузовой и порожняковый. Через 30 – 60 м от забоя укладывается врезная симметричная переносная стрелка и два пути сводятся в один, расположенный по оси выработки. Вместо врезной возможно применение накладной стрелки. 98

Рис. 5.10. Схемы призабойного транспорта в двухпутных выработках

Схема маневров при погрузке породы машиной типа ПНБ показана на рис. 5.10, б. Призабойный транспорт вагонеток осуществляется электровозами. В начальную стадию погрузки породы к забою подаются два состава порожних вагонеток. Последовательность погрузки вагонеток следующая: вначале загружается вагонетка 1 первого состава, после этого маневровый электровоз А с составом вагонеток отъезжает от забоя за стрелку и заталкивает на 99

нижний путь загруженную вагонетку 1. В это время машина загружает вагонетку 9 второго состава, расположенного на нижнем пути. Когда вагонетка 9 будет нагружена, маневровый электровоз Б отъезжает с составом вагонеток от забоя и заталкивает вагонетку 9 на верхний путь. В это время машина нагружает вагонетку 2 первого состава, далее процесс погрузки повторяется. В конечную стадию погрузки на нижнем пути будет сформирован грузовой состав вагонеток, который магистральным электровозом В отвозится к порталу выработки или к стволу шахты. На рис. 5.10, в представлена схема маневров при погрузке породы машиной 1 типа ППМ. Маневры осуществляются при помощи роликовой платформы 2 и переносного съезда 3. Роликовая платформа размещается от забоя на расстоянии 20 – 25 м и переносится через 5 – 10 м. На схеме показано расположение во время погрузки породы двух буровых установок 4 типа БУ-1, их положение во время бурения шпуров показано на рис. 5.10, г. На рис. 5.10, д приведена схема маневров с применением симметричной накладной плиты-разминовки. При этой схеме маневров предусматривается, что ширина междупутья должна быть равна ширине колеи рельсовых путей. Плита-разминовка укладывается на рельсовый путь и перемещается с помощью погрузочной машины вслед за подвиганием забоя. Расстояние от плиты-разминовки до забоя небольшое и изменяется в пределах 4 – 6 м. Продолжительность маневров при различных схемах составляет: при применении симметричных замкнутых и накладных разминовок – 1,5-2 мин, тупиковых разминовок и роликовых платформ – 3-3,5 мин. Обменные устройства должны располагаться от забоя не далее 20-25 м. При углах наклона 7-25° горная масса может транспортироваться по рельсовому пути в вагонетках, при больших углах – в скипах одно- или двухбарабанными подъемными лебедками или машинами. Одноконцевой канатный подъем на практике применяют чаще, чем двухконцевой, так как он более маневренный и требует один рельсовый путь. При проведении наклонных выработок сверху вниз тип лебедки выбирают по канатоемкости барабана и максимальной концевой нагрузке. В уклонах длиной до 600 м обычно применяют лебедки БЛ-1200, БЛ-1600, при более длинных уклонах – однобарабанные машины БМ-2000, БМ-2500. Для сокращения времени на обмен вагонеток в уклоне у забоя нужно предусматривать переносные стрелки и маневровые лебедки, чтобы производить обмен вагонов составами по 3-4 вагонетки. При углах наклона до 10° можно применять перегружатель ленточный УПЛ-3Д, приводная и загрузочная секции которого смонтированы на гусеничном ходу. При рельсовом транспорте в бремсберге с углом наклона более 10° устанавливают одну лебедку на штреке или во временной камере, а передвижной блок – у забоя, закрепляя его на распорной стойке, а с углом наклона до 10° – две лебедки: одну вблизи забоя, вторую – в штреке или камере.

100

Наиболее производительным является конвейерный транспорт: ленточный – при углах наклона до 18·°, скребковый – до 25°. В первом случае головным монтируется скребковый конвейер, который можно наращивать с каждым циклом. В последние годы появились ленточные конвейеры с телескопическим устройством, что позволяет удлинять их без разборки. Наиболее распространенными являются схемы призабойного транспорта, предусматривающие обмен вагонеток. Конструкции путевых устройств и оборудования должны отвечать следующим требованиям: – создавать условия для бесперебойного снабжения забоя порожними вагонетками с целью сокращения простоя машины; – обеспечивать минимальные затраты времени, связанные с их перестановкой вслед за подвиганием забоя; – не нарушать при их укладке устойчивости настилаемого вслед за подвиганием забоя рельсового пути и не требовать его перестилки; – быть легкими и простыми в изготовлении. В наклонных однопутных выработках чаще применяются тупиковые разминовки, а в двухпутных – съезды. Наиболее производительными и перспективными до сих пор являются технологические схемы с применением конвейерных перегружателей, когда погрузка породы осуществляется в состав нерасцепленных шахтных вагонов или на ленточные конвейеры. Многочисленные типы перегружателей имеют аналогичную конструкцию и отличаются размерами, типом привода, видом конвейера (ленточный, скребковый, пластинчатый), способом поддержания конвейера и исполнением отдельных узлов. Перегружатель (рис.5.11) может передвигаться по рельсам или по монорельсу подвешенному на специальных растяжках, которые крепятся к постоянной или временной крепи. Схема маневровых работ с перегружателем УПЛ-2 – приведена на рис.5.12.

Рис. 5.11. Перегружатель УПЛ-2: 1 – бункер; 2 – загрузочная секция;; 3 – приводная секция; 4 – привод; 5 – переходная секция; 6 – взаимозаменяемые секции; 7 – натяжная секция; 8 – двухосная тележка; 9 – опоры 101

102

Рис. 5.12. Схема маневровых работ при применении перегружателей: 1 – погрузочная машина типа 1ППН-5; 2 - подвесной перегружатель; 3 – маневровая тележка; 4 – вагонетки; 5 – монорельс для подвески перегружателя; 6 – буровая установка БУР –2

При проведении бремсбергов снизу вверх с углом наклона более 35° транспортировку горной массы можно осуществлять под собственным весом по желобам, листам, трубам. Материалы в забой бремсберга могут быть доставлены в вагонетках или в лодках-волокушах (одна лебедка устанавливается в забое, а вторая – на штреке). Если в главном бремсберге на период эксплуатации не предусмотрен рельсовый путь, то для доставки материалов настилают временный путь или используют вспомогательный бремсберг, с которого материалы и оборудование транспортируют волокушей или тельфером по монорельсу через ближайшую к забою сбойку. Материалы в забой уклона при наличии рельсового пути доставляются в вагонетках. В уклонах с конвейерным транспортом для доставки материалов используют самоходные вагонетки на пневмоколесном ходу (до 20°) и монорельсовые подвесные дороги (до 28°). Возможна доставка материалов в забой одного из уклонов по другому до ближайшей сбойки, затем их перетаскивают волокушами или по монорельсовой дорожке. 5.7. Безопасность работ при погрузке горной массы При рельсовом транспорте работающие в забое уклона проходчики должны быть защищены от падения сверху вагонеток и других предметов не менее чем двумя прочными барьерами. Один устанавливают у входа в уклон на верхней приемной площадке, другой – не выше 20 м от места работы. Барьер у забоя должен обеспечивать пропуск транспортных сосудов. Кроме того, на груженых вагонетках устанавливают ловители или вилки. После проветривания перед началом погрузки горной массы выработка должна быть приведена в безопасное состояние. Горный мастер и взрывник осматривают забой, проверяют, все ли шпуры взорвались. При отсутствии отказов (неполного взрывания шпуров) дается «отбой», то есть разрешение на дальнейшее производство работ. Рабочие путем остукивания кровли производят опускание отслоившихся кусков породы, поправляет по мере подвигания к забою затяжку и поврежденную крепь. Перед началом работы погрузочной машины необходимо проверить работоспособность всех ее узлов, надежность крепления путей и маневровых устройств. Во время работы погрузочной машины запрещается: находиться в зоне действия погрузочного ковша или нагребающих лап; производить ремонт, осмотр и чистку машины; работать под поднятым ковшом; прицеплять и отцеплять вагонетки; становиться на ковш или держаться за него руками во время подъема; оставлять ковш в поднятом положении после остановки машины; находиться рабочим на разрушенной горной массе и между машиной и крепью выработки со стороны, не имеющей свободного прохода.

103

При работе погрузочной машины проходчики обязаны следить за тем, чтобы силовой кабель или воздухопроводный шланг не попадали под ходовую часть машины. Гибкий кабель должен подвешиваться на опорах в растянутом состоянии. По окончании погрузки машина должна быть отведена в безопасное место, с силового кабеля снято напряжение, а шланг сжатого воздуха собран в бухту и уложен или подвешен в безопасном месте.

Контрольные вопросы 1. По каким признакам делятся породопогрузочные машины? Назовите их типы. Что означают буквы, определяющие тип машины? 2. Назовите основные технические данные погрузочных машин ковшового типа и условия их применения при проведении выработок. 3. Охарактеризуйте погрузочные машины типа 1ППН-5; 1ППМ4у; ППН-7. 4. Охарактеризуйте погрузочные машины типа МПК-3; МПК-2. 5. Охарактеризуйте погрузочные машины типа МПК-1000Т. 6. Приведите сравнительные технические характеристики ковшовых погрузочных машин отечественного и зарубежного производства одного класса. 7. Каковы технические характеристики и возможность применения проходческого комплекса «Сибирь» при проведении наклонных выработок? 8. Приведите основные характеристики погрузочных машин непрерывного действия и условия их применения. 9. Приведите сравнительные технические характеристики погрузочных машин непрерывного действия отечественного и зарубежного производства. 10. В каких условиях осуществляют погрузку породы скреперными установками? 11. Какие виды погрузочно-доставочных скреперных комплексов применяются в шахтном строительстве России? 12. Какие вагонетки, перегружатели и транспортные средства применяются при проведении горных выработок? 13. По каким критериям производят выбор средств погрузки горной массы, обмена вагонеток или транспортных средств при проведении выработок?

104

6. КРЕПЛЕНИЕ ГОРИЗОНТАЛЬНЫХ И НАКЛОНЫХ ВЫРАБОТОК 6.1. Общие сведения Крепление является одним из наиболее ответственных и трудоемких процессов при строительстве горных выработок. От качества возведения крепи в значительной степени зависит способность ее воспринимать проявления горного давления и обеспечивать устойчивость выработки и безопасные условия эксплуатации при минимальных затратах на ее поддержание. Для крепления горных выработок применяют строительные материалы, называемые крепежными, которые удовлетворяют особым условиям работы горной крепи, связанным с проявлением горного давления, действием подземных вод и влиянием шахтной атмосферы. Крепью называется искусственное сооружение, возводимое в подземных выработках для предотвращения обрушения окружающих пород и сохранения необходимых размеров поперечных сечений выработок. Все существующие конструкции крепи по роду материалов могут быть деревянными, металлическими, каменными, монолитными бетонными и железобетонными, сборными железобетонными, полимерными и смешанными. По форме крепи делят на трапециевидные, прямоугольные, полигональные, арочные, арочно-сводчатые, кольцевые. По контурным и технологическим признакам все крепи разделены на три класса: рамные, сплошные и анкерные. Крепи каждого класса в зависимости от их контура или способа закрепления в скважинах (для анкерных крепей) разделяются на два подкласса: с незамкнутым и замкнутым контуром и с закреплением в замках или по длине скважины. Сплошные крепи разделены на два типа: монолитные и сборные. В зависимости от условий взаимодействия с массивом пород каждый класс и тип крепи подразделяются на группы: жесткие (смещение до 50 мм), малоподатливые (до 100 мм), податливые (до 300 мм) и весьма податливые (более 300 мм). По структуре конструкции крепи бывают однослойные и многослойные. Определяющим материалом вида крепи является материал основной (несущей) конструкции (рамы, арки, кольца). Вид «каменные крепи» включает все конструкции крепи, изготовленные из монолитного бетона, монолитного и сборного железобетона, бетонитов, кирпича и естественного камня. Крепежные материалы подразделяются: – по использованию в конструкции крепи – на основные (металл, бетон, дерево, естественные и искусственные камни, пластмассы и др.), применяемые в несущих конструкциях крепей; вяжущие (цементы, известь, смолы и др.), служащие для приготовления растворов, бетонов, пластмасс; вспомогательные (водоизоляционные, химические реечные и т.д.);

105

– по степени сопротивляемости огню – на огнестойкие (бетон, железобетон, бетониты, кирпич, естественные камни), полуогнестойкие (металл, пластмассы), сгораемые (древесина); – по сроку службы в выработках – на долговечные (бетон, металл и др.) и недолговечные (древесина); – по характеру деформаций под нагрузкой – на хрупкие (бетон, камни и т.д.) и упругопластические (металл). Крепежные материалы должны удовлетворять следующим основным требованиям: обладать высокой удельной прочностью, т.е. иметь наибольшее отношение временного сопротивления материала к его объемной массе; иметь невысокую стоимость; не быть дефицитными, а также огнеопасными или легко воспламеняющимися; обладать стойкостью против коррозии и гниения, т.е. быть долговечными. Важным техническим показателем всех конструкционных материалов является коэффициентом конструктивного качества материала, т.е. отношение прочности (временного сопротивления) материала к его плотности (табл. 6.1). Таблица 6.1 Технические показатели крепежных материалов Материалы Сталь 30ХГС Сталь 36 Г2С Ст. 5 Ст. 3 Сосна** Дуб** Ель** Бетон Ткань джутовая стеклянная ТЖС07 Стекловолокнистый анизатропный материал (СВАМ) трубчатый: – без опрессовки – с опрессовкой

Временное Модуль Коэффициент Объемная упругости, сопротивление, кгс/мм2 конструктивного масса, Е, 1·10-5 качества т/м3 растяжению сжатию МПа материала 7,85 2,10 1100 1100 140 7,85 2,10 800 800 102 7,85 2,10 600 500 64 7,85 2,10 380 380 48 0,6 0,11 120 40 20/67* 0,8 0,11 145 52 18/65 0,55 0,11 140 40 25/73 2,2 0,2 2 30 0,09/13 1,8

0,5

25

–

14/–

1,8 1,89

0,25 0,30

– –

160 352

– /89 – /186

Примечание: * – в числителе указаны величины коэффициента при растяжении, в знаменателе – при сжатии. ** – при стандартной влажности – 15%.

Однако этот критерий при выборе крепежного материала не является единственным и должен применятся с учетом других требований, предъявляемым к крепежным материалам. Например, у ели и сосны коэффициент 106

конструктивного качества материала значительно выше, чем у других материалов, однако для крепления долгосрочных горных выработок деревянная крепь малопригодна вследствие быстрого гниения и неогнестойкости. Практически, крепежные материалы должны выбираться в зависимости от конструкции крепи, срока службы и назначения выработок, величины и характера проявлений горного давления, а также с учетом экономической эффективности. Крепь горных выработок должна удовлетворять комплексу следующих функциональных, технических и экономических требований: – выдерживать давление горных пород, не разрушаясь (т.е. быть достаточно прочной), и обеспечивать рабочее состояние выработки (сохранение формы и размеров поперечного сечения выработки в пределах, необходимых для нормальных условий эксплуатации в соответствии с ПБ) в течение всего срока ее службы, быть надежной в работе, т. е. иметь устойчивую рабочую характеристику, и неогнеопасной и стойкой против коррозии и гниения; – не мешать выполнению производственных процессов, не вызывать технологических осложнений при проведении и эксплуатации выработок (отсутствие сложной конфигурации периметра выработки и загромождения ее рабочего пространства, предотвращение опасности прорыва плывуна и т. п.); – быть несложной и нетрудоемкой в изготовлении (технологичной), транспортабельной, удобной и нетрудоемкой при возведении ее в выработке, доступной (ремонтопригодной) для обслуживания в период эксплуатации и не оказывать значительного сопротивления движению воздуха по выработке (иметь, минимальный коэффициент аэродинамического сопротивления); – обеспечивать легкую и удобную разборку на отдельные транспортабельные части при ремонте выработок, предусматривать возможность наиболее полного извлечения крепи из погашаемых выработок и ее дальнейшего повторного использования; – сумма первоначальных затрат (трудовых и материальных) на изготовление и установку крепи в выработке и затрат на эксплуатацию и поддержание (ремонт) крепи в течение срока службы выработки должна быть минимальной. Эти требования, общие для всех видов и конструкций крепей капитальных и подготовительных выработок, должны служить основными критериями при оценке конструктивных и эксплуатационных качеств крепей и выборе конструкции крепи для конкретных горно-геологических условий и выработок. С точки зрения безопасности важно, чтобы деформирование крепи в случае достижения ее предельной несущей способности происходило постепенно, без внезапного разрушения, с тем, чтобы иметь время для принятия необходимых мер по предотвращению завала выработки, обеспечению безопасности людей, сохранению оборудования. Выбор крепи для капитальных и подготовительных горных выработок для поддержания их в конкретных горно-геологических условиях обусловли107

вается и определяется следующими основными исходными положениями и факторами: – видом и назначением выработок (горизонтальные, наклонные, квершлаги, транспортные и вентиляционные штреки, нарезные выработки и т. д.); – сроком службы выработки. Этот показатель, обусловливаемый видом и назначением выработки, является определяющим фактором при выборе вида крепи. Для капитальных выработок с большим сроком службы используются, как правило, такие долговечные и прочные крепежные материалы, как бетон, железобетон, металл и соответствующие конструкции крепи из этих материалов (сплошные и сборные бетонные и железобетонные крепи, рамные железобетонные и металлические крепи с железобетонными, металлическими или стеклопластиковыми межрамными ограждениями и т. п.). Вновь проводимые горные выработки с продолжительным сроком службы (откаточные более трех лет, вентиляционные более двух лет), а также в местах, предусматриваемых Правилами безопасности, должны крепиться долговечными видами крепи – металлическими, сборными железобетонными, бетонными и др.; – физико-механическими свойствами горных пород (вмещающих выработки), обусловливающими устойчивость пород, величину и характер проявлений горного давления в выработке (величину и интенсивность сдвижения пород, давление на крепь). Этот показатель является определяющим исходным фактором при выборе конструкции крепи и паспорта крепления выработки, а также основных параметров конструкции крепи, таких, как несущая способность (сопротивление крепи горному давлению) и величина конструктивной податливости; – формой и размерами выработки. В выработках криволинейного очертания могут быть применены только крепи криволинейного контура (кольцевые, сводчатые и др.), в выработках же трапециевидного, прямоугольного и других видов прямолинейного очертания нецелесообразны крепи из материала с малым сопротивлением растяжению и изгибу (бетон и др.); – расположением и способом охраны подготовительных выработок. Выработки, расположенные в зоне влияния очистных работ, характеризуемой значительным смещением вмещающих выработки пород и повышенным горным давлением в результате выемки полезного ископаемого, должны крепиться податливыми конструкциями крепи. Выработки, расположенные в неотработанной части месторождения полезного ископаемого (в ненарушенном массиве горных пород), могут крепиться жесткими конструкциями крепи или крепями ограниченной (небольшой) податливости; – экономической целесообразностью. После того как для данной конкретной выработки, исходя из вышеизложенных положений для выбора крепи, будут отобраны виды и конструкции нескольких крепей, которые удовлетворяют предъявляемым к крепям техническим требованиям, окончательный выбор оптимальной конструкции крепи производится по экономическому 108

фактору, который выражается в том, чтобы суммарные затраты на крепление выработки и поддержание ее крепи в исправном состоянии за период полного срока службы выработки были минимальными. Типоразмер выбранного вида крепи определяют, исходя из требуемого поперечного сечения (в свету) выработки в период эксплуатации с учетом конструктивной податливости крепи и ожидаемого уменьшения ее сечения вследствие смещения боковых пород, а также принимают по типовым сечениям горных выработок. 6.2. Крепление выработок металлической крепью В отечественной практике применяют следующие металлические крепи: арочные, кольцевые и трапециевидные податливые крепи (табл. 6.2), арочные, кольцевые и трапециевидные шарнирные и жесткие крепи (табл. 6.3). Арочные податливые крепи из шахтного спецпрофиля, получившие широкое распространение на шахтах, состоят из отдельных арок, устанавливаемых в выработках на расстоянии 0,5-1,2 м одна от другой, межрамных стяжек (распорок) и железобетонных, деревянных или металлических решетчатых затяжек, укладываемых в пролетах между арками. Арочная податливая крепь рекомендуется для выработок, проводимых в породах с крепостью f =3÷9, и предназначена для крепления горизонтальных и наклонных (с углом наклона до 30°) одно- и двухпутных горных выработок. Величина расчетной податливости крепи должна соответствовать величине ожидаемых смещений. Арка трехзвенной податливой крепи АП-3 (рис. 6.1, а) состоит из верхняка 1 и двух стоек 2, а арка пятизвенной податливой крепи АП-5 (рис. 6.1,б) – из верхняка 1, двух стоек 2 и двух податливых ножек 3. Все звенья арки (трехзвенной и пятизвенной) соединены между собой скобами 4 с планками 5 и гайками 6 (узлы III, IV). Вдоль выработки каждая арка с соседней соединяется тремя межрамными стяжками 3 (рис. 6.1, а), располагаемыми в кровле и по бокам выработки. Межрамные стяжки 3 закрепляются на арках крепи при помощи скобы 4 с планкой 5 и гаек 6. Для увеличения площади опоры вовнутрь нижней части боковых стоек трехзвенной крепи (узел I) или элементов податливости пятизвенной крепи (узел IV) ввариваются диафрагмы 7. При очень слабых породах почвы иногда устанавливают специальные опорные башмаки (узел II). Общий вид соединения звеньев арочной податливой крепи приведен на рис. 6.1, в (номера элементов соответствуют рис. 6.1, б.) Арочные податливые крепи изготовляют из стального (марки Ст5) проката специального желобчатого (шахтного) профиля типа СВП шести типоразмеров: СВП-14, СВП-17, СВП-19, СВП-22, СВП-27, СВП-33 (рис. 6.2, табл. 6.3). 109

Таблица 6.2

Прямые планки и фигурные скобы

Фигурные планки типа ЗПК и скобы с резьбой

Максимальная податливость ∆, мм

горизонтальная

Сопротивление крепи в податливом режиме в зависимости от вида податливых узлов Ns, кН

вертикальная

Тип спецпрофиля

Ширина выработки в проходке, м

Площадь поперечного сечения выработки в проходке до осадки, м2

Тип крепи

Обозначение

Характеристики металлических податливых крепей

– 300/360* 180 100 СВП–17 3,2–3,8 Не более 10 – 300/400 200 120 СВП–22 4,1–4,7 10-15 – 300/400 215 140 СВП–27 5,3–5,9 15-20 14-17 4,7–5,3 СВП–22 – – – /400 – /300 Металлическая податливая КМП-А4 17-20 5,3–5,9 СВП–27 – – – /400 – /300 арочная четырехзвенная – 600, 800, 1000** 200 120 СВП–22 4,0–4,7 11-14 Металлическая податливая – 600, 800, 1000 215 140 СВП–27 4,7–5,0 КМП-А5 14-16 арочная пятизвенная – 600, 800, 1000 230 160 СВП–33 5,0–6,2 16-21 6–10 2,8–3,8 СВП–17 100 180 300/300 300/300 Металлическая податливая КМП-К4 10–12 3,8–4,1 СВП–22 120 200 300/350 300/350 кольцевая четырехзвенная – – /600 200 – Не более 8 Не более 3 СВП–17 – – /700 200 – СВП–22 3,0–3,8 8-10 Металлическая податливая – – /700 300 – СВП–22 3,8–4,1 10-12 трапециевидная КМП-Т(П) – – /800 400 – СВП–27 3,8–4,1 10-12 (прямоугольная) – – /700 300 – СВП–22 4,1–4,7 12-15 – – /800 400 – СВП–27 4,1–4,7 12-15 Примечание: * Податливость крепи в числителе со старыми узлами (с прямой планкой), в знаменателе – с узлами ЗПК. ** Для крепей КМП-А5 первое, второе, третье значения податливости относятся к пятизвенным крепям с дополнительной ножкой соответственно 700, 900, и 1200 мм Металлическая податливая арочная трехзвенная

КМП-А3

Рис. 6.1. Металлические арочные податливые крепи из спецпрофиля: а – трехзвенная; б – пятизвенная; в – общий вид податливого соединения звеньев арки 111

Рис. 6.2. Сталь горячекатаная профильная для крепи горных выработок типа СВП Таблица 6.3 Параметры сечений СВП, мм № про- h филя 14 88

d1

R

R2

y0

42,0 21,0 121,0 55,0 46,5 67,2 78,0 84,4 18,0 5,6

6

7

5

42,7

45,5 23,0 121,5 60,0 51,0 73,4 84,6 91,5 19,7 6,0

6

7

5

45,6

19 102 44,0 24,0 136,0 60,0 51,0 71,5 83,5 94,0 20,6 6,2

6

8

5

49,3

22 110 44,0 25,5 145,5 60,0 51,5 71,0 83,5 99,5 22,5 6,4

6

8

5

52,7

27 123 47,0 29,0 149,5 59,5 50,6 69,5 78,0 99,5 25,0 7,4

6

10

5

58,5

33 137 50,0

6

11

6

64,8

17

94

h1

h2

32

b

b1

b2

b3

b4

b5

b6

d

166,3 66,0 56,0 76,8 89,0 110,0 27,5 8,2

Межрамные стяжки изготовляются из уголка, швеллера или отходов СВП. Шахтный желобчатый профиль в арках располагается в большинстве случаев открытой частью к породе, реже – открытой частью внутрь выработки. При последнем расположении профиля в арке увеличивается аэродинамическое сопротивление движению воздуха в выработке и уменьшается опорная поверхность для укладки затяжек. Податливость крепи достигается за счет накладки концов звеньев арки одного на другой в местах их соединения. Проектная величина податливости трехзвенной арки – до 300 мм, пятизвенной – до 700 мм и более (табл. 6.2). 112

Арочные податливые крепи предназначаются для крепления горизонтальных и наклонных выработок, находящихся как в зоне влияния очистных работ, так и в зоне установившегося горного давления при условии отсутствия пучащих пород в почве выработки; арочная трехзвенная крепь может быть применена в выработках, смещение кровли в которых не превышает 300 мм, пятизвенная – при смещении кровли более 300 мм. На основании исследований для расчета плотности установки крепи, при составлении паспортов крепления выработок, рекомендуются ориентировочные величины несущей способности (сопротивления) одной арки крепи (табл. 6.2). Параметры разработанных типоразмеров арочной трехзвенной крепи (рис. 6.3, a) приведены в табл. 6.4. Параметры разработанных типоразмеров арочной пятизвенной крепи приведены на рис. 6.3, б и в табл. 6.5. В Кузбассе применяют подковообразную арочную трехзвенную крепь из шахтного спецпрофиля. Такие крепи лучше сопротивляются боковым смещениям и нагрузкам, характерным для крутых пластов. Центрогипрошахтом разработаны типовые сечения горных выработок, закрепленных этой крепью. Параметры разработанных типоразмеров подковообразной арочной крепи приведены на рис. 6.3, в и в табл. 6.6. Арочная металлическая крепь MПK-А3 (рис. 6.4, а) с безболтовыми (кулачковыми) податливыми узлами конструкции ИГД им. А.А. Скочинского также изготовляется из шахтного спецпрофиля СВП и отличается от описанной выше арочной податливой крепи из шахтного спецпрофиля лишь конструкцией податливых узлов, расположенных в местах соединения звеньев арки. Вместо хомутов с планками и гайками, соединяющими расположенные внахлестку концы звеньев арки, устанавливается кулачковый податливый узел (рис.6.4, в), включающий скобу 5, ось 6 и два эксцентриковых кулачка 7 с ограничителем поворота 8. Двумя-тремя легкими ударами по выступающей части кулачков концы звеньев арки соединяются, и в дальнейшем при их скольжении происходит, благодаря криволинейному очертанию кулачка, самозатягивание податливого узла без участия человека, при этом обеспечивается постоянное сопротивление крепи горному давлению. Демонтаж податливого узла производится ударами сверху по кулачкам до выхода их из зацепления с фланцами спецпрофиля. Техническая характеристика крепи МПК-А3 приведена в табл.6.7. Крепь МПК-АЗ предназначена для применения в горизонтальных и наклонных (до 25°) выработках сводчатой формы, расположенных как в зоне влияния очистных работ, так и в зоне установившегося горного давления при отсутствии пучащих пород в почве выработки. В отличие от применяемой трехзвенной арочной податливой крепи из спецпрофиля СВП с податливыми соединениями элементов при помощи хомутов и гаек, крепи с безболтовыми (кулачковыми) податливыми узлами (МПК-АЗ, МПК-А4) могут применяться в выработках с большими смещениями кровли (до 500-600 мм). При наличии в выработке пучащей почвы применяют арки с лежнями или кольцевую крепь.

113

Рис. 6.3. Схемы типовых сечений выработок с металлическими арочными податливыми крепями из спецпрофиля

114

Таблица 6.4 Параметры трехзвенной арочной крепи

Радиус кривизны R, м

Длина, м

β0 (рис. 6.3)

Масса, кг

17

1,45

3,15 105°18′ 53,74

1,65

2,40

37°19′

41,54

7,3

17

1,65

3,50 105° 22′ 59,71

1,65

2,40

37°19′

41,54

8,5

19

1,65

2,90

84° 20′ 55,68

2,11

3,00

47°50′

58,28

10,4

22

2,11

3,60

84° 32′ 78,84

2,11

3,00

47°44′

66,57

12,8

27

2,32

4,50

98° 40′ 121,41

2,62

3,00

40°40′

81,98

′

Масса, кг

α0 (рис. 6.3)

6,4

Длина, м

Радиус кривизны r, м

Стойка

Номер профиля

Верхняк

Площадь поперечного сечения выработки в свету до осадки м2

′

14,5

27

2,62

5,00

98° 40 134,90

2,62

3,00

40°40

17,2

27

2,74

4,00

73° 32′ 107,92

2,74

4,00

53°14′

81,98 108,98

Масса одной межрамной распорки из Масса креуголка 63×63×6 мм с крепежными пежных соединитель- деталями (кг) при длине распорки, м ных замков 0,5 0,8 0,91 1,0 1,25 арки, кг

11,86 (5,93×2)

4,70

6,42

7,05

7,56

8,99

16,44 (8,22×2)

4,88

6,60

7,23

7,74

9,17

Таблица 6.5 Параметры пятизвенной арочной крепи

700

10,3

500

11,0

700

12,5

500

13,3

700

15,2

500

16,2

700

17,1

500

18,1

700

3,00

51,18

1,65

2,40

40,94

17

1,65

3,35

57,15

1,65

2,40

40,94

22

1,65

2,75

60,23

2,11

3,00

65,70

22

2,11

3,40

74,46

2,11

3,00

65,70

27

2,32

4,30

116,01

2,62

3,00

80,94

27

2,62

4,80

129,50

2,62

3,00

80,94

Масса, кг

9,6

1,45

Длина, м

500

Масса, кг

8,9

Длина, м

700

Радиус кривизны R, м

8,5

17

Масса, кг

500

Длина, м

7.9

Номер профиля

Элемент податливости

Стойка

Радиус кривизны r, м

Площадь поперечноВеличина го сечения податливыработки вости, мм в свету до осадки, м2

Верхняк

0,8

14,46

1,0

17,87

0,8

14,46

1,0

17,87

0,8

18,59

1,0

22,97

0,8

18,59

1,0

22,97

0,8

22,84

1,0

28,24

0,8

22,84

1,0

28,24

Масса крепежных деталей четырех соединительных замков, кг

23,72 (5,93×4)

Масса одной межрамной распорки из уголка 63×63×6 мм с крепежными деталями (кг) при длине распорки, м 0,43

0,73

0,84

0,93

1,18

3,29

5,01

5,63

6,15

7,58

3,40

5,12

5,74

6,26

7,69

3,40

5,12

5,74

6,26

7,69

32,88

32,88 (8,22×4)

Таблица 6.6 Параметры подковообразной арочной крепи Площадь поперечного сечения выработки в свету до осадки м2

Длина, м

Масса, кг

Радиус кривизны R, м

Длина, м

Масса, кг

Радиус кривизны R, м

Длина, м

Масса, кг

Стойка правая

Радиус кривизны r, м

Стойка левая

Номер профиля

Верхняк

6,4

17

1,33

2,55

43,60

1,52

2,75

47,02

1,52

2,75

47,02

6,6

17

1,52

2,85

48,74

1,52

2,75

47,02

1,52

2,75

47,02

8,0

17

1,52

2,85

48,74

1,52

3,25

55,58

1,52

3,55

60,70

9,0

17

1,74

3,10

53,01

1,74

3,25

55,58

1,74

3,55

60,70

12,0

22

2,27

4,40

96,36

2,27

3,25

71,18

2,27

3,55

77,79

16,2

27

2,52

4,40

129,60

2,52

3,65

98,85

2,52

3,95

106,65

19,2

27

2,84

5,00

135,00

2,84

3,95

106,65

2,84

4,25

114,75

Суммарная масса всех крепежных деталей соединительных замков, кг

Масса одной межрамной распорки из уголка 63×63×5 мм и крепежных деталей (кг) при длине распорки , м 0,5 0,8 1,0

12,46

3,47

4,00

5,93

18,20

3,65

5,09

6,02

а

б

в

Рис. 6.4. Арочные металлические крепи с безболтовыми (кулачковыми) податливыми узлами конструкции ИГД им. А.А. Скочинского: а – крепь МПК-А3; б – крепь МПК-А4; в – кулачковый податливый узел; 1 – верхняк арки, 2 – стойка арки, 3 – податливый узел, 4 – фиксатор, предохраняющий расхождение профилей, 5 – скоба, 6 – ось, 7 – кулачки, 8 – ограничитель поворота

Арки МПК-АЗ и МПК-А4 в большей степени приспособлены для механизации их возведения в выработке, так как отсутствуют болтовые соединения элементов, и операции по сборке и закреплению податливого узла при установке арки легче механизировать. Металлическая арочная четырехзвенная крепь МПК-А4 с кулачковыми податливыми узлами отличается от крепи МПК-А3 тем, что верхний сегмент состоит из двух отрезков профиля СВП, соединяемых между собой податливым кулачковым узлом. Наличие податливого узла в своде арки обеспечивает боковую податливость крепи (до 400 мм), что позволяет применять арочную крепь в выработках, испытывающих значительное горное давление со стороны боков. Рама крепи МПК-А4 (рис. 6.4, б) состоит из двух верхних 1 и двух боковых 2 сегментов, соединяемых внахлестку посредством податливых соединительных узлов 3. Все несущие элементы арки изготовляются из шахтного специального профиля СВП. Податливый узел 3 крепи МПК-А4 аналогичен податливому узлу крепи МПК-А3. Крепь МПК-А4 возводится в выработке 118

аналогично крепи МПК-А3, добавляются лишь операции по сборке и установке верхнего узла податливости. Крепь МПК-А4 предназначена для крепления горизонтальных и наклонных (до 25°) горных выработок, расположенных как вне зоны, так и в зоне влияния очистных работ, при отсутствии пучащих пород в почве выработки, ожидаемом максимальном опускании кровли 600 мм и сближении боков выработки до 400 мм. Технические характеристики крепи МПК-А3, МПК-А4 и МПК-Т1 приведены в табл. 6.7. Таблица 6.7 Технические характеристики крепи МПК-А3

Показатели

МПК-А3 из спецпрофиля

МПК-А4 из спецпрофиля

МПК-Т1 из спецСВП-17 СВП-22 СВП-27 СВП-33 СВП-22 СВП-27 СВП-33 профиля

Площадь поперечного сечения в свету, м2: – до осадки 8,0 9,1 15,8 15,8 12,5 12,5 – после осадки при максимальной вели7,8 8,8 15,1 15,1 10,1 10,1 чине конструктивной податливости Предельная нагрузка на раму, кН: – в период податливости 210 240 280 320 280 330 – после исчерпания 260 300 350 380 330 390 податливости Максимальная величина конструктивной податливости: – горизонтальной 300 300 300 300 600 600 – вертикальной – – – – 400 400 Максимальная масса 50,5 73,6 151,0 184,5 62,4 76,1 одного элемента, кг Масса податливого узла 7,6 8,0 14,1 16,1 8,0 14,1 в сборке, кг Масса рамы (арки), кг 152,0 244,0 365,0 434,5 253,3 311,5

12,5

10

10,1

8,1

390

210

420

250

600 400

600 –

93,2

94,5

16,1

14,1

362,7

289,0

Кольцевую податливую крепь КМП-К4 изготовляют из шахтного спецпрофиля СВП. Каждое кольцо крепи состоит из нескольких сегментов, соединенных внахлестку при помощи хомутов, планок и гаек аналогично арочным податливым крепям из спецпрофилей СВП. В выработках кольца соединяются между собой тремя-четырьмя металлическими распорками. Податливость крепи осуществляется за счет скольжения сегментов кольца в узлах их соединения. Величина конструктивной податливости крепи (уменьшение диаметра кольца в свету) зависит от числа податливых узлов; при четырех 119

податливых узлах (четырехсегментное кольцо) величина податливости по вертикали достигает 350 мм, по горизонтали (на уровне верхнего борта электровоза) – 200-250 мм. Центрогипрошахт разработал типовые сечения выработок с кольцевой податливой крепью. Параметры разработанных типоразмеров крепи КПК приведены в табл. 6.8, а типовых сечений выработок с этой крепью – на рис. 6.5 и в табл. 6.9. Таблица 6.8

258 282 282 291 289 337 338 344 362

28 252 252 261 259 302 303 309 327

30 30 30 30 30 35 35 35 35

248 254 264 264 354 481 509 509 536

жестком

224 263 276 277 285 270 398 397 438

Предельная нагрузка на кольцо в режиме, кН податливом

после осадки

275 306 321 322 333 416 447 445 487

Масса кольца со стержнями, кг

до осадки

6,5 5,1 7,5 6,1 8,1 6,6 8,3 6,8 8,7 7,2 12,0 9,9 13,2 10,9 13,5 11,1 15,3 12,8

Вертикальная податливость, см

после осадки

до осадки

Высота выработки в свету, см

до осадки

8,6 9,7 10,8 10,8 12,2 16,8 19,9 19,9 23,2

Ширина выработки в свету по почве, см

после осадки

СВП-17 СВП-17 СВП-17 СВП-17 СВП-22 СВП-27 СВП-27 СВП-27 СВП-27

Площадь поперечного сечения, м2 в свету в проходке

Типоразмер профиля

Параметры кольцевой податливой крепи

150 150 150 150 180-200 200-220 200-220 200-220 200-220

250-300 250-300 250-300 250-300 250-320 350-400 350-400 350-400 350-400

Примечание: Площадь поперечного сечения выработки 8,6 м2 для выработок с откаткой аккумуляторными электровозами, 9,7 м2 – для выработок с откаткой контактными электровозами, остальные площади сечений – для выработок с откаткой как аккумуляторными, так и контактными электровозами.

Кольцевую крепь КПК применяют при наличии значительного всестороннего горного давления или пучащих пород в почве выработок, находящихся как в зоне влияния очистных работ, так и в зоне установившегося горного давления. Кольцевая податливая крепь с пологим лежнем КПК-ПЛ (рис. 6.6), разработанная в Тульском политехническом институте, состоит из верхняка 1, лежня 2 и боковых элементов 3 с загнутыми концами-пятами 4, взаимодействующими с упорами на лежне 5. Упоры на лежне выполнены Ш-образной формы и входят в зацепление с концами пят боковых стоек, образуя шарнирные соединения. Податливые соединения внахлестку верхняка с боковыми элементами снабжены обычными П-образными хомутами с планками и гайками 6. 120

Рис 6.5. Металлическая кольцевая податливая крепь

Рис. 6.6. Конструкция крепи КПК-ПЛ

Площадь поперечно- Периметр го сечения выработвыработки, ки в свету м2 после в про- в све- осадки, м ходке ту 8,6 9,7 10,8 12,2 16,8 19,9 23,2

6,5 5,1 7,5 6,1 8,3 6,8 8,7 7,2 12,0 9,9 13,2 10,9 15,3 12,8

Число путей в выработке

Таблица 6.9 Параметры типовых сечений выработок с кольцевой податливой крепью

Размеры, см

Dпр

8,2

331

8,9

351 1

9,4

371

9,9

395

11,6

463

12,4 13,6

2

503 543

Dсв ′ Dсв 300 270 320 290 340 310 360 330 425 390 465 430 505 470

121

В1 В1′

В В′

212 200 212 200 259 245 291 275 349 330 417 395 458 435

275 224 306 263 321 276 333 285 416 370 447 398 487 438

h0′ 55,5 51,5 71,5 87,5 106 145 161

h1 h1′

h2 h2′

106 91 120 105 110 95 106 91 121,5 104 102,5 85 106,5 89

258 228 282 252 282 252 289 159 337 302 338 303 362 327

Аналогично этой конструкции разработано несколько крепей разных размеров для выемочных и главных откаточных штреков. Металлическая трапециевидная крепь МПК-Т1 с кулачковыми узлами податливости (рис. 6.7) конструкции ИГД им. А.А. Скочинского представляет собой отдельные рамы, устанавливаемые вразбежку и соединяемые между собой вдоль выработки четырьмя межрамными стяжками.

Рис. 6.7. Металлическая податливая рамная крепь МПК-Т1

Рама крепи изготовляется из шахтного спецпрофиля СВП и состоит из двух податливых стоек и верхняка. В выработках большой ширины (более 3,5-4 м) и при значительном давлении пород кровли рама имеет три стойки. Каждая стойка состоит из двух отрезков шахтного спецпрофиля, соединяемых внахлестку кулачковым податливым узлом. В кулачковый узел входят скоба 1, ось 3 и два кулачка 2 с ограничителем 4. Податливость крепи осуществляется за счет взаимного скольжения частей стоек в соединительных узлах. Проектная максимальная величина вертикальной податливости крепи 600 мм. Верхние торцы стоек имеют оголовья, которыми они соединяются с верхняком. Крепь предназначена для крепления горизонтальных и наклонных (до 25°) горных выработок, подверженных влиянию очистных работ. Техническая характеристика крепи МПК-Т1 приведена в табл. 6.7. Металлические инвентарные рамные крепи типа МИК, разработанные в ИГД им. А.А. Скочинского, предназначены для многократного использования в подготовительных выработках с небольшим сроком службы и состоят

122

из отдельных рам прямолинейного и криволинейного очертаний, устанавливаемых в выработках на определенном расстоянии одна от другой согласно паспорту крепления. Разработаны и рекомендованы после испытаний для применения на шахтах пять модификаций инвентарной крепи: МИК-4, МИК4С, МИК-4Э, МИК-5, МИК-6. Начато их промышленное освоение и применение на угольных шахтах. Трапециевидная крепь МИК-4 (рис. 6.8, а) состоит из двух податливых стоек, изготовляемых из металлических труб, и верхняка из шахтного спецпрофиля типа СВП. Стойка рамы изготовляется из низколегированных бесшовных труб (Ст45) и состоит из двух частей: основания 6 и выдвижной части 4, нижний конец которой входит внутрь основания. В верхней части основания стойки приварен хомут 5 с четырьмя прорезями, в которые вставляются два распорных клина 9 (рис. 6.8, в). В трубе основания стойки под хомутом разделывается прямоугольное отверстие размером 65×105 мм для расположения вкладыша 7, посредством которого клиньями зажимается выдвижная часть стойки. Одна рабочая поверхность вкладыша, прилегающая к трубе выдвижной части стойки, выполняется вогнутой по радиусу, соответствующему радиусу трубы выдвижной части. К верхнему концу выдвижной части стойки приваривается отрезок спецпрофиля СВП длиной 100 мм, который служит опорой для верхняка. Податливость стойки, а следовательно, и рамы крепи осуществляется за счет скольжения трубы выдвижной части в трубе стойки. При этом сопротивление податливости стойки обеспечивается силами трения между выдвижной частью и основанием, с одной стороны, и вкладышем – с другой. Наряду с рассмотренным клиновым узлом, для стоек крепи МИК-4 разработан соединительный податливый узел с винтовым зажимом (рис.6.8, б), где вкладыш 7 прижимается к выдвижной части стойки с помощью винта 8 и хомута 5, изготовленного из отрезка шахтного спецпрофиля. Верхняк рамы в средней части усилен по длине 1,2 м приваренной снизу к фланцам спецпрофиля пластиной 2 толщиной 5 мм, а для упоров стоек на концах верхняка привариваются такие же пластины 1 и 3 длиной 200 мм. Для соединения верхняка со стойками на концах его предусмотрены пазы по 100 мм. Техническая характеристика крепи МИК-4 приведена в табл. 6.10. Крепь МИК-4С (рис. 6.9, а) отличается от крепи МИК-4 тем, что стойки изготовляются из шахтного спецпрофиля СВП. Стойка также состоит из двух частей: основания 2 и выдвижной части 3. Для соединения обеих частей стойки в податливый узел к фланцам выдвижной части привариваются две пластины 5 и 6, имеющие по три отверстия для распорных клиньев 4. При этом среднее отверстие смещено относительно остальных двух и предназначено для предварительного сжатия основания и выдвижной части стойки при ее сборке. Для соединения стойки с верхняком 1 верхний конец выдвижной части стойки на длине 100 мм сплющивается, что позволяет вставить стойку вовнутрь профиля верхняка, и усиливается приваренной косынкой. 123

Рис. 6.8. Металлическая инвентарная трапециевидная крепь МИК-4: а – рама крепи; б – податливый узел с винтовым зажимом; в – клиновой податливый узел

Крепь МИК-4Э (рис. 6.9, б) отличается от крепи МИК-4С конструкцией податливого узла стойки. Здесь для соединения основания стойки с ее выдвижной частью используется безболтовой (кулачковый) податливый узел, состоящий аналогично податливому узлу в крепи МПК-Т1 из скобы 7, оси 2 и двух эксцентриковых кулачков 3. В выработках со значительным давлением горных пород со стороны кровли крепь МИК-4С усиливается установкой двух подкосов, которые нижней частью опираются на пластины податливого узла, а верхней входят в паз верхняка (рис. 6.9, в). Конструкция подкосов подробнее изложена при описании крепи МИК-5. Техническая характеристика крепи МИК-4Э приведена в табл.6.10. Крепь МИК-5 (рис. 6.10) представляет собой бочкообразную замкнутую раму, состоящую из прямолинейного верхняка 1, двух податливых криволинейных стоек 2 и криволинейного лежня 3, который в случае отсутствия значительного давления пород со стороны почвы может быть выполнен прямолинейным. Конструкция верхняка аналогична верхнякам крепей МИК-4 и МИК-4С. Стойки крепи изготовляются из двух отрезков шахтного спецпрофиля СВП, изогнутых по радиусу R =3,57 м и с обращенным к стенке (породе) выработки днищем профиля. Обе части стойки соединяются внахлестку с помощью двух пластин с отверстиями и распорных клиньев, образуя податливый узел, аналогичный податливому узлу крепи МИК-4С. Нижний элемент крепи (лежень) также изготовляется из шахтного спецпрофиля, обращенного 124

Рис. 6.9. Металлические инвентарные трапециевидные крепи из шахтного спецпрофиля: а – МИК-4С; б – МИК-4Э; в – МИК-4С с усилением

фланцами внутрь выработки; для упора стоек на концах лежня привариваются пластины размером 120×20×5 мм. Прямолинейный лежень в средней части усилен приваренной к фланцам пластиной длиной 1200 мм. Соединение стоек с верхняком и лежнем осуществляется так же, как у крепи МИК-4С. Соединение лежня со стойками в крепи МИК-5 выполняется в двух вариантах: без горизонтальной податливости в нижней части рамы [узел II (1)] и с горизонтальной податливостью понизу на величину до 250 мм [узел II (2)]. В первом варианте к лежню на расстоянии 100 мм от концов привариваются две пластины 4 размером 120×200×5 мм, в которые упираются стойки. Во втором варианте лежень со стойкой соединяется внахлестку при помощи одного или двух хомутов с гайками, что обеспечивает в нижней части рамы горизонтальную податливость на величину 200-250 мм.

125

Таблица 6.10 Техническая характеристика крепи типа МИК Показатели 1 Площадь поперечного сечения выработки в свету, м2: – до осадки – после осадки на 300 мм Расчетная величина податливости крепи, мм: –вертикальной – горизонтальной Стойка: – материал – величина раздвижки, мм Предельная нагрузка на стойку, кН: – сжатие – поперечный изгиб То же, с усилением подкосами Масса стойки в сборе, кг Верхняк: – материал – длина, мм – масса, кг Предельная нагрузка на верхняк, кН То же с усилением подкосами, кН Распорный элемент (подкос): – материал – длина, мм

МИК-4 2

МИК-4С 3

МИК-4Э 4

МИК-5/1 5

МИК-5/11 6

МИК-6/1 7

МИК-6/11 8

6,8 5,9

6,8 5,9

6,8 5,9

7 6,1

7 6,0

6,5 5,6

6,5 5,0

600 –

600 –

600 –

700 –

700 – / 250

700 300 / –

700 300/250

Труба 89×5 650

СВП-17 650

СВП-17 650

СВП-17 750

СВП-17 750

СВП-17 750

СВП-17 750

50-100/150 40 – 26,0

50-100/150 40 63 57,3

50-100/150 40 – 58,6

50-100/150 100 100 58,8

50-100/150 100 160 63,1

50-100/150 160 – 18,7

50-100/150 160 – 23,0

СВП-22 2400 60 120 –

СВП-22 2400 60 120 До 300

СВП-22 2400 60 120 –

СВП-22 2400 60 120 До 300

СВП-22 2400 60 120 До 300

СВП-17 3000 55 250 –

СВП-17 3000 55 250 –

– –

СВП-17 1000- 2000

– –

СВП-17 1000- 2000

СВП-17 1000-2000

– –

– –

Продолжение табл. 6.10 1 Величина раздвижки, мм

2 –

3 300

4 –

5 300

6 300

7

8

Масса, кг

–

От 26 до 43

–

От 26 до 43

От 26 до 43

–

–

Сопротивление сжатию, кН Материал лежня Длина, мм: – криволинейного – прямолинейного Масса, кг: – криволинейного – прямолинейного

– –

120-150 СВП-17

– –

120-150 СВП-17

120-150 СВП-17

– СВП-17

– СВП-17

–

3100 –

– –

3100 3000

2650 2550

3100 3000

2650 2550

– –

68 –

– –

54,4 72

45,3 67,7

54 72

45,3 67,7

–

120

–

120

120

120

120

–

–

–

70

70

70

70

112 –

175 225

178 –

233 280

232,5 280

214,5 –

2,14 –

120

120 До 300

120

120 300

120 300

250 –

250 –

–со стороны боков выработки без усиления подкосами с усилением подкосами

40 –

40 60

40 –

100 160

100 160

160 –

160 –

–со стороны почвы

–

120

–

120

120

120

120

Предельная нагрузка на лежень, кН: – криволинейного – прямолинейного Масса рамы в сборе, кг: – без усиления подкосами – с усилением подкосами Предельная нагрузка на раму, кН: – cо стороны кровли: без усиления подкосами с усилением подкосами

Рис. 6.10. Металлические инвентарные крепи криволинейного очертания: а – МИК-5; б – МИК-5 с усилением; в – МИК-6

В выработках на участках со значительным горным давлением в зоне влияния очистных работ крепь усиливается установкой двух распорных наклонно расположенных элементов (подкосов), которые нижней частью устанавливаются на пластины податливого узла, а верхней входят в паз верхняка, упираясь в его среднюю пластину (рис. 6.10). Подкосы изготовляют раздвижными из двух отрезков спецпрофиля СВП-17: основания длиной 1500 мм и выдвижной части длиной 700 мм, которая вставляется в основание подкоса. В выдвижной части подкоса расположены в шахматном порядке отверстия. В одно из них, в зависимости от требуемой длины подкоса, вставляется распорный клин. Для опоры подкоса в нижней части стойки привариваются две пластины. Подкос работает в жестком режиме; его несущая способность на сжатие составляет 120 кН, масса – 43 кг, максимальная длина – 2000 мм, раздвижность – 300 мм. Распорные элементы (подкосы) – съемные и устанавливаются временно в местах значительного повышения горного давления, например, в штреке при приближении забоя лавы, на участке интенсивного влияния очистных работ. 128

Крепь МИК-5 предназначена для крепления горизонтальных подготовительных горных выработок, испытывающих значительное давление горных пород на крепь со стороны боков и почвы выработки. Крепь МИК-6 (рис. 6.10, в) изготовляется из шахтного спецпрофиля СВП и имеет замкнутую криволинейную конфигурацию. Стойки и лежень рамы аналогичны крепи МИК-5. Верхняк состоит из двух сегментов, соединяемых в вершине свода внахлестку посредством стандартного податливого узла (два хомута с планкой и гайками), применяемого в серийных арочных крепях из спецпрофиля или кулачкового узла, применяемого в крепях МПКАЗ и МИК-4Э. Концы верхняка соединяются со стойками при помощи клинового или кулачкового податливого узла. Соединение стоек с лежнем выполняется либо шарнирным (при работе в жестком режиме), либо податливым. В первом случае (шарнирное соединение) на расстоянии 60-100 мм от нижнего конца стойки фланцы и стенки профиля подгибаются внутрь профиля, что обеспечивает шарнирное соединение основания стойки с лежнем; во втором случае (податливое соединение) нижний конец стойки длиной 250 мм загибается под углом 65-68° и соединяется внахлестку с лежнем при помощи одного или двух хомутов с гайками аналогично соединению в крепи МИК-5. Величина горизонтальной податливости понизу составляет 200-250 мм. Крепь МИК-6 предназначена для выработок со значительным всесторонним горным давлением. Металлическая трапециевидная податливая крепь КВВ конструкции КНИУИ предназначена для крепления горизонтальных и наклонных (до 18°) выработок, прилегающих к очистному забою, проводимых по углю и породам. Крепь КВВ (рис. 6.11, а) состоит из верхняка и двух составных стоек с клиновыми узлами податливости. Верхняк крепи изготовляется из шахтного профиля СВП-22 или СВП-27 в зависимости от горно-геологических условий и размера поперечного сечения выработки. Для повышения несущей способности крепи на участке выработки, находящейся в зоне активного горного давления, устанавливаются дополнительные стойки под верхняк (гидростойки, металлические стойки трения, деревянные стойки). Боковые стойки крепи состоят из двух отрезков спецпрофиля (СВП-22, СВП-27), соединенных посредством клиновых замков. Узел соединения верхняка со стойкой выполнен в виде постели из спецпрофиля с ограничителем, привариваемой на верхнем элементе стойки. К нижним частям стоек привариваются опорные башмаки. Для выработок, породы почвы которых склонны к пучению, в конструкции крепи предусмотрено применение криволинейного нижнего элемента (лежня), цельного или составного из СВП-22 или СВП-27 (рис. 6.11, б). Соединительный податливый узел стойки состоит из двух замкнутых хомутов, клина и ограничителей на нижнем элементе стойки. Взаимное прижатие профилей в месте нахлестки элементов достигается за счет забивки клина. При взаимном перемещении элементов стойки в режиме податливости изменение несущей способности крепи имеет нарастающий характер. 129

Предельная нагрузка на раму КВВ для выработок площадью поперечного сечения в свету (до осадки) 4,5-12 м2 составляет в зависимости от типоразмера профиля 140-200 кН, с усилением третьей стойкой – 340-400 кН; максимальная величина податливости – 600 мм, масса – 182-317 кг. Металлическая трапециевидная податливая шарнирная крепь МТПШ-2 разработана ПечорНИУИ и испытана на шахтах Печорского угольного бассейна. Рама крепи МТПШ-2 (рис. 6.11, в) состоит из верхняка 1 и двух составных стоек. Стойка изготовляется из двух отрезков 2 и 3, соединенных внахлестку хомутами 4 с планкой и гайками аналогично типовому податливому соединению стандартной арочной крепи из спецпрофиля.

Рис. 6.11. Металлические трапециевидные податливые крепи: а – КВВ без лежня; б – КВВ с лежнем; в – МТПШ-2 конструкции ПечорНИУИ 130

Для предотвращения перекоса соединительных хомутов при скольжении частей стойки в период податливости крепи предусмотрен специальный упор (ограничитель). Соединение стойки с верхняком осуществляется с применением съемного промежуточного элемента (проставки) 6, который крепится к стойке при помощи выштампованных на боковых поверхностях профиля сферических выступов 5, вставляемых в зазор, образованный боковыми поверхностями и полками верхнего конца стойки. С верхняком проставка соединяется хомутом 4, аналогичным хомуту податливого узла стойки. Шарнирность соединения стойки с верхняком обеспечивается возможным их отклонением (до 15°) в промежуточном элементе-шарнире. Крепь изготавливается трех типоразмеров (табл. 6.11). Таблица 6.11 Характеристика крепи МТПШ-2 Типоразмер крепи I II III 6,7 7,6 8,8 140-150 130-140 120-130 2400 2600 2942

Показатели Площадь поперечного сечения в свету, м2 Предельная нагрузка, кН Ширина выработки в свету, мм Максимальная величина податливости (вертикальной), мм Максимальная масса одного элемента, кг Масса рамы из спецпрофиля СВП-27, кг

500

600

700

70 276

74 285

86 300

Крепь МТПШ-2 предназначена для крепления подготовительных выработок на пологих пластах со значительным смещением пород кровли при отсутствии пучащих пород в почве. Арочные жесткие крепи. Каждая арка крепи состоит из двух криволинейных элементов, изготовляемых из двутавровых балок или рельсов и жестко соединяемых между собой в вершине свода при помощи планок и болтов (рис. 6.12). Применяют планки плоские (из полосового железа) и фигурные (литые или штампованные). Фигурные планки передают нагрузку непосредственно на полки двутавровых балок и предохраняют тем самым болты от среза. К достоинствам арочных жестких крепей относятся несложность конструкции и технологии изготовления, к недостаткам – жесткость конструкции, большая длина и значительная масса отдельных элементов арок, а также наличие болтовых соединений. Эти крепи предназначены для выработок с установившимся горным давлением при отсутствии пучащих пород в почве. В настоящее время в отечественной практике арочные жесткие крепи применяются редко. Однако за рубежом такие крепи получили довольно широкое практическое применение, поскольку широкополочные двутавровые шахтные профили, из которых изготовляются жесткие арочные крепи, по удельной несущей способности более экономичны, чем желобчатые профили. 131

а

б

в

Рис. 6.12. Арочная жесткая крепь: а. – общий вид; б – плоские планки; в– фигурные планки

Кольцевые жесткие крепи по конструкции и принципу работы аналогичны арочным жестким крепям и отличаются от них наличием нижних элементов, образующих обратный свод (рис. 6.13.).

Рис. 6.13. Кольцевая жесткая крепь

132

Эти крепи предназначены для крепления выработок с установившимся всесторонним горным давлением. Трапециевидные крепи. Каждая рама крепи состоит из двух стоек и верхняка, изготовленных из двутавровых балок или рельсов (рис. 6.14). При слабых породах в почве стойки рамы устанавливают на поперечный лежень. Стойки с верхняком соединяют с помощью башмаков (рис. 6.14,а), планок, уголков и болтов с гайками (рис.6.14, б) или без применения соединительных элементов. Соединение при помощи съемных башмаков является более совершенным, так как при этом уменьшается трудоемкость сборки крепи в шахте, облегчается извлечение крепи при погашении и перекреплении выработок, кроме того, обеспечивается шарнирность соединения стоек с верхняком. В некоторых случаях, при большой ширине выработки и значительном горном давлении, в середине металлической трапециевидной рамы устанавливается третья (средняя стойка). Преимуществами трапециевидных крепей является несложность конструкции и технологии изготовления, а также то, что в выработках, проводимых по пласту, не нарушается кровля.

Рис. 6.14. Трапециевидные шарнирные и жесткие крепи

133

Металлические крепи зарубежных стран. В зарубежной угольной промышленности (ФРГ, Бельгии, Англии и других странах) широко применяют податливые, жесткие, шарнирные и шарнирно-податливые металлические крепи из специальных шахтных желобчатых, колоколообразных, двутавровых, бокалообразных и других профилей проката. В податливых крепях предусматриваются соединения элементов крепи, обеспечивающие ограниченное смещение относительно друг друга или вводятся специальные узлы податливости. Конструкция податливого соединения стойки и верхняка из профиля ТН показана на рис. 6.15, а. Ряд зарубежных фирм выпускает податливую крепь с клиновыми податливыми соединениями элементов, обеспечивающими нарастающее сопротивление крепи (рис. 6.15, б, в, г, д). Податливые соединения элементов крепи, изготовляемой из колоколообразного профиля, выпускаются в виде полускоб и планок и позволяют соединять в одном узле два и более элементов из профиля любого типоразмера (рис. 6.15, з). На рис. 6.16 показана конструкция податливого соединения крепи из желобчатого профиля, обладающая стабильным сопротивлением податливости. Элементы крепи снабжены соединительными хомутами 1 и 2, приваренными соответственно к наружным и внутренним элементам соединения. Внутри стойки приваривается диафрагма 5, служащая опорой для деревянного вкладыша 4, верхний конец которого входит в верхняк. В торцах верхняка

Рис. 6.15. Податливые соединения элементов крепи из специальных желобчатых профилей проката: а – для профиля ТН; б, в – с затяжным клином; г – с поворотным клином; д – самозатяжные; е, ж – для профилей фирмы «Кюнстлер»; з – для колокообразного профиля

134

предусмотрены фигурные пластины 3, образующие сужение в сечении профиля. При взаимном перемещении элементов арки под действием горного давления деревянный вкладыш деформируется, в результате чего возникает сопротивление податливости. Для податливого соединения элементов крепей, выполненных из двутавра, применяются фигурные накладки (рис. 6.17). Сопротивление податливости таких крепей обеспечивается за счет сил трения, возникающих при проскальзывании элементов крепи между накладками. Для повышения начального сопротивления податливости на концах элементов крепи могут устанавливаться шпильки, которые срезаются торцами накладок при определенной величине нагрузки Рис. 6.16. Податливое соединение элементов на крепь. Стандартные планки крепи со стабилизованным сопротивлением обеспечивают податливость в податливости пределах 200-400 мм. Металлургический завод фирмы «Август Тиссен» (ФРГ) выпускает удлиненные планки, обеспечивающие податливость соединения в пределах 7001000 мм. Такие планки применяются как для соединения элементов арок, так и в качестве податливых опор. Конструкции податливых узлов для податливых крепей показаны на рис. 6.18. Эти узлы, как правило, предназначены для обеспечения вертикальной податливости крепи и выполнены в виде стоек. Сопротивление в них достигается за счет сил трения, а также деформации или разрушения специальных элементов. Податливый узел фирмы «Бекорит» (ФРГ) выполнен из двух отрезков швеллера (рис. 6.18, а), скрепленных в нижней части хомутом 1; на верхнюю часть узла надевается скоба с горизонтальным клином 2. Зажимное усилие в узле создается вертикальным клином 3. В податливом узле фирмы «Шварц» (ФРГ) корпус сварен из двух отрезков швеллера (рис. 6.18, б); для усиления конструкции на верхний конец корпуса приваривается хомут 1. Внутри кор-

135

пуса имеются специальные направляющие 2, профиль которых соответствует профилю элементов крепи. К верхней части корпуса с внутренней стороны

Рис. 6.17. Податливые соединения элементов крепи из проката двутаврового профиля

приварена клиновая пластина 3, а между корпусом узла и профилем элементов крепи помещен самозатягивающийся клин 4. Благодаря применению клиновой пары в замке податливого узла возникает большое усилие распора, обеспечивающее высокое сопротивление крепи. Корпус податливого узла фирмы «Гутехофнунгсхютте» (рис. 6.18, в) состоит из двух швеллеров, соединенных в верхней части хомутом 1 и планкой 2 с гайками, а в нижней части – с помощью приваренных накладок 3. Сопротивление податливости достигается за счет сил трения, возникающих между соприкасающимися поверхностями элементов крепи и корпуса податливого узла. Для увеличения сопротивления трения между профилем крепи и корпусом узла помещены пластины 4 и 5 из тонкой листовой стали. Пластина 4 огибает профиль крепи и при вдвижении последнего в корпус узла втягивается внутрь; пластина 5 укреплена неподвижно. Корпус 1 податливого узла фирмы «Реппель» (ФРГ) выполнен из двух отрезков полосовой стали, снизу приваренных к опорной плите, а сверху скрепленных хомутом 2 (рис. 6.18, г). Внутри корпуса помещена стальная пластина 3, один конец которой закреплен на корпусе узла. К нижней части стойки крепи приварен опорный полуцилиндр 4 из листовой стали. При вдвижении стойки крепи в корпус узла, свободный конец стальной пластины втягивается в корпус. Возникающие при этом силы трения и сопротивления деформации полосы создают сопротивление податливости. В зависимости от диаметра опорного полуцилиндра и толщины стальной полосы сопротивление податливости может изменяться от 20 до 250 кН и более. Для нагрузки, превышающей 150 кН, выпускают податливые узлы усиленной конструкции. В настоящее время наибольшее распространение получили податливые узлы 136

с сопротивлением податливости 8-10 кН, обеспечивающие минимальную деформацию крепи.

4 7 Рис. 6.18. Конструкции податливых узлов

На рис. 6.18, д показан податливый узел фирмы «Усшпурвис» (ФРГ), корпус которого выполнен из коробчатого профиля. В корпусе узла имеется деревянный вкладыш 1 и шарнирный направляющий башмак 2. Сопротивление податливости узла достигается за счет сопротивления деформации деревянного вкладыша и сопротивления трения. Изготовляемые фирмой «Герлах» (ФРГ) податливые узлы (рис. 6.18, е) состоят из корпуса коробчатого профиля и зажимной накладки. Накладка выполнена в виде двух снабженных режущими зубьями пластин, скрепляемых болтами. Под действием усилия, создаваемого стяжными болтами, зубья накладки внедряются в стенку двутаврового профиля крепи и при вдвижении 137

элемента крепи в корпус узла прорезают в стенке двутавра борозды, создавая тем самым сопротивление податливости. Податливые узлы с постоянным сопротивлением податливости основаны на принципе разрушения специальных элементов конструкции. К таким податливым узлам относятся узлы фирм «Мюллер-Борггрефе» «Шмидт» (ФРГ). В податливом узле фирмы «Шмидт» (рис. 6.18, ж) между двумя V-образными профилями 1, которые служат направляющими для элемента крепи 2, закреплен при помощи болтов вкладыш из отрезков стальных уголков 8. Вся конструкция скрепляется при помощи планок 4 и болтов 5. Элемент крепи снабжен ножом 6, который под действием горного давления разрушает вкладыш и соединительные болты 7. В шарнирных крепях соединение элементов производится при помощи шарнирных узлов, представленных на рис. 6.19 и 6.20. На рис. 6.19. показаны безболтовые шарнирные узлы, в которых нагрузки воспринимаются опорными поверхностями сопрягаемых элементов, а поперечная связь обеспечивается соответствующей их профилировкой. Такие узлы обеспечивают достаточно подвижное соединение элементов крепи, однако при нагрузке, превышающей определенную величину, узлы могут раскрыться и крепь потеряет устойчивость. На рис. 6.20 показаны конструкции болтовых шарнирных узлов, в которых растягивающие усилия воспринимаются болтами, а сжимающие и боковые – соответствующими опорными поверхностями шарниров. Эти шарнирные узлы обладают большей устойчивостью, чем безболтовые. В шарнирно-податливых крепях соединение элементов и обеспечение податливости производятся при помощи приведенных выше шарнирных и податливых узлов. На рис. 6.21 в качестве примера показана конструкция шарнирно-податливой крепи фирмы «Усшпурвис» (ФРГ).

138

Рис. 6.19. Безболтовые шарнирные узы: а – фирмы «Герлах»; б – фирмы «Шварц»; в – фирмы «Лоренц»; г – фирмы «Мюллер-Борггрефе»

Рис. 6.20. Болтовые шарнирные узлы: а – фирмы «Усшпурвис»; б – фирмы «Аугуст-Туссейн»; в – фирмы «Кюнстлер»

Рис. 6.21. Арочная шарнирно-податливая крепь фирмы»Усшпурвис»

139

Жесткие металлические крепи широко применяются для крепления горных выработок во всех отраслях горнодобывающей промышленности. Из различных типов жесткой металлической крепи наиболее широкое применение получили арочные крепи. Для соединения элементов арочных крепей применяются планки различных конструкций. Стандартные болтовые планки для крепей из двутавровых профилей (рис. 6.22, а) выпускаются фирмой «Аугуст Туссейн» (ФРГ). Такие накладные планки усиливают профиль крепи, несмотря на ослабление мест соединения отверстиями для болтов. Однако болтовые соединения обладают существенным недостатком – в результате коррозии болтов они становятся трудно разъемными. Потому применяется безболтовое соединение элементов крепи. На рис. 6.22, б показано соединение такого типа, выпускаемое фирмой «Хайнцман» (ФРГ). Соединение элементов производится двумя планками, одна из которых снабжена двумя штырями с прорезями для клиньев, а другая – отверстиями. Клинья, во избежание их утери, прикрепляются к планке цепочкой. Разработано также клино-крюковое соединение (рис. 6. 22, в). Межрамные распорки, применяемые для продольной связи между отдельными рамами крепи, и узлы крепления их к рамам приведены на рис. 6.23 – 6.24. Межрамная распорка из уголка для крепей из желобчатого профиля прикрепляется к аркам с помощью скоб, состоящих из планки с вкладышем и двух шпилек; такая конструкция скобы предотвращает деформацию профиля под воздействием сжимающих или растягивающих усилий в распорках (рис. 6.23, а). В выемочных штреках угольных шахт ФРГ применяются межрамные распорки с выбиваемой скобой (рис. 6.23, б). Эти распорки легко снимаются с крепи ударом молотка по скобе. На криволинейных участках,

140

Рис. 6.22. Планки для соединения элементов жестких крепей: а – фирмы «Аугуст-Туссейн» для болтового соединения; б – безболтовое соединение со штырями фирмы «Хайнцман»; в – клино-крюковое соединение; 1 – клин; 2 – зажимной крюк

141

Рис. 6.23. Конструкции металлических распорок и узлов крепления их к рамам крепи: а – из желобчатого профиля; б – с выбиваемой стойкой; в – с переменным шагом; г – временная усиленная; д – с крюком; е – быстроустанавливаемые; ж – для выработок переменного сечения; з – временная для установки рам с переменным шагом 142

а также при изменяющейся плотности крепи, применяются раздвижные распорки, длину которых можно изменять, вставляя соединительные болты в различные отверстия в полках уголка (рис. 6.23, в). Для предупреждения разрушения крепи при взрывных работах устанавливаются между рамами крепи временные усиленные распорки квадратного сечения (ФРГ). На рис.6.23, г показано прикрепление такой распорки с помощью скобы и клиньев. Эти соединения просты в установке, не имеют выступающих частей и потому более устойчивы против ударов кусков породы. Временная распорка, заканчивающаяся на конце, обращенном к забою крюком, представлена на рис. 6.23, д. Две стыкующиеся распорки охватываются скобой с выступом, который заводится за полку профиля, после чего скоба заклинивается. На рис. 6.23, е показаны быстроустанавливаемые продольные распорки фирмы «Штальаусбау» (ФРГ), концы которых, имеющие фигурные вырезы, отгибаются ударами молотка и прочно удерживают раму крепи. Такие распорки могут выполняться из отрезков того же проката, что и сама крепь. В выработках переменного сечения продольная связь между рамами крепи осуществляется с помощью изогнутых распорок из полосовой стали (рис. 6.23, ж). Соединение распорок с профилем крепи осуществляется с помощью планок и болтов. Для временного соединения рам крепи, установленной с переменным шагом, фирмой «Шефер» (ФРГ) разработана конструкция распорки (рис. 6.23, з), состоящей из прямоугольного стержня 1 и перемещающихся по нему клиновых скоб 2 с распорными клиньями 3. Стержень свободно перемещается в имеющихся в скобах вырезах и может быть закреплен в любом положении с помощью клиньев 3. Деревянные распорки закрепляются на рамах крепи при помощи различных скоб-фиксаторов и подвесок, приведенных на рис. 6.24.

Рис. 6.24. Узлы крепления деревянных распорок к рамам металлической крепи 143

Продольная устойчивость рамной крепи обеспечивается выше описанными металлическими и деревянными распорками. Металлические распорки применяются в выработках со сроком службы более трех лет, деревянные – до трех лет. 6.3. Крепление выработок монолитными бетонной и железобетонной крепями Монолитная бетонная крепь применяется в капитальных выработках, камерах и сопряжениях выработок околоствольных дворов, а также сопряжениях капитальных горизонтальных и наклонных выработок со значительным сроком службы, не подверженных влиянию неупругих деформаций пород, вмещающих эти выработки и очистных работ. В качестве материала для возведения монолитных бетонных крепей применяется бетон. Бетон как крепежный материал обладает высокой прочностью (при действии сжимающих нагрузок), долговечностью, огнестойкостью и относительно невысокой стоимостью, поскольку готовится из местных материалов. Особенности бетона – хрупкость при ударе и незначительная сопротивляемость растягивающим и изгибающим усилиям (в 8-10 раз меньше прочности при сжатии). Для бетонных и железобетонных подземных конструкций применяются конструкционные бетоны: тяжелый – средней плотности (2200-2500 кг/м3); мелкозернистый – средней плотности свыше 1800 кг/м3; легкий – плотной и поризованной структуры. При проектировании бетонных и железобетонных конструкций крепи в зависимости от их назначения и условий работы следует устанавливать показатели качества бетона, основными из которых являются: класс по прочности на сжатие В; класс по прочности на осевое растяжение Вt (назначают в случаях, когда эта характеристика имеет главенствующее значение и контролируется на производстве); марка по водопроницаемости W (должна назначаться для конструкций, к которым предъявляются требования ограничения проницаемости). Классы бетона по прочности на сжатие и осевое растяжение отвечают значению гарантированной прочности бетона (МПа) с обеспеченностью 0,95. Соотношение между классом и маркой бетона по прочности на сжатие при нормативном коэффициенте вариации К=13,5% следует принимать R=В/0,778. Например, для класса В15 средняя прочность будет R=20 МПа. Данные по соотношению между классами и марками бетона по прочности на сжатие приведены в табл. 6.12.

144

Таблица 6.12 Соотношения между классами и марками бетона Средняя прочность бетоОтклонение ближайКласс бетона по на данного класса, МПа, Ближайшая марка шей марки бетона от прочности на бетона по прочности средней прочности при коэффициенте сжатие вариации 13,5% класса, % В2 26,2 M25 – 4,6 В2,5 32,7 M35 + 7,0 В3,5 45,8 M50 + 9,1 В5 65,5 M75 + 14,5 В7,5 98,2 M100 + 1,8 В10 131,0 M150 + 14,5 В12,5 163,7 M150 – 8,4 B15 195,5 M200 + 1,8 B20 261,9 M250 – 4,5 B22,5 294,4 M300 + 1,9 B25 327,4 M350 + 6,9 B30 392,9 M400 + 1,8 B35 458,4 M450 – 1,8 B40 523,9 M500 – 4,8 B45 589,4 M600 + 1,8 B50 654,8 M700 + 6,9 B55 720,3 M700 – 2,8 B60 785,8 M800 + 1,8

Для бетонных и железобетонных конструкций крепи можно предусматривать бетоны следующих классов и марок: • класс по прочности на сжатие – тяжелый бетон* – В15; В20; В25; В30; В35; В40; В45; В50; В55; В60; – мелкозернистый бетон групп: А – естественного твердения или подвергнутый тепловой обработке при атмосферном давлении на песке с модулем крупности свыше 2 – В15; В20; В25; В30; В35; В40; Б – то же, с модулем крупности 2 и менее – В15; В20; В25; В30; В – подвергнутый автоклавной обработке—В15; В20; В25; В30; В35; В40; В50; В55; В60; – легкий бетон** марок по средней плотности: D1400, D1500 – B15; В20; В25; В30; D1600, D1700 – B15; В20; В25; В30; В35; D1800, D1900 – B15; В20; В25; В30; В35; D2000 – B20; В25; В30; В35; В40; * Тяжелый бетон – бетон плотностью 2200-2500 кг/м3 ** Легкий бетон – бетон плотностью 500-1800 кг/м3 145

• класс по прочности на осевое растяжение – тяжелый, мелкозернистый и легкий бетоны – Вt 1,2; Вt 1,6; Вt 2; Вt 2,4; Вt 2,8; Вt 3,2 (соотношение между классом и маркой бетона по прочности при осевом растяжении такое как при осевом сжатии); • марки по водонепроницаемости – тяжелый, мелкозернистый и легкий бетоны – W2; W4; W6; W8; W10; W12. Водонепроницаемость бетона характеризуется маркой, обозначающей одностороннее гидростатическое давление, при котором бетонный образец – цилиндр не пропускает воду в условиях стандартного испытания. Между коэффициентом фильтрации Кф и маркой по водонепроницаемости имеется определенное соотношение: чем ниже Кф, тем выше марка по водонепроницаемости. Коэффициент фильтрации Кф определяется из выражения К ф = vв а /[S ( p1 − p 2 ) ⋅ t ] , где vв – количество воды, м3, проходящей через стенку площадью S = 1 м2, толщиной а = 1 м за время t = 1 ч. при разности гидростатического давления на границах стенки р1 – р2 = 1 м вод.ст. Коэффициент фильтрации имеет размерность скорости; • марки по средней плотности: – легкий бетон – D1400; D1500; D1700; D1800; D1900; D2000; – поризованный бетон – D 1200; D1300; D1400. По плотности различают бетоны тяжелые и легкие. Тяжелый бетон готовят из тяжелых заполнителей – песка, гравия или щебня из гранита, известняка, кварцита и других тяжелых пород; легкий бетон – из пористых легких заполнителей, например шлаков. В качестве легкого заполнителя применяют также искусственный материал в виде гравия или из щебня – керамзита. Прочность бетона определяется по истечении 28 дней с момента его изготовления при твердении в стандартных условиях. При изготовлении в заводских условиях разрешается принимать проектную прочность изделий после окончания тепловой обработки. Прочность бетона в основном зависит от марки цемента, количества воды, способа приготовления и укладки бетона, условий твердения и т. п. Прочность бетона с течением времени нарастает. Смесь цемента, воды и заполнителей до затвердения называют бетонной смесью. Состав бетонной смеси обозначают отношением масс входящих компонентов I: II: III. Это означает, что на одну часть цемента (по массе) приходятся две части песка и три части щебня или гравия. Для горной крепи наиболее часто применяют бетоны состава: 1:2:3; 1:3:5; 1:4:6. Состав бетонной смеси может быть выражен также в виде расхода (по массе) материалов на 1 м3 бетонной смеси. Например, на 1 м3 бетонной смеси (для получения бетонной крепи класса В15) потребуется: цемента марки 400 – 300 кг, песка – 600 кг, щебня – 1200 кг и воды – 180 л (всего 2280 кг материалов). В качестве заполнителей применяются чистые мытые кварцевые и кварцево-полевошпатовые пески с содержанием глины, ила или мелких пылевидных фракций не более 3% и модулем крупности от 1,5 до 4 и щебень

146

или гравий крупностью не более 40 мм. Прочность крупного заполнителя должна превышать прочность бетона. Подбор состава бетонной смеси производится в лаборатории. В этом случае преследуется цель – при наименьшем расходе цемента получить удобную для укладки бетонную смесь, обеспечивающую после твердения заданную прочность бетона. В зависимости от количества воды бетонная смесь бывает жесткой, пластичной и литой. Жесткая бетонная смесь содержит 130-170 л воды на 1 м3 смеси. При использовании такой бетонной смеси необходимо усиленное ее уплотнение – трамбование или вибрирование. При этом бетонная смесь разжижается, становится текучей и хорошо заполняет форму или заопалубочное пространство. По окончании вибрирования бетонная смесь становится твердой. Бетон из жесткой смеси не дает осадки конуса, обладает более высокой прочностью по сравнению с бетоном из пластичной и литой бетонных смесей аналогичного состава. Пластичная бетонная смесь содержит в 1 м3 170-230 л воды. Укладка пластичной бетонной смеси требует небольшого уплотнения, осадка конуса до 13 см. Литая бетонная смесь содержит в 1 м3 свыше 230 л воды. При укладке литой бетонной смеси не требуется уплотнения трамбованием или вибрированием. Осадка конуса более 13 см. Отношение массы воды к массе цемента в бетонной смеси называют водоцементным отношением В/Ц. Это один из главных факторов, влияющих на прочность бетона. Максимальное количество воды, необходимое для химической реакции с цементом, составляет 10-20% его массы (В/Ц=0,1-0,2). Вода свыше этого количества испаряется и образует в бетоне поры, снижая его прочность. Однако при водоцементном отношении, равном 0,1-0,2, бетонная смесь настолько жесткая (сухая), что ее невозможно хорошо перемешать и плотно уложить в форму или за опалубку. Поэтому для жестких бетонных смесей количество воды несколько увеличивают (В/Ц=0,3-0,4), а для повышения удобоукладываемости (способности бетонной смеси заполнять форму) применяют пластифицированные добавки и сильную вибрацию. Состав бетонной смеси определяют чаще всего, пользуясь расчетно-экспериментальным методом, предложенным Б.Г. Скрамтаевым и Ю.М. Баженовым. Расчет ведется для сухих материалов, а затем корректируется с учетом фактической влажности заполнителей. В горном деле, кроме обычных цементных бетонов, иногда применяют пробужденные бетоны, сырьем для которых служат различные шлаки или горелые породы из шахтных отвалов. Это сырье содержит те же вещества, что и цемент, поэтому после тонкого их измельчения в специальных установках – бегунах в присутствии воды они приобретают вяжущие свойства, способность затвердевать. 147

Для крепления горных выработок применяют главным образом тяжелые цементные бетоны класса В12,5 и выше из жестких смесей. Пластичную бетонную смесь применяют в сильно армированных конструкциях крепи, когда усиленным трамбованием можно повредить арматуру. Литую бетонную смесь применяют только при изготовлении центрифугированных железобетонных конструкций крепей. К специальным видам бетона, применяемым в горном деле, относят водонепроницаемый бетон, торкрет-бетон и набрызг-бетон. Водонепроницаемый бетон – бетон, не пропускающий воду при давлении 0,2 МПа и выше. Водонепроницаемость бетона достигается уменьшением водоцементного отношения, увеличением расхода и тонкости помола цемента, применением специальных (расширяющихся, безусадочных и др.) цементов, введением добавок (уплотняющих, пластифицирующих и др.), применением специальных методов уплотнения и водотепловой обработки. Институтом Центрогипрошахт унифицированными сечениями горных выработок предусмотрены в зависимости от горно-геологических условий следующие виды и типоразмеры монолитных бетонных крепей: – с вертикальными стенками и сводчатым перекрытием (рис. 6.25, а) для пород с f =3-9; – с вертикальными стенами, сводчатым перекрытием и обратным бетонным сводом (рис. 6.25, б) для пород с f =1-2; – бетонная цилиндрическая (рис. 6.25, в) и арочная с обратным сводом (рис. 6.25, г) крепи для сложных горно-геологических условий при давлении р =0,35-0,5 МПа. Технические характеристики монолитных сплошных бетонных крепей (класс бетона В10-В12,5) для различных условий применения приведены в табл. 6.13 – 6.15. Монолитную железобетонную сплошную крепь применяют преимущественно с жесткой арматурой. В качестве арматуры используются металлические рамы из двутавровых балок или специального шахтного профиля, которые устанавливают вслед за подвиганием забоя и служат вначале в качестве арматурного каркаса крепи призабойной части проводимой выработки, а потом используются в качестве арматурного каркаса при возведении (бетонировании) постоянной железобетонной крепи. При этом в металлических рамах крепи убирают узел податливости, т.е. устанавливают на стойках крепи упоры или верхнях приваривают к стойке крепи. Бетонирование производят с некоторым отставанием от забоя. Железобетон (бетон, армированный металлом) обеспечивает крепи высокую прочность на сжатие и изгиб, огнестойкость, возможность изготовлять конструкции крепи сложной формы.

148

149 Рис. 6.25. Монолитные бетонные крепи

Таблица 6.13 Параметры бетонной крепи (бетон класса В10-В12,5) Площадь поперечного Периметр сечения выработки, м2 выработки в проходке* при f Впр при f в свету, м в свету 7-9 4-6 3 7-9 4-6 3 4,9** 6,7 6,7 6,7 8,5 250 250 250 5,5 7,4 7,4 7,4 9,0 275 275 275

149

55 62

Расход бетона (м3) на 1 м выработки при f 7-9 4-6 3 1,52 1,52 1,52 1,56 1,56 1,56

69

1,57

1,57

1,96

77

1,63

1,63

2,02

84

1,67

1,67

2,07

92

1,74

2,16

2,49

103

1,85

2,29

2,64

117

2,42

2,79

2,79

124

250

2,89

3,45

140

3,11

3,31

4,32

140

3,11

3,31

4,32

Размеры, см Нпр при f 7-9 4-6 3 287 287 287 289 289 289

Нсв

В

270 279

210 235

d0***/d

R

17/20 145 17/20 163 17 − 20 183 6,1** 8,0 8,0 8,4 8,9 305 305 315 285 285 288 268 265 20 − 25 17 − 20 204 6,8 8,9 8,9 9,2 10,0 335 335 345 289 289 292 272 295 20 − 25 17 − 20 221 9,6 9,6 10,0 10,5 360 360 370 294 294 297 277 320 7,5** 20 − 25 17 − 20 242 8,4 10,7 11,1 11,4 11,1 390 400 410 303 306 306 286 350 20 − 30 17 − 20 375 9,9 12,4 12,8 13,1 12,2 435 445 455 318 321 321 301 395 20 − 30 17 − 20 308 11,6** 14,7 15,0 15,4 13,3 495 505 505 330 333 333 313 445 20 − 30 17 − 20 329 12,8** 16,0 16,4 16,9 14,0 525 535 545 343 343 348 323 475 20 − 30 20 − 25 14,2 18,0 18,2 18,5 14,8 565 565 575 357 362 362 337 505 370 30 − 35 20 − 30 370 15,4 19,4 19,6 20,5 15,4 595 595 615 367 372 377 347 535 30 − 40 Примечания: * – без учета канавки и фундамента, площадь сечения которых в проходке составляет 0,4 м2; ** – при ширине колеи 600 мм, остальные выработки при ширине колеи 900 мм; *** – в числителе – толщина свода, в знаменателе – толщина стен крепи.

r

Таблица 6.14 Параметры бетонной крепи (бетон класса В10-В12,5) Площадь поперечного сечения выработки, м2

150

Периметр Размеры, см выработки R R1 в свету в проходке в свету, м Впр В Нпр Нкв d d0 r d′ 5,5 8,5/8,8 9,0 285/295 235 331/331 291 25/30 20 20 163 196 62 6,1* 9,7/10,0 9,4 325/325 265 333/343 293 30 20/25 20/25 183 221 69 6,8 10,7/11,0 10,0 355/355 295 341/351 301 30 20/25 20/25 204 246 77 7,5* 11,7/12,0 10,5 380/380 320 351/361 31 30 20/25 20/25 221 267 84 8,4 13,3/13,6 11,1 410/420 350 374/374 324 30/35 25 25 242 292 92 9,9 15,8/16,6 12,2 465/475 395 397/407 347 35/40 25/30 25/30 273 329 103 11,6* 18,3/19,2 13,3 515/525 445 418/428 368 35/40 25/30 25/30 308 371 117 12,2 19,1/20,0 13,6 525/535 455 427/437 377 35/40 25/30 25/30 315 379 119 12,8* 20,9/21,8 14,0 555/565 475 443/453 383 40/45 30/35 30/35 329 396 124 14,2 22,9/23,8 14,8 585/595 505 461/471 401 40/45 30/35 30/35 349 421 132 Примечания: * – площадь сечения выработки при ширине колеи 600 мм; остальные – при ширине колеи 900 мм; – в числителе показатели приведены при f = 2, в знаменателе – при f = 1.

Расход бетона (м3) на 1 м выработки 2,38/2,68 2,77/3,05 2,89/3,20 3,01/3,34 3,52/3,85 4,16/4,93 4,46/5,29 4,56/5,40 5,53/6,40 5,79/6,70 Таблица 6.15

Параметры бетонной крепи для сложных горно-геологических условий (бетон класса В15) Площадь поперечного Периметр Размеры, см сечения выработки, м2 выработки Dпр в свету в проходке в свету, м Dсв Нпр Нкр В 6,1 9,6/10,2 8,9 350/360 290 – 252 265 6,89 11,3/11,9 9,6 380/390 320 – 257 289 7,5 12,6/13,2 10,1 400/410 340 – 263 299 8,4 13,9/14,8 10,7 430/440 360 402/417 276 332 9,,0 14,9/15,9 11,2 450/460 380 411/426 280 341 10,3 16,5/17,5 11,9 470/480 400 436/451 305 381 11,5 18,9/20,0 12,8 510/520 440 458/473 312 408 12,2 20,5/21,4 13,1 530/540 450 475/490 323 429 14,3 23,9/25,2 14,4 580/590 500 509/524 342 473 Примечание: В числителе при давлении на крепь 0,35 МПа, в знаменателе – 0,5 МПа.

R1 – – – 255 280 285 335 340 390

d0 30/35 30/35 30/35 35/40 35/40 35/40 35/40 40/45 40/45

d 0′ 30/35 30/35 30/35 40/50 40/50 40/50 45/55 45/55 50/60

Расход бетона (м3) на 1 м выработки 3,01/3,57 3,30/3,90 3,49/4,12 4,45/5,38 4,64/5,62 4,89/5,80 5,59/6,72 6,21/7,33 7,14/8,42

Для армирования железобетонных подземных конструкций может применяться арматурная сталь: • стержневая – горячекатаная – гладкая класса A-I, периодического профиля классов A-II, A-III, A-IV, A-V, A-VI; – термически и термомеханически упрочненная – периодического профиля классов АТ-III, АТ-IV, АТ-V, АТ-VI; • проволочная – арматурная холоднотянутая проволока: обыкновенная – гладкая класса B-I; обыкновенная – периодического профиля класса Вр-I; высокопрочная – гладкая класса B-II, периодического профиля класса Вр-II. Для закладных деталей и соединительных накладок принимают, как правило, прокатную углеродистую сталь. В качестве ненапрягаемой арматуры железобетонных конструкций рекомендуется: – преимущественно применять стержневую арматуру класса A-III и арматурную проволоку диаметром 3-5 мм класса Вр-I (в сварных сетках и каркасах); – допускается применять: стержневую арматуру классов A-II и A-I – для поперечной арматуры, а также в качестве продольной, если другие виды ненапрягаемой арматуры не могут быть использованы; термомеханически упрочненную стержневую арматуру класса AT-IVC – для продольной арматуры сварных каркасов и сеток; стержневую арматуру классов А-V, A-VI, а также горячекатаную класса A-IV – только для продольной рабочей арматуры вязаных каркасов и сеток. Арматура классов A-V и A-VI в конструкциях без предварительного напряжения может применяться как сжатая, а в предварительно напряженных – как сжатая и растянутая. Ненапрягаемую арматуру классов A-III, Вр-I, A-II и A-I рекомендуется применять в виде сварных каркасов и сварных сеток. В конструкциях с ненапрягаемой арматурой, находящихся под давлением газов, жидкостей и сыпучих тел рекомендуется преимущественно стержневая арматура классов A-II и A-I, допускается – стержневая арматура класса AIII, арматурная проволока класса Вр- I. В качестве напрягаемой арматуры предварительно напряженных элементов, находящихся под давлением газов, жидкостей и сыпучих тел, рекомендуется арматурная проволока классов B-II и Вр-II; стержневая арматура классов A-V и A-VI; допускается – стержневая арматура классов A-IV и А- IIIв; под воздействием агрессивной среды рекомендуется горячекатаная арматура класса A-IV и термомеханически упрочненная арматура классов AT-VIK, AT-VCK, АТ-IЖ. Для монтажных (подъемных) петель элементов сборных железобетонных и бетонных конструкций должна применяться горячекатаная арматурная сталь класса Ас-II марки 10ГТ и класса A-I марок ВСт3сп2 и ВСт3пс2.

152

Нормативные сопротивления Rsn (МПа) для основных видов стержневой арматуры различных классов приведены ниже: A-I A-II A-III А-IV

235 295 390 590

А-V А-VI А-IIIВ

785 980 540

Нормативные сопротивления растяжению Run и расчетные сопротивления растяжению для предельных состояний второй группы Rs.ser (МПа) равны между собой и для проволочной арматуры классов BP-I, BP-II и ВР-III различных диаметров d, мм, приведены ниже: Bр-I d 3 4 5

Bр-II Run 410 405 395

d 3 4 5 6 7 8

Bр-III Run 1490 1410 1335 1255 1175 1100

d 3 4 5 6 7 8

Run 1460 1370 1255 1175 110 1020

Расчетные сопротивления арматуры растяжениюRs для предельных состояний первой и второй групп определяются по формуле

Rs = Rsn / γ s , где γs – коэффициент надежности арматуры для предельного состояния первой группы (для второй группы γs =1). Ниже даны его значения: Коэффициент надежности арматуры Арматура стержневая классов: A-I, A-II A-III диметром, мм 6-8 10-40 А-IV, А-V А-VI A-IIIВ с контролем – удлинения и напряжения – только удлинения Арматура проволочная классов: Вр-I В-II, Вр-II

γs 1,05 1,10 1,07 1,15 1,20 1,10 1,20 1,10 1,20

Расчетные сопротивления арматуры растяжению (с округлением) для основных видов стержневой и проволочной арматуры при расчете конструкций по предельным состояниям первой группы приведены соответственно в табл. 6.16 и 6.17. 153

Расчетные сопротивления арматуры сжатию Rsc, используемые при расчете конструкций по предельным состояниям первой группы, в случае сцепления арматуры с бетоном принимаются равными соответствующим расчетным сопротивлениям арматуры растяжению Rs, но не более 400 МПа (или 330 МПа при расчете стадии обжатия); для арматуры класса А-IIIв указанные значения принимаются равными соответственно 200 и 170 МПа. Таблица 6.16 Расчетные сопротивления стержневой арматуры (МПа) для предельных состояний первой группы Сопротивление растяжению поперечной арма- Сопротивление Стержневая арматура классов продольной туры (хомутов и сжатию Rsc отогнутых стержарматуры Rs ней) Rsw

A-I A-II A-III диметром, 6-8 мм A-III диметром 10-40 мм А-IV А-V А-VI A-IIIВ с контролем: удлинения и напряжения только удлинения

225 280 355 365 510 680 815

175 225 285* 290* 405 545 650

225 280 355 365 400 400 400

490 450

390 360

200 200

Примечание: * – в сварных каркасах для хомутов из арматуры класса A-III, диаметр которых меньше 1/3 диаметра продольных стержней, значения Rsw принимаются равными 255 МПа. Таблица 6.17 Расчетные сопротивления проволочной арматуры (МПа) для предельных состояний первой группы Сопротивление растяжению Проволочная поперечной ар- Сопротивление Диаметр арматура продольной матуры (хомутов сжатию Rsc арматуры, мм классов и отогнутых арматуры Rs стержней) Rsw

Вр-I

В-II

Вр-II

3 4 5 3 4 5 6 7 8 3 4 5 6 7 8

375 365 360 1240 1180 1110 1050 980 915 1215 1145 1045 980 915 850

270, 300* 265, 295* 260, 290* 990 940 890 835 785 730 970 915 835 785 730 680

Примечание: * – для случая применения в вязаных каркасах 154

375 365 360 400 400 400 400 400 400 400 400 400 400 400 400

При отсутствии сцепления арматуры с бетоном принимается значение Rsw=0. Расчетные сопротивления арматуры для предельных состояний первой группы иногда снижаются (или повышаются) путем умножения на соответствующие коэффициенты условий работы, учитывающие либо опасность усталостного разрушения, неравномерное распределение напряжений в сечении, условия анкерования, низкую прочность окружающего бетона и т. п., либо работу арматуры при напряжениях выше условного предела текучести, изменение свойств стали в связи с условиями изготовления и т. д. Расчетные сопротивления арматуры для предельных состояний второй группы Rs ser учитывают, не принимая во внимание условий работы арматуры. Расчетные сопротивления растяжению поперечной арматуры (хомутов и отогнутых стержней) Rsv с учетом коэффициентов условий работы приведены в табл. 6.17, а модуль упругости Es·10-4 (МПа) для различных классов арматуры приведен ниже: A-I, A-II A-III A-IV, A-V, A-VI A-IIIB

21 20 19 18

B-II, Bp-II К-7, К-19 Bp-I

20 18 17

Кроме того, расчетные сопротивления Rs, Rsc, Rsw в соответствующих случаях следует умножать на коэффициенты условий работы арматуры согласно СНиПу. Разновидностью железобетона является армоцемент — мелкозернистый бетон, армированный часто расположенными ткаными сетками с ячейкой до 10 мм из проволоки диаметром 0,8-1 мм. Заполнитель в этом бетоне имеет крупность зерен не более 2,5-3 мм, бетонную смесь применяют с осадкой конуса 2-3 см. Железобетон, в котором арматура предварительно (до укладки бетонной смеси) натягивается с большой силой (до 50-60 % предела прочности металла) и после затвердевания бетона отпускается, называют предварительно напряженным железобетоном. Предварительное натяжение арматуры повышает трещиноустойчивость железобетона, позволяет эффективно использовать в качестве арматуры высокопрочные марки стали (высокопрочную проволоку) и тем самым значительно увеличивать сопротивление железобетонных конструкций изгибающим усилиям. Предварительное напряжение также уменьшает расход арматурной стали и массу конструкций. Монолитная бетонная двухслойная крепь состоит из несущего бетонного и податливого слоев. Податливый слой выполняется из пористого легко уплотняющегося материала – карбамидного пенопласта, сжимающегося под давлением 0,1 МПа (в первоначальный период). По мере уплотнения несущая способность податливого слоя растет и достигает 0,4 МПа. Крепь по режиму работы ограниченно податливая. 155

Двухслойная бетонная крепь предназначена для крепления основных, имеющих значительный срок службы, горных выработок со сложными горно-геологическими условиями поддержания (в основном на глубоких горизонтах при смещении пород, превышающих по вертикали 100 мм). При проведении выработок в сильно нарушенных, обводненных породах, склонных к интенсивным вывалам, применять двухслойную крепь не рекомендуется (по условиям технологии возведения). Возведение монолитной бетонной крепи Монолитная бетонная крепь может возводиться вручную при малых объемах и механизированным способом. Возведение монолитной бетонной крепи вручную осуществляется следующим образом. В выработке устанавливают кружала и опалубку (рис. 6.26). Кружала изготовляют из досок толщиной 4-6 см. Соединение досок по толщине производится в перевязку при помощи нагелей. Опалубку выполняют из чистых досок толщиной 2,5-3 см, расстояние между кружальными ребрами принимается 1,2-2 м в зависимости от сечения выработки. Бетонная смесь приготовляется на поверхности или в выработках вблизи от места работ (в последнем случае в одной из камер околоствольного двора временно устанавливается передвижная бетономешалка). Бетонная смесь доставляется к месту работ в вагонетках и разгружается на поддон. Укладка бетонной смеси начинается после установки от почвы выработки трех-четырех досок опалубки, за которые вручную забрасывается бетонная смесь и разравнивается по длине выработки с обеих сторон на длиРис. 6.26. Схема возведения бетонной ну 10-12 м. Укладываемая бетонкрепи вручную ная смесь уплотняется вибраторами, толщину слоя принимают 10-15 см. Возведение крепи в своде начинается одновременно от пят в направлении к замку. Слои бетонной смеси укладываются перпендикулярно к кривой свода. Кружала свода снимают через 1015 сут. после укладки бетонной смеси. Механизированная укладка бетонной смеси. Высокая трудоемкость ручной укладки бетонной смеси при больших объемах работ по креплению выработок вызвала необходимость разработки средств механизации этих работ. Для механизации работ по укладке бетонной смеси при проведении го156

ризонтальных выработок ограниченных поперечных сечений применяется набор специального оборудования (рис. 6.27), включающий: бетоновозки 1 для доставки готовой бетонной смеси, перегрузочное устройство 2 для загрузки смеси в бетоноукладочную машину 3, используемую для подачи бетонной смеси за опалубку, бетоновод 4 для транспортирования ее за опалубку от бетоноукладочной машины, платформу 5 для поддержания бетоновода и опалубку 6. Бетоновозы применяются для ускоренной подачи бетонной смеси к месту работ и быстрой разгрузки ее. На рис. 6.28, а показана бетоновозная вагонетка вместимостью 1,5 м3 с двухскатным днищем 1 и разгрузкой бетонной смеси через два боковых желоба 2, перекрываемых секторными затворами 3. Затворы открываются при помощи рукоятки 4 посредством зубчатой передачи. Продолжительность разгрузки бетоновоза 1-2 мин. ВНИИОМШСом разработана бетоновоз вместимостью 0,75 и 1,5 м3 (рис. 6.28, б). Кузов бетоновоза с помощью пневмоподъемника 1 может занимать наклонное положение под углом 22°. При этом бетонная смесь под влиянием вибратора 2, укрепленного в днище, через лоток 3 выгружается из бетоновоза.

Рис. 6.27. Схема механизированной укладки бетонной смеси за опалубку

Рис. 6.28. Бетоновоз 157

Погрузочные устройства. Для выгрузки бетонной смеси из бетоновозки в бетоноукладочную машину могут применяться погрузочные устройства в виде транспортера-эстакады и ковшового подъемника. Транспортер-эстакада (рис. 6.29, а) состоит из ленточного конвейера 1 и разгрузочной эстакады 4, на которую въезжает бетоновозка 3. Горизонтальная и наклонная части конвейера и эстакада объединены в одно целое и при помощи платформы 2 перемещаются по рельсовому пути. С целью ускорения разгрузки бетоновозок по обеим сторонам эстакады прикрепляются наклонные металлические листы. Ковшовый подъемник (рис. 6.29, б) состоит из загрузочного ковша 1, направляющей рамы ковша 2, подъемного механизма 4 и его привода 5. Ковшовый подъемник с пневмобетоноукладчиком 3 размещается на раме, смонтированной на платформе 6. Для размещения загрузочного ковша в почве выработки устраивают углубление. Сопоставляя погрузочные устройства, можно отметить, что перегрузочные транспортеры имеют меньшие габаритные размеры по высоте и, следовательно, более удобны для возведения крепи в выработках ограниченного сечения. Бетоноукладочные машины. Для механической укладки бетонной смеси применяются пневмобетоноукладчики и бетононасосы. Пневмобетоноукладчик типа ПБУ (рис. 6.30) представляет собой камеру 1, в верхней части которой имеется горловина 5 для подачи бетонной смеси в укладчик. Горловина перекрывается крышкой 4 с винтовым зажимом 3. Крышка снабжается резиновой прокладкой. Сжатый воздух поступает через воздухораспределительную коробку 2 и распределяется внутри камеры через четыре сопла-обдува. Выходная часть центральной камеры 7 имеет вид усеченного конуса. В выходную камеру вмонтирован штуцер поддува 8 для облегчения подачи бетонной смеси через выходной патрубок 9 в бетоновод 10. Пневмобетоноукладчик крепится на опорах 6. Технические характеристики пневмобетоноукладчиков приведены в табл. 6.18. Пневмобетоноукладчики надежны в эксплуатации независимо от качества бетонной смеси. Расход сжатого воздуха при работе бетоноукладчиков можно принимать от 80 до 100 м3 на 1 м3 бетонной смеси. Применение бетоноукладчиков нецелесообразно при возведении железобетонной крепи, при наличии густоармированных конструкций. Бетононасосы имеют более высокую производительность, чем пневмоукладчики, и применяются при возведении крепи в выработках больших сечений.

158

159

Рис. 6.29. Устройство для загрузки бетона в пневмобетоноукладчик

Рис. 6.30. Пневмобетоноукладчик

Бетоноводы. Для подачи бетонной смеси к месту укладки применяются трубы обычно с внутренним диаметром 150 мм и толщиной стенок 4,5-7 мм. Бетоновод для удобства производства работ собирают из отдельных звеньев труб длиной по 3-6 м. Соединение звеньев бетоновода должно быть быстроразъемным и плотным. Конец бетоновода выполняется в виде гибкого рукава, армированного металлом. Если скорость выхода бетонной смеси из бетоновода составляет 5-20 м/с, то конец бетоновода снабжается гасителем скорости в виде расширяющегося отвода. Таблица 6.18.

Характеристики пневмобетоноукладчиков Показатели Производительность, м3/ч Наибольшее рабочее давление, МПа Вместимость рабочей камеры, л Наибольшая крупность заполнителя, мм Основные размеры, мм: длина ширина высота от головки рельса высота с поднятым ковшом Масса, кг Дальность: транспортировки, м: по горизонтали по вертикали

Тип пневмобетоноукладчиков ПБУПБУПБУ-1 ПБУ-2 ПБУ-3 ПБУ-5 Донуги ВНИИОМШСа 8 8 8 15 16 5 0,6

0,7

0,8

0,8

0,5-0,8

–

250

300

350

750

650

500

45

45

45

80

50

50

3240 960 1520

4320 900 1580

1100 900 1200

1810 1240 2020

2400 920 1575

2800 1100 2500

1780

2020

–

–

–

–

1340

1850

530

1640

600

500

200 20

300 30

300 30

200 20

50-100 40

300 30

160

Опалубка. При механизированной укладке бетонной смеси целесообразно применение инвентарных или передвижных опалубок. Инвентарная металлическая опалубка состоит из двух основных элементов: кружал и опалубочных щитов. По конструкции опалубка может иметь нераздвижные кружала (наиболее распространенный тип) и кружала, раздвигающиеся по ширине и высоте. Кружала обычно изготовляют из двутавровых балок № 10-12, и в зависимости от площади сечения выработки состоят они или из двух полукружал (в выработках площадью сечения 9-12 м2), или из трех элементов – верхнего сводового кружала и двух боковых стоек (в выработках площадью сечения более 12 м2). Инвентарная опалубка, кружала которой состоят из трех элементов, показана на рис. 6.31. Кружала в зависимости от крепости пород устанавливают на расстоянии 0,7-1,2 м одно от другого. Опалубочные щиты изготовляют из листовой стали толщиной 2,5-3 мм, размеры щита: длина 2 м, ширина 0,25-0,4 м. При укладке бетонной смеси механизированным способом с целью сокращения времени на перестановку опалубки применяют передвижные металлические опалубки. Передвижная опалубка состоит из отдельных панелей различной длины в зависимости от конструкции и принятых условий их перестановки. Опалубка может быть односекционная непроносная и многопанельная проносная. Односекционная непроносная опалубка представляет собой металлическую пространственную конструкцию в виде секции, собранной из отдельных панелей. Длина секции обычно 4-6 м. После окончания бетонирования и набора бетоном распалубочной прочности опалубку отрывают от бетона и целиком всей секцией без разборки передвигают на следующую заходку бетонирования. Применение односекционной опалубки вызывает необходимость последовательного выполнения операций цикла бетонирования, т. е.

Рис. 6.31. Инвентарная металлическая опалубка: 1 – сводное кружало; 2 – опалубочные щиты; 3 – соединительные накладки; 4 – боковые стойки; 5 – распорка

161

укладку бетонной смеси за опалубку и выдержку ее в опалубке. Очевидно, с целью увеличения скорости бетонирования необходимо стремиться снижать сроки твердения бетона и увеличивать длину секции опалубки. Односекционная опалубка применяется в основном при креплении прямолинейных и протяженных выработок. Она отличается простотой конструкции, ограниченным количеством шарниров и приспособлений для сокращения ее периметра при отрыве от бетона и обеспечивает наиболее высокое качество бетонной крепи, особенно в части шероховатости ее, что имеет весьма важное значение при сооружении гидротехнических тоннелей. Многопанельная проносная опалубка собирается из отдельных панелей длиной 1,0-1,5 м в комплект опалубки общей длиной 10-15 м. Передвижение опалубки на новую заходку осуществляется отдельными панелями, которые последовательно, по мере набора прочности бетона, перемещаются внутри установленной секции опалубки на новую позицию. Конструкция многопанельной проносной опалубки отличается большей сложностью по сравнению с односекционной опалубкой, для перемещения ее отдельных панелей требуются дополнительные устройства в виде монорельсов или транспортных мостов. Этот тип опалубки более распространен при креплении выработок, имеющих замкнутую форму сечения и криволинейное положение в плане. Многопанельная проносная опалубка позволяет параллельно выполнять работы по основным операциям бетонирования, т. е. выдержку бетона в опалубке и собственно бетонирование. В данном случае количество панелей опалубки принимается с учетом продолжительности выдержки бетона и условий обеспечения заданной скорости бетонирования. Рассмотрим некоторые конструкции передвижных опалубок. На рис. 6.32. показана передвижная односекционная опалубка для возведения бетонной крепи в двухпутной выработке. На правой части рисунка представлена опалубка в момент укладки бетонной смеси, а на левой – опалубка, подготовленная к перестановке. Опалубка состоит из 8-10 панелей длиной по 1,5 м. Каждая панель имеет жесткий каркас 2. Опалубка 10 выполнена из листовой стали толщиной 3 мм и состоит из трех элементов с двумя разъемами скольжения 9. Верхняя кромка разъема опалубки имеет напуск, что обеспечивает плотность соединения во время укладки бетонной смеси. Боковые элементы каркаса опалубки в нижней части опираются на катучие опоры 1, где консольно размещены двухребордные колеса. Боковые части опалубки благодаря винтовым опорам 11, а в верхней части с помощью укрепленных на каркасе фаркопфов 8 могут перемещаться внутрь выработки по оси катучей опоры. Таким образом, винтовые опоры и фаркопфы обеспечивают фиксацию опалубки в рабочем положении при бетонировании и ее отрыв при перемещении на новую позицию. Фаркопфы 3, 6 и 7, размещенные на верхней раме каркаса, обеспечивают перемещение сводчатой части опалубки. Вентиляционная труба 5 во время перемещения панелей опалубки перекатывается по роликам 4. 162

Рис. 6.32. Передвижная односекционная опалубка

Многопанельная передвижная опалубка КУЗНИИШахтостроя (рис. 6.33, а) включает 15 панелей длиной по 1 м. Панели сварены из листовой стали с ребрами жесткости и состоят из пяти элементов, соединенных между собой шарнирами: сводчатой части 4, двух боковых 3, двух откидных 2 и двух приставных фундаментных подставок 1. К сводчатой части опалубки приварен отрезок двутавровой балки 6 длиной, равной длине панели. При собранных панелях двутавровые балки образуют монорельсовый путь, по которому в процессе перестановки панели перемещается самоходная тележка, состоящая из двух консольных кареток 13. Основой консольной каретки являются две обоймы, в которые вмонтированы верхние 7 и нижние 5 опорные катки. Каретки между собой соединяются шарнирно, что позволяет тележке проходить на закруглениях. На тележке смонтирован домкрат 14 с подъемной площадкой 12. Для предотвращения самопроизвольного схода тележки с монорельса она оборудована стопорами 11. Тележка перемещается по монорельсу лебедкой 10 с тросом 8, который крепится в сводчатой части выработки. Управление тележкой осуществляется через пульт 9.

163

Рис. 6.33. Многопанельная односекционная опалубка

Перестановка панелей опалубки производится следующим образом. Тележка перемещается под демонтируемую панель. Панель отсоединяется от соседней панели. Площадка домкрата выдвигается до упора в дутавровую балку. Боковые и откидные элементы опалубки поворачиваются на шарнирах в транспортное положение. Для поворота элементов опалубки необходимо усилие порядка 500 Н. Далее панель опускается на тележку и перемещается к месту ее монтажа, фундаментные подставки переносятся и устанавливаются заранее. На месте установки панель поднимается домкратом в рабочее положение, выверяется и закрепляется, а тележка перемещается за следующей панелью. На рис. 6.33, б показана многопанельная опалубка для выработки круглой формы. Она состоит из сводчатой части 1, боковых элементов 3 и откидных элементов 2. На откидных элементах смонтированы временные рельсовые пути 4. Эта опалубка находит применение при проведении выработок площадью сечения 7-25 м2. Средняя продолжительность всех работ по перестановке одной панели составляет 50 мин. При этом наиболее трудоемким оказалось соединение панелей болтами; на эту операцию уходит до 60% времени, необходимого для перестановки панели.

164

На рис. 6.34 показана конструкция многосекционной опалубки для выработки круглого сечения диаметром в свету 2,2 м. Комплект опалубки включает шесть секций длиной по 5 м, каждая секция состоит из трех частей 1, шарнирно соединенных между собой. Основными несущими элементами каркаса опалубки являются восемь продольных ребер жесткости и шесть поперечных кружальных ребер 2 из листа толщиной 10 мм. Опалубку обшивают стальным листом толщиной 3 мм. При использовании опалубки данной конструкции в выработке вначале возводится бетонная крепь 3 в обратном своде и укладывается рельсовый путь, а далее возводится собственно крепь. Для перемещения опалубки применяется четырехосная тележка 4. На стойках тележки закреплены четыре боковых домкрата 5 и два вертикальных 6. Опалубка снимается следующим образом: сначала при помощи боковых домкратов отделяются от бетона боковые секции, затем вертикальными домкратами вся опалубка опускается в транспортное положение. Чтобы полностью сложить боковые створки опалубки, против колес тележки на шарнирах предусмотрены открылки 7. Для контроля за плотностью укладки бетонной смеси иногда по периметру опалубки устраивают окна (в каждой панели по два окна). По мере повышения уровня бетонной смеси окна закрывают. С целью повышения плотности бетона применяют вибраторы. Бетоновод обычно располагается в замке свода выработки, откуда бетонная смесь равномерно растекается по периметру опалубки. По мере заполнения заопалубочного пространства бетонной смесью бетоновод отводится назад, но так, чтобы его концевой рукав всегда оставался погруженным в бетонную смесь. Во избежание расслоения бетона и в связи с этим потери прочности его, расстояние подачи бетонной смеси

Рис. 6.34. Передвижная многосекционная опалубка

165

должно быть ограничено до 30-50 м. Перед завершением бетонирования секции опалубки для исключения вытекания бетонной смеси устраивается торцовая перегородка. В нижней части перегородки иногда делается отверстие для стока воды. Для обеспечения плотности соединения холодных стыков (швов) в перегородке делается выступ. Выдержка бетона в опалубке обычно принимается 2 сут. В зарубежной практике при добавке ускорителей твердения бетон в опалубке обычно находится 12-24 ч. Так как в большинстве случаев размеры сечения выработок ограниченные, то возникают затруднения размещения в них горнопроходческих машин и оборудования для механизированного возведения бетонной крепи. Это вызывает необходимость последовательного ведения работ по выемке породы и креплению, т. е. первоначально осуществляется на определенном участке выемка породы с поддержанием выработки временной крепью, далее выемка прекращается, а пройденный участок закрепляется постоянной бетонной крепью. Величина участка последовательного ведения работ принимается в зависимости от горно-геологических условий. Процесс бетонирования (укладка бетонной смеси за опалубку) может быть организован по двум основным схемам: «на себя» или «от себя». Укладка бетонной смеси по схеме «на себя» (рис.6.35, а) начинается с дальнего участка секции опалубки. По мере заполнения заопалубочного пространства бетонной смесью производится или постепенная разборка бетоновода, или перемещение бетоноукладочного комплекса. После набора бетоном соответствующей прочности переносятся или отдельные панели, или вся секция опалубки. Бетоноукладочный комплекс, показанный на рис. 6.35, а, включает: бетоновозку 1, пневмобетоноукладчик 3, загрузочный ковш 2, бетоновод 5, платформу 4 для поддержания бетоновода, передвижную секционную опалубку 6. Подобная схема работ нашла широкое применение при сооружении деривационных тоннелей. Укладка бетонной смеси по схеме «от себя» (рис. 6.35, б) начинается с ближайшей от бетоноукладчика панели секции опалубки, бетоновод переме-

Рис. 6.35. Схемы бетонирования 166

щается в сторону забоя. Бетоноукладочный комплекс при данной схеме включает: перегрузочный транспортер 3, въездную рампу 1, пневмобетоноукладчик 4, бетоновод 5, платформу 7 для поддержания бетоновода, бетоновозку 2, передвижную секционную опалубку 6. Из сопоставления рассмотренных схем бетонирования видно, что схема бетонирования «на себя» позволяет иметь более короткий бетоновод и меньшее число его изгибов. Набрызг-бетонная крепь представляет собой монолитную бетонную крепь, которая в отличие от обычной монолитной бетонной крепи возводится без применения опалубки. Толщина набрызг-бетонной крепи как самостоятельной определяется по методике расчета монолитной бетонной крепи. Набрызг-бетонную крепь применяют как в самостоятельном виде, так и в сочетании с анкерами или с металлической арматурой в тех же условиях, что и обычная бетонная монолитная крепь. Опыт показывает, что набрызг-бетон как самостоятельный вид крепи наиболее целесообразно применять для крепления горных выработок с относительно устойчивыми боковыми породами, не подверженных влиянию очистных работ. При слабых породах и значительных смещениях пород эту крепь целесообразно применять в сочетании с анкерной крепью, металлической сеткой, металлическими арками и др. Безопалубочное бетонирование (набрызг-бетон) может применяться в горных выработках также для ремонта монолитных бетонной и железобетонной, рамных металлических и железобетонных крепей. При этом технологические особенности набрызг-бетонирования позволяют в большинстве случаев произвести ремонт крепи выработок без прекращения их эксплуатации. Возможно применение набрызг-бетона в качестве межрамного ограждения выработок при их креплении металлическими и железобетонными рамами, а также для создания покрытий (гидроизоляционных, огнестойких, газонепроницаемых и др.), укрепления трещиноватых пород, снижения шероховатости необлицованных выработок в целях уменьшения аэродинамического сопротивления выработок. Прочностные показатели набрызг-бетона зависят главным образом от активности цемента, его марки, добавки ускорителя, водоцементного отношения, сроков схватывания и твердения бетона, качества нанесения покрытия. Достоинства набрызг-бетонной крепи – отсутствие опалубки, непрерывность и высокая степень механизации процесса возведения (набрызга) крепи, заполнение под давлением бетонной смесью трещин в породном массиве, что повышает его несущую способность и обеспечивает высокую степень сцепления смеси с породами. К недостаткам набрызг-бетонной крепи относятся значительные потери (отскок) бетонной смеси при нанесении (набрызге) ее на стенки и кровли выработки (до 60%), высокая запыленность рабочего места в процессе набрызга бетонной смеси, повышенные требования к водному содержанию в компонентах и к гранулометрическому составу смеси. Регулировка качества набрызг-бетонной смеси производится пока вручную и кон-

167

тролируется визуально, поэтому качество крепи в значительной степени зависит от квалификации и добросовестности оператора. Набрызг-бетонная крепь в самостоятельном виде и в сочетании с анкерами и металлической сеткой широко применяется в горнорудной промышленности и в меньшей степени на угольных шахтах. 6.4. Крепление выработок сборной железобетонной крепью Сборная железобетонная крепь имеет много различных конструкций, из которых наибольшее применение при проведении горных выработок нашла смешанная крепь трапециевидной формы. Эта крепь имеет две железобетонные пустотелые стойки трапециевидного или круглого сечения и металлический верхняк из двутавровых балок или профилей типа СВП. Рамная смешанная крепь, состоящая из пустотелых железобетонных стоек круглого или прямоугольного сечения и металлического верхняка, предназначена для крепления горизонтальных и наклонных до 25° выработок, не подверженных влиянию очистных работ, с установившимся горным давлением и расположенных в устойчивых и средней устойчивости породах при давлении с боков выработки не более 500 кПа и отсутствии пучащих пород. Круглая стойка представляет железобетонную трубу с наружным диаметром 192±4 мм и внутренним – 120 мм, армированную продольными рабочими стежками из стали Ст.3 диаметром 8-10 мм, положение которых фиксируется поперечной арматурой в виде звездчатой спирали из проволоки диаметром 3 мм (рис. 6.36). Стойки изготавливают длиной 2,3; 2,5; 2,9; 3,1 м. Технические характеристики приведены в табл. 6.19 Таблица 6.19 Технические характеристики трубчатых стоек Длина стоек, мм

2300 2500 2900 3100 2500 2700 2900 3100 3300

Фактическая прочность стоек

Расход материалов на стойку

при осевом при поперечном Бетон, л Металл, кг сжатии, кН·м изгибе, кН·м Жесткие железобетонные трубчатые стойки 35 14,6 38 16,2 380-490 16-19 44 18,1 47 19,4 Податливые железобетонные трубчатые стойки* 40 15,8 42 17,3 120-150 16-19 46 18,8 49 20,2 52 21,5

Масса стойки, кг

92 100 116 124 104 112 120 128 136

Примечание: * – длина стойки и расход материалов указаны с учетом железобетонного распорного башмака. 168

Стойки крепи прямоугольной формы представляют собой пустотелый элемент сечением 160×180 мм, армированный сварным металлическим каркасом. Диаметр внутренней полости стойки 108 мм. Арматурный каркас образован четырьмя Звездчатая спираль продольными стержнями из стали марки Ст.5 (или 25г2С) периодического профиля: двумя – диаметром 16 мм (из сталей 25Г2С – диаметр 14 мм) и двумя диаметром 10 мм, которые скреплены поперечными хомутами из проволоки диаметром 5 мм. Стойки изготовляются Рис. 6.36. Железобетонная жесткая из бетона В25 и В30 и выпутрубчатая стойка скаются семи типоразмеров по длине: 2,1; 2,3; 2,5; 2,7; 2,9; 3,1; 3,3 м (рис. 6.36). Верхняк – металлический из шахтного спецпрофиля (рис. 6.37, а) или двутавровой балки (рис. 6.37, б), соединяемый со стойками при помощи охватов и подвесных скоб, которые опираются на деревянные прокладки толщиной не менее 40 мм, укладываемые на верхний торец стоек. а

б

Рис. 6.37. Металлические подвесные верхняки: 1 – балка; 2 – охват; 3 – подвесная скоба; 4 – ограничители

169

Если в выработках прогнозируются смещения боковых пород, необходимо применять податливые железобетонные стойки, отличающиеся от жестких тем, что нижний конец изготовляется ослабленным за счет уменьшения диаметра продольной арматуры и толщины стенок (рис. 6.38).

Рис. 6.38. Смешанная рамная податливая крепь СП-2 конструкции ИГД им. А.А. Скочинского: а – изменение формы и размеров крепи; б – податливая стойка СП-2; в – накладной верхняк из двутавра; l – величина податливой части стойки; h – величина смещения кровли 170

Податливая часть каркаса состоит из четырех продольных стержней диаметром 5 мм и поперечных хомутов диаметром 3 мм. Податливость стойки осуществляется за счет разрушения ослабленного конца стойки. Сопротивление осевому сжатию стойки составляет 130 кН, величина податливости – 300 мм. После исчерпания податливости стойка работает как жесткая с сопротивлением сжатию в среднем 400 кН. Податливая часть стойки маркируется и ставится вниз. Перед установкой стоек необходимо тщательно выровнять площадки под них, чтобы избежать локальных концентраций напряжений. После установки стоек и проверки их местоположения относительно осей выработки на них навешивают металлический шарнирно-подвесной верхняк и расклинивают в замках рамы. Межрамные ограждения со смешанной крепью применяются такие же, как и с металлическими арочной и кольцевой крепями. При проведении капитальных выработок наибольшее распространение получили крепи из железобетонных тюбингов, которые по конструкции могут быть подразделены на две группы: крупноразмерные ребристые тюбинги КТАМ и гладкостенные тюбинги ГТК и КТАГ. Тюбинги типов КТАМ и КТАГ разработаны ВНИИОМШСом. Они имеют следующие размеры: длина 1400-1600 мм, ширина 1000 мм, толщина ребра 200 мм, толщина плиты 60 мм; масса тюбинга 430-470 кг. Несущая способность тюбингов для однопутных выработок – 300 кН/м2, для двухпутных – 400 кН/м2. Гладкостенные тюбинги ГТК разработаны КузНИИшахтостроем. Размеры тюбингов: длина 1700-2135 мм, ширина 750 мм, толщина ребра 200 мм, толщина плиты 80 мм; масса 412-530 кг, несущая способность 200 и 300 кН/м2. Тюбинги ГТК изготовляются девяти типоразмеров, что позволяет применять их для выработок площадью сечения в свету от 6 до 26 м2. Крепь из тюбингов ГТК имеет незамкнутую круговую форму с постоянным радиусом кривизны. В продольном направлении крепь состоит как бы из ряда арок. Крепление железобетонными тюбингами осуществляют следующим образом. Предварительно осматривается забой и обирается порода с боков и кровли. Готовится котлован и выравнивается почва в нем под нижние тюбинги. Доставляются тюбинги на открытых платформах, на каждую из которых укладывается то число тюбингов, которое необходимо для возведения одной арки крепи. Монтаж тюбингов осуществляется при помощи самоходных крепеукладчиков. Технические характеристики ряда конструкций крепеукладчиков приведены в табл.6.20. Тюбингоукладчик ТУ-3М является многоцелевой самоходной машиной со сменным навесным оборудованием, предназначенной для установки тюбинговой и других видов крепей, а также для выполнения различных видов работ при проходке горизонтальных горных выработок: погрузочноразгрузочных, монтажных, устройства водоотливных канавок и др.

171

Таблица 6.20 Характеристики крепеукладчиков Показатели Площадь сечения выработки в проходке, м Высота подъема тюбинга, м Грузоподъемность, кг Основные размеры, мм: высота длина ширина Масса, кг

2

УТ-1М 10-16

Тип крепеукладчика К-1000 ГС-0,3-1 6-14 7-14

600

1000

600

2150 3100 1350 4170

1500 5200 1950 7000

1600 5500 1170 6500

ТУ-3М 9,4-25 5200 1000-1500

Тюбингоукладчик ТУ-3М (рис. 6.39) состоит из сварной ходовой тележки на колесно-рельсовом ходу, оборудованной полноповоротной платформой, на которой расположены телескопические сверла, маслостанция, пульт управления и противовесы. Привод тюбингоукладчика – электрогидравлический. Телескопическая стрела снабжена двумя домкратами, один из которых предназначен для выдвижения телескопической части стрелы во время работы, а другой – для привода головки стрелы при смене навесного оборудования, и оборудована трехступенчатой монтажной площадкой, которая автоматически поднимается выше оси стрелы при извлечении тюбинга из вагонетки. Ходовая тележка с приводом на обе колесные пары оборудована автоматическими тормозами, сблокированными с рукояткой «ход».

Рис. 6.39. Общий вид тюбингоукладчика ТУ-3М: 1 – ходовая тележка; 2 – полноповоротная платформа; 3 – противовесы; 4 – пульт управления; 5 – телескопическая стрела; 6 – полуавтоматическое прицепное устройство для тюбингов; 7 – монтажная площадка; 8 – крюковая подвеска; 9 – грейфер; 10 – лопата для сооружения канавки 172

При помощи крепеукладчиков можно осуществлять погрузку и разгрузку тюбингов, их захват, подъем и установку в проектное положение в выработке. Первые две-три арки устанавливают при помощи шаблона, изготовляемого в виде металлической арки из спецпрофиля СВП-17 с размерами, соответствующими внутреннему радиусу устанавливаемой тюбинговой крепи. За установленный шаблон заводят первые тюбинги с обоих боков выработки. После установки двух-трех арок крепи шаблон демонтируют, и последующий монтаж тюбингов производят без него. Тюбинги в арке крепи соединяют между собой по плоским опорным поверхностям, направленным по радиусу выработки. Тюбинги смежных арок устанавливают с перевязкой горизонтальных швов полутюбингами, которые располагают в одной арке слева, а в смежной – справа. Соединение тюбингов между собой осуществляется через специальные металлические проушины, привариваемые в процессе изготовления арматурных каркасов, болтами диаметром 16 мм и длиной 130 мм. В местах стыкования тюбингов швы между ними тщательно расклинивают деревянными клиньями. Расклинка швов производится одновременно с обеих сторон арки от почвы в направлении к своду. Монтаж арки крепи завершается установкой последнего тюбинга в замковой части арки. После установки 10-15 арок из тюбингов крепь у почвы выработки замоноличивают бетоном. Для обеспечения совместной работы крепи с окружающими породами закрепное пространство должно быть тщательно и равномерно по всему периметру выработки забучено породой. Обычно заполнение пустот в закрепном пространстве выполняется вручную, при этом качество работ в большинстве случаев является недостаточно высоким, кроме того, затраты труда на ручную забутовку составляют 40% общей трудоемкости крепления. Для механизации забутовочных работ ВНИИОМШСом сконструирован забутовочный комплекс ЗК-1 (рис.6.40). Он имеет рабочий орган в виде струйного забутовочного аппарата, установленного па салазках 1. Струйный

Рис. 6.40. Схема механизации забутовочных работ с применением комплекса ЗК-1 173

аппарат по трубопроводу 2 диаметром 100 мм подает забутовочный материал максимальной крупностью 50 мм. Материал подается в горизонтальном направлении на 10-30 м и в вертикальном – на 5-7 м. Забутовочный материал подвозится в вагонетках, а далее при помощи грейферного загрузочного устройства 8 перегружается в приемную воронку струйного аппарата. Техническая характеристика струйного забутовочного комплекса ЗК-1 следующая: производительность 5-7 м3/ч, расход сжатого воздуха 18-22 м3/мин, удельный расход воздуха 200-250 м3 на 1 м3 забутовочного материала. Для заполнения закрепного пространства за рубежом находит применение в качестве заполнителя природный ангидрит, который в размолотом состоянии поступает к месту работ от дробильной установки по закладочному пневмопроводу диаметром 100 мм. В выработке, в зоне крепления, производится смачивание ангидрита вспрыскиванием активатора. Из закладочного трубопровода активированный ангидрит поступает за крепь. Трудоемкость по заполнению закрепного пространства выработки ангидритом в количестве 2-2,2 м3 на 1 м длины выработки составляет около 150 чел.-мин. Средняя прочность ангидрита не уступает прочности набрызг-бетона. Для снижения объема закрепного пространства необходимо обязательное применение контурного взрывания. Тюбинги ГТК (гладкостенные) имеют преимущество по сравнению с тюбингами КТА (ребристыми) – они при прочих равных условиях обладают значительно меньшим коэффициентом аэродинамического сопротивления (в 4-5 раз меньше по сравнению с ребристыми тюбингами), что весьма важно для угольных шахт при тяжелом газовом режиме. Процесс возведения сборных железобетонных крепей весьма трудоемкий. Например, при проведении полевого штрека сечением в свету 16,2 м2 шахты «Распадская» (Кузбасс) на установку одной арки из тюбингов ГТК расходовалось 650 чел.-мин или 880 чел.-мин на 1 м выработки. Также необходимо отметить, что степень механизации крепления выработки тюбингами невысока. По существу механизированы лишь подъем и установка тюбингов, удельный вес которых в общем балансе затрат труда по креплению составляет около 38%, а на ручные операции приходится 60%, из них на сболчивание тюбингов 34 и на забутовку 17%. Сборная железобетонная крепь из тюбингов нашла применение в Кузбассе, где ею закрепляется около 10-15% общей протяженности выработок, и на шахтах Печоршахтостроя – около 20% протяженности выработок. Совершенствование работ по забутовке пространства за крепью и возможное сокращение их в результате применения контурного взрывания, а также механизация работ по сболчиванию тюбингов позволяет расширить применение этого вида крепи при проведении капитальных выработок.

174

6.5. Возведение набрызг-бетонной крепи Набрызг-бетон получает широкое распространение в практике сооружения горных выработок различных назначений, формы и размеров площади сечения. Нанесенный способом набрызга слой бетона обладает высокой прочностью и хорошим сцеплением с породой. Бетон защищает поверхность горных пород в выработке от воздействия различных атмосферных агентов и снижает, благодаря уменьшению шероховатости стен, аэродинамическое сопротивление выработки, позволяет лучше использовать площадь сечения выработки, так как крепь в этом случае может быть принята меньшей толщины, чем при других видах (дерево, металл). Затвердевший набрызг-бетон составляет единое целое с породами, окружающими выработку, и этим снижает возможность их сдвижения, заполняет разрывы и трещины в породе ослабляющие массив, сглаживает неровности, которые могут быть причиной опасных концентраций напряжений. Набрызг-бетон повышает безопасность работ, так как крепление можно производить непосредственно вслед за проведением выработки. Крепь из набрызг-бетона можно возводить с учетом изменяющихся горно-геологических условий путем увеличения толщины слоя бетона или применения усиливающих элементов (штанговой крепи, арматурной сетки и т.п.). Состав набрызг-бетона. Такой бетон приготовляется из тех же материалов, что и монолитный, т.е. вяжущего (цемента), мелкого и крупного заполнителей и воды для затворения. Для приготовления набрызг-бетона используются портландцемент или шлакопортландцемент высоких марок, обычно марка бетона принимается 400-500. Цемент не должен отличаться большой усадкой. При определении расхода цемента необходимо учитывать отскок, в котором будет содержаться меньше цемента и больше щебня и песка, а следовательно, в исходной смеси будет больше цемента. Расход цемента принимают 350-400 кг на 1 м3 сухой смеси. Заполнители – гравий и песок не должны иметь влажность более 3-5%. Соотношение цемента и заполнителя обычно принимается 1:3, при содержании крупного заполнителя (гравий) 1,0-1,1 и мелкого заполнителя (песок) 2,1-2,2. Крупный заполнитель должен иметь размеры, не превышающие проектной толщины слоя набрызг-бетона (максимальный размер до 25 мм). Форма частиц инертных материалов должна быть шарообразной или кубической. Учитывая, что применение крупного заполнителя увеличивает потери материала в результате отскока до 70%, в последние годы применяется двухкомпонентная смесь из цемента и песка с крупностью зерен до 5 мм или смеси песка и гравия при максимальном размере зерен до 10 мм. Вода для затворения должна иметь температуру 15-18°С, снижение температуры замедляет окончание схватывания бетона. Водоцементное отношение (В:Ц) равно 0,35-45. При такой величине В:Ц обеспечивается более высокая прочность набрызг-бетона на сжатие и сокращается величина отскока. Для ускорения схватывания набрызг-бетона и нарастания его прочности применяются специальные добавки-ускорители, которые, кроме того, повышают адгезионную способность и уменьшают отскок. 175

Добавки-ускорители могут быть подразделены на вводимые в воду затворения (жидкие) и в сухую смесь (сухие). К жидким добавкам, нашедшим широкое распространение, относятся добавки в виде хлористого кальция, жидкого стекла, алюмината натрия и др., к сухим – спек ОЭС, фтористый натрий и др. Количество добавок принимается обычно в зависимости от цемента; так, хлористый кальций добавляется в количестве 2-3% от массы цемента, фтористый натрий – 1-2%, спек (ОЭС) – до 2-4%. Для повышения водонепроницаемости крепи, а также для заделки течей при набрызге на мокрые и фильтрующие поверхности применяется алюминат натрия 2-3-процентной концентрации. Оборудование для нанесения набрызг-бетона. Нанесение набрызг-бетона на поверхность выработки осуществляется специальными машинами, которые с помощью сжатого воздуха подают сухую смесь по трубопроводу к месту ее укладки. Для подачи сухой смеси применяются машины со шлюзовыми аппаратами БМ-68 и БМ-70. Основу машины БМ-68 (рис. 6.41) составляет вращающийся ротордозатор 7, который зажат между верхним 8 и нижним 5 резиновым уплотняющими дисками. Нижний диск имеет два разгрузочных окна – одно (на рисунке не показано) для выдачи сухой смеси через патрубок в шланг 1, а другое 3 для выхлопа сжатого воздуха и выноса остатка смеси в лоток 2. Верхний диск закреплен на крышке 9 дозатора и имеет одно продолговатое загрузочное отверстие и систему продувочных щелей. Крышка дозатора стяжными болтами крепится к основанию 4, чтобы создать необходимое уплотнение между торцами ротора 7 и дисками 8 и 5. На крышке 9 установлена загрузочная воронка 12 с сеткой 11, внутри которой вращается побудитель 10. Сжатый воздух из магистрали подводится к входному штуцеру 13 и затем разводится в крышку дозатора, к щелям для разгрузки и продувки ячеек 6 ротора и через гибкий шланг к выходному патрубку для направления сухой бетонной смеси в материальный шланг 1. Машина приводится в действие электродвигателем 14. Схема работы машины БМ-68 следующая: сухая бетонная смесь непрерывно подается через сетку 11 в загрузочную воронку 12, где вращающийся побудитель 10 препятствует зависанию смеси в воронке. Через загрузочные проемы в крышке 9 дозатора и верхнем уплотняющем диске 8 смесь под тяжестью собственного веса заполняет ячейки 6 ротора, которые при вращении последнего подводятся к разгрузочному устройству, где сжатый воздух выдувает из них смесь в выходной патрубок. Далее смесь подхватывается и направляется в материальные шланги. Машина БМ-70 является дальнейшим развитием машины БМ-68. Она перемещается по рельсовому пути и снабжена двухчелюстным загрузочным грейфером емкостью 60 л, который может захватывать сухую бетонную смесь из вагонетки и подавать ее в бункер машины. Техническая характеристика машин для нанесения набрызг-бетона приведена в табл. 6.21.

176

12 11 10 14

13

9 8 7 6 5 4 3 2

1

Рис. 6.41. Машина БМ-68 Таблица 6.21 Техническая характеристика машин для нанесения набрызг-бетона Показатели Производительность по сухой смеси, м3/ч Минимальный размер частиц-заполнителей, мм Дальность подачи сухой смеси, м: по горизонтали по вертикали Расход сжатого воздуха, м3/мин

БМ-68 5−6 10 − 14 25 40

БМ-70 5−6 10 − 12 30 40

250 300 100 100 9 14 4,7

150 200 50 40 9 15 15

Мощность двигателя, кВт Основные размеры, мм: длина 1450 3400 ширина 850 1100 высота 1650 1630 Масса, кг 1210 4500 Примечание: * – в числителе указаны данные при нанесении набрызг-бетона, в знаменателе – при укладке бетонной смеси за опалубку. 177

Машины БМ-68 и БМ-70 являются достаточно совершенными и могут быть использованы для укладки бетонной смеси за опалубку. Они обеспечивают большую производительность и непрерывность процесса подачи сухой смеси, т.е. непрерывность возведения крепи. Для подачи сухой смеси принимается материальный шланг диаметром 50-90 мм, на конце которого устанавливается сопло, где происходит затворение смеси водой, подаваемой по водяному шлангу. С целью повышения качества затворения сухой смеси водой камеру смешения целесообразно отдалять от сопла на 5-6 м. Давление воды у сопла должно превышать давление воздуха в камере затворения на 0,1-0,15 МПа. Организация работ. Нанесение набрызг-бетона может осуществляться вслед за проведением забоя выработки, когда он выполняет роль временной крепи, или с отставанием от забоя, когда набрызг-бетон выполняет назначение постоянной крепи. Очевидно, что для успешного крепления выработок набрызг-бетоном необходимо при их проведении буровзрывным способом обязательно применять контурное взрывание. Схема размещения оборудования при креплении выработки набрызгбетоном показана на рис. 6.42. Сухая бетонная смесь доставляется в выработку контейнерами 1 по рельсовым путям, разгружается в лоток транспортера 2 и далее поступает в воронку бетономешалки 3. Из бетономешалки смесь по шлангу 4 поступает к соплу, при помощи которого наносится на стенку выработки. Вода для затворения бетонной смеси подается по шлангу 6 в напорный бачок 5 и далее по шлангу 7 в сопло 8.

7

8

5

Рис. 6.42. Схема крепления выработки набрызг-бетоном

Набрызг-бетон, как постоянная крепь, наносится по мере подвигания забоя заходками длиной 6-10 м. При производстве работ по возведению крепи из набрызг-бетона необходимо выполнение ряда мероприятий. Набрызг-бетон должен наноситься как можно быстрее после обнажения пород, чтобы деформация их в результате изменения напряженного состояния была минимальной. Перед нанесением набрызг-бетона необходимо произвести тщательную оборку поверхности выработки, а затем, промыв ее водой, очистить от пыли, глины и грязи. Наносить набрызг-бетон следует в направлении снизу вверх на увлажненную поверхность, так как иначе происходит впитывание воды поверхностным слоем породы и уменьшение В:Ц, что резко снижает прочность набрызгбетона. При проведении выработок по водоносным породам необходимо 178

увеличить содержание ускоряющих схватывание добавок, кроме того, применить наружный дренаж. Качество набрызг-бетона в значительной степени зависит от квалификации сопловщика, так как он определяет направление движения струи набрызг-бетона, управляя соплом, регулирует величину подачи воды и устанавливает расстояние от сопла до забоя. Проведенные исследования по технологии возведения крепи из набрызг-бетона позволяют сделать следующие рекомендации: – бетонную смесь необходимо наносить равномерно слоями при кругообразном движении сопла; – струя материала должна быть перпендикулярна к покрываемой поверхности; – расстояние от сопла до покрываемой поверхности должно быть около 1м; – верхняя граница водоцементного отношения В:Ц = 0,4; – толщина слоя набрызг-бетона, наносимого за один прием, может быть принята для вертикальной поверхности 5-7 см. В процессе нанесения бетонной смеси неизбежны потери в результате отскока ее от покрываемой поверхности. Величина отскока инертных заполнителей в среднем составляет 20-25%, цемента 10-15%. Наибольший отскок наблюдается при толщине набрызгиваемого слоя 3-5 см, с увеличением толщины слоя отскок резко уменьшается. Уменьшению отскока способствует перпендикулярное расположение сопла к бетонируемой поверхности, повышение адгезионных качеств бетонной смеси и постоянство принятого водоцементного отношения. При нанесении набрызг-бетона на металлическую сетку размеры ее ячеек должны быть больше размеров крупного заполнителя (не менее 10×10 см). Для снижения отскока в этих условиях необходимо увеличить водоцементное отношение, а неровную поверхность выработки выровнять набрызг-бетоном до навешивания сетки, после чего наносить рабочий слой проектной толщины. Толщина защитного слоя набрызг-бетона над арматурными стержнями должна быть не менее 2 см. Во избежание резкого высыхания покрытия из набрызг-бетона целесообразно его регулярно поливать водой – не реже двух раз в сутки в течение трех дней после набрызга. Как указывалось выше, крепь из набрызг-бетона применяется как в чистом виде, так и в комбинации с металлической сеткой и штанговой крепью. Набрызг-бетонная крепь в чистом виде применяется в породах достаточно устойчивых и однородных при незначительной их трещиноватости. Комбинированная крепь из набрызг-бетона с металлической сеткой и штангами имеет большее распространение. На рис. 6.43 показана комбинированная крепь из набрызг-бетона и стальной сетки, которая в виде каркаса прикрепляется к стенкам выработки при помощи дюбелей. Каркас заполняется набрызг-бетоном. Кроме того, из набрызг-бетона наносятся утолщенные полосы, выполняющие роль арочной крепи. 179

Вид А

А

Рис. 6.43. Комбинированная крепь

При возведении крепи из набрызг-бетона бригада рабочих обычно состоит из четырех-пяти человек. Производительность рабочего составляет 4045 м2 поверхности выработки в смену при толщине покрытия 6-8 см. На нанесение 1 м3 сухой смеси затрачивается в среднем около 30 мин. Сопоставляя затраты по креплению однопутной выработки набрызг-бетоном (толщиной 3 см) в комбинации со штанговой крепью (3 штанги на 1 м выработки) с креплением выработки монолитным бетоном (толщиной 25 см), можно установить, что при крепи из набрызг-бетона затраты труда снижаются примерно в 5 раз, стоимость крепления 1 м выработки уменьшается приблизительно на 57 руб., а объем вынимаемой породы на 1 м выработки – до 2 м3. 6.6. Возведение металлобетонной крепи При креплении капитальных выработок глубоких шахт находит применение металлобетонная крепь из двутаврового профиля или из спецпрофиля с бетонным заполнением. Несущими элементами этих крепей являются металлические арки и затяжки и в меньшей степени заполнение из бетона. Технологически этот вид крепи можно рассматривать как крепь, возводимую в две стадии. В первой стадии устанавливаются у забоя металлические арки с затяжкой, которые в известной степени можно рассматривать как временную крепь, а далее, с отставанием от забоя на 30-60 м, производится замоноличивание металлических арок бетоном с толщиной слоя 20-35 см. Перед началом работ по возведению бетона (замоноличиванию арок) узлы податливости металлической арки ликвидируют. Верхняк приваривают к стойке крепи и дополнительно устанавливают упоры. На практике в основном применяют металлобетонные крепи, в которых каркасом являются арки из двутавровых балок № 20-24, устанавливаемые из расчета 1,5 арки на 1 м выработки. 180

Статистические данные о состоянии металлобетонной крепи в капитальных выработках глубоких шахт Восточного Донбасса показывают, что деформации крепи достигают значительной величины. Наиболее существенные недостатки этого вида крепи следующие: а) каркасы устанавливаются непосредственно под породу, причем растянутая зона бетона в крепи не армирована, что приводит к нарушению целостности бетонного заполнения; б) каркасы разрезают бетонное заполнение на отдельные элементы, что при недостаточном сцеплении бетона с металлом не обеспечивает совместности их работы; в) холодное гнутье двутавровых балок малыми радиусами приводит к значительным затруднениям и возможным перенапряжениям в структуре металла. Основной задачей бетонного заполнения в приведенном случае является не образование несущих элементов крепи, а скорее получение надежных распорок между каркасами, а также заполнение между ними пространства для предохранения окружающих выработку пород от расслоения под воздействием влаги, содержащейся в шахтной атмосфере, и уменьшения аэродинамического сопротивления выработки. Отмеченные недостатки, хотя и в меньшей степени, также свойственны каркасам из спецпрофиля. При возведении металлобетонной крепи с арками из спецпрофиля в однопутных выработках шириной в свету до 3,5 м применяется спецпрофиль СВП-22, а свыше 3,5 м – СВП-27. Спецпрофиль располагается открытой частью в сторону выработки, что обеспечивает лучшие условия совместной работы арки с бетоном. Затяжка кровли принимается в виде металлической сетки с размером ячеек 5×6 см. Такая затяжка обеспечивает плотное заполнение бетоном всего пространства за крепью. Арки крепи, в зависимости от горно-геологических условий и срока службы выработки, принимаются без обратного свода (рис. 6.44, а) или замкнутые (рис. 6.44, б). Для обеспечения ограниченной податливости крепи к стойкам арки приваривается ограничитель. Расстояние от ограничителя податливости до замка арок принимается в зависимости от ожидаемой величины смещения кровли выработки. Учитывая, что наибольший прирост смещения кровли наблюдается в первые одиндва месяца после проведения выработки, в дальнейшем смещение постепенно затихает и величина его в средних условиях составляет 100-120 мм. На этом расстоянии можно располагать ограничитель податливости. При наличии слабых пород к стойкам арок приваривают опорный башмак. При замкнутой форме арок соединение стоек с обратным сводом осуществляется с помощью угловых звеньев и хомутов (рис. 6.44, в). Бетонирование крепи производится с отставанием от забоя на 30-60 м, т. е. за зоной интенсивного смещения пород. Учитывая отмеченные выше недостатки металлобетонных крепей, а также их невысокую сопротивляемость, особенно в том случае, когда нагрузка вызывает эксцентриситет, целесообразно применение несущих каркасов из 181

в

Рис. 6.44. Металлобетонная крепь

двух швеллерных балок, соединенных решеткой. Такие каркасы позволят значительно увеличить жесткость и сопротивление скручиванию, а также снизить момент сопротивления изгибу в плоскости каркаса. Применение каркасов из швеллерных балок № 10-14 не увеличит расхода металла по сравнению с каркасом из двутавровых балок, но обеспечит более надежное сцепление с бетоном. За рубежом в капитальных выработках, при большой глубине разработки в условиях весьма интенсивного горного давления в последнее время находит применение крепь, состоящая из балок в виде решетчатых каркасов, в комбинации с набрызг-бетоном (система Вебер, ФРГ). Конструкция такой крепи (рис. 6.45, а) включает следующие элементы: решетчатые балкикаркасы 1, состоящие из двух арматурных сеток (наружной и внутренней) 2, соединенных арматурой 3. Каркас собирается по форме в арку из отдельных элементов, скрепляемых на месте установки сваркой или монтажной проволокой 4. Арка в процессе сборки закрепляется в боковых породах с помощью дюбелей 5. Между арками крепится сетка 6, служащая в качестве арматуры для набрызг-бетона, который в сочетании с замоноличенными в нем арками и арматурной сеткой обеспечивает прочную монолитную крепь. 182

Работы по возведению крепи (рис. 6.45, б) осуществляются следующим образом: после оборки породы в призабойном пространстве в первую очередь крепят сводчатую часть выработки набрызг-бетоном 1 с толщиной слоя до 5 см. а

б

2

Постоянная крепь

Временная крепь

Рис. 6.45. Комбинированная решетчато-каркасная крепь

В зоне, где возможно смещение пород кровли выработки, набрызгбетон усиливают анкерами 2. Далее в выработке устанавливают решетчатые каркасы 3 постоянной крепи, натягивают арматурную сетку 4 и послойно наносят набрызг-бетон до проектной толщины крепи порядка 20-25 см.

183

6.7. Возведение анкерной крепи Анкерная крепь применяется в подготовительных и капитальных выработках, проводимых по слабообводненным породам средней крепости и крепким с количеством раскрытых трещин не более трех на 1 м и свободным пролетом до 5 м. Анкерная крепь представляет собой систему стержнейанкеров (металлических, железобетонных, деревянных, сталеполимерных), вставляемых в пробуренные по периметру выработки скважины и закрепляемых различными способами в толще пород. К анкерам подвешиваются опорные плиты, верхняки с затяжками или металлические сетки. Анкеры, работая на растяжение, удерживают анкеруемые породы от расслоения, сдвижения и обрушения. В породах со слоистой структурой слои неустойчивой непосредственной кровли либо прикрепляются (подвешиваются) анкерами к устойчивой основной кровле (при этом замки распорных анкеров заглубляют в устойчивую зону породного массива не менее чем на 0,3 м), либо отдельные слои пород анкерами скрепляются (сшиваются) в одну монолитную плиту, которая способна воспринимать нагрузку от вышележащих горных пород. В породах с неслоистой структурой анкеры, закрепленные за пределами свода естественного обрушения, противостоят растягивающим усилиям в породах свода. Поддерживающие элементы анкерной крепи – опорные шайбы, плиты и подхваты (металлические и деревянные) – предназначены для передачи усилия натяжения на анкеруемые породы и предотвращения их расслоения и обрушения. Затяжка при креплении анкерами производится металлической сеткой, а в последние годы стеклотканью, пропитанной полимерными смолами, В слабых породах при большом сроке службы выработки по металлической сетке наносится слой набрызг-бетона. По конструкции и принципу работы все виды анкеров условно можно разделить на две группы: с закреплением в донной части шпура (замковые анкеры – металлические, деревянные – рис. 6.46); с закреплением по всей длине шпура или значительной его части (железобетонные, армополимерные, винтовые, трубчатые – рис. 6.47, 6.48). Анкерной крепью можно крепить горные выработки различных назначений, формы, поперечного сечения и сроком службы до 10 лет. Угольная промышленность в настоящее время применяет следующие конструкции анкерных крепей: – с металлическими распорными замками типа ШК, АК-8, АР-1, АД-1, ЭС-1 и некоторые другие; – с закреплением быстротвердеющими смесями на цементной основе; – с закреплением быстротвердеющими химическими составами на основе синтетических смол. Металлическая анкерная крепь с замковым закреплением ШК-1м состоит из металлической штанги 1 диаметром 20 мм, на одном конце которой выштампована клиновая головка, а на другом выполнена резьба, двух полумуфт 2 с рифлениями на наружной стороне, опорной плиты 3 и натяжной гайки 4 (рис. 6.46, а). 183

Рис. 6.46. Металлические анкеры: а – ШК-1М; б – самозаклинивающийся ШК-3; в – АК-8; г – АД-1; д – АР-1; е – ЭС-2М

Разновидностью анкерной крепи типа ШК является самозаклинивающая анкерная крепь ШК-3 конструкции ВНИИгидроуголь и ИГД им. А.А. Скочинского (рис. 6.46, б). Эта конструкция также включает металлический стержень 1, опорную плиту 4 с гайкой 5 и отличается от ШК-1м наличием пружины 3, удерживающей полумуфты 2 в состоянии расклинки. Крепь возводится без применения распорной трубы. Анкерная крепь АК-8 конструкции КузНИУИ (6.46, в) состоит из штанги 2, двух полумуфт 3, соединенных между собой проволочной скобой 1, опорной плиты 4 и натяжной гайки 5. Проволочная скоба, соединяющая полумуфты и удерживающая их на штанге при вводе анкера в скважину, служит для обеспечения закрепления его без применения установочной трубы. 184

Анкерная крепь типа АД-1 конструкции ДонУГИ (рис.6.46, г) состоит из штанги 4, клина 2 с приваренной гайкой 1, клина 3, опорной плиты 5 и натяжной гайки 6. При установке АД-1 клинья смещаются относительно друг друга, производя тем самым расклинивание анкера в скважине. Анкерная крепь АР-1 конструкции КНИУИ (рис. 6.46, д) состоит из штанги 4 со вставленным в прорезь и заваренным в ней клином 1, двух полумуфт 2, соединенных резиновым кольцом 3, опорной плиты 5 и натяжной гайки 6. Анкерная крепь типа ЭС-2м конструкции треста Эстонсланец (рис. 6.46, е) состоит из штанги 1, один конец которой имеет резьбу, а на другом выштампована клиновая головка, двух полумуфт 2, сферической или плоской опорной плиты 3, натяжной гайки 4. Анкерная крепь с закреплением быстродействующим химическим составом (АКХ) конструкции ИГД им. А.А. Скочинского (рис. 6.47) состоит из штанги 2, изготовленной из арматурной стали периодического профиля, закрепляемой в скважине с помощью быстротвердеющего состава на основе синтетических смол (закрепителя) 1, уплотнительного резинового кольца 3,

Рис. 6.47. Анкер с закреплением быстротвердеющими химическими составами (АКХ): а – в момент установки; б – после закрепления

Рис. 6.48. Анкер с закреплением патронированными быстротвердеющими смесями на цементной основе (АКЦ): а – в момент установки; б – после установки 185

опорной плиты 4 и натяжной гайки 5.Закрепитель представляет собой смесь песка со смолой, упакованную в ампулы. Кроме того, в ампулы укладывают стеклянные или полиэтиленовые трубки с отвердителем и ускоряющими твердение добавками. Длина ампул 400 мм, диаметр 22-36 мм. В качестве материала для оболочек ампул используются полиэтиленовая пленка, бумага, стекло. Заполненные ампулы герметически закрываются крышками, пробками или запаиваются. Штанги на наружном конце имеют резьбу длиной 120-150 мм. Конец штанги, вводимый в скважину, выполняется в виде ласточкиного хвоста или скосом под углом 45° к оси. Штанги могут выполняться также деревянными или из полимерных материалов. Для вращения штанги в скважине на наружном ее конце должна предусматриваться квадратная головка, а при ее отсутствии вращение производится специальными насадками. Ампулы изготовляют специализированные предприятия. Анкерная крепь с закреплением быстротвердеющими смесями на цементной основе (АКЦ) конструкции ИГД им. А.А. Скочинского и НИИОГР (рис. 6.48.) состоит из штанги 2, выполненной из арматурной стали периодического профиля, ампулы 1, содержащей закрепитель на цементной основе, уплотнительного кольца 3, опорной плиты 4 и натяжной гайки 5. Ампула, содержащая закрепитель, представляет собой оболочку с двумя отделениями, в одной из которых помещается жидкое стекло, в другой – сухая цементная смесь. Деревянный анкер представляет собой круглый деревянный стержень диаметром 40-70 мм с продольными щелями по концам для размещения в них клиньев. Щели прорезаются в двух взаимно перпендикулярных направлениях во избежание раскалывания стержня при установке анкера. Длина щели принимается на 30-40 мм больше длины клиньев. Для изготовления стержней и клиньев должна применяться древесина, не имеющая гнили, червоточин, косослоя, сердцевины, сучков и других пороков. При этом клинья должны изготовляться из более прочной древесины, чем стержень. Длина клиньев принимается 200-300 мм, толщина – 2-3 мм у острого конца и 20-26 мм у основания. Конструкции опорных плит для металлических анкеров приведена на рис. 6.49, а, б, г, д, а для деревянных на рис. 6.50, в, е. Для пород средней крепости (f=3-6) размер опорных плит принимается равным 200×200×10 мм, а в более устойчивых (f≥6) – 150×150×10 мм и 100×100×10 мм. При наличии слабых трещиноватых пород анкеры устанавливают с подхватами и затяжкой. Подхваты изготовляют из металлической полосы, швеллеров, специального шахтного профиля или свариваются из круглых стержней (рис. 6.50.). При небольшом сроке службы выработок (до двух лет), а также при деревянных анкерах возможно применение деревянных подхватов из брусьев, пластин, распилов. 186

Рис. 6.49. Опорные плиты для анкеров, устанавливаемых: а – перпендикулярно к обнаженной поверхности; б, в, г – перпендикулярно и наклонно к обнаженной поверхности; д, е – наклонно к обнаженной поверхности

Затяжки, как правило, применяют металлические решетчатые, железобетонные, рулонные из стеклоткани или из металлической сетки. При небольших сроках службы выработки (до двух лет) допустимо применение деревянных затяжек. 187

Рис. 6.50. Металлические подхваты для анкерной крепи: а – из полосы; б – из швеллера № 12-14; в – из шахтного профиля № 17; г – сварные из круглых стержней

Анкерная крепь может эффективно применяться в следующих горногеологических условиях: – при наличии в кровле мощного слаботрещиноватого массива однородной породы (I тип кровли); в этом случае анкерная крепь усиливает его сцепление, «сшивает» массив, повышает прочность и устойчивость пород и не дает развиваться своду обрушения; – при слоистых породах с ослабленными связями между слоями, даже если прочная основная кровля отсутствует или залегает на расстоянии, превышающем приемлемую длину анкерных болтов (II тип кровли); в этом случае анкеры «сшивают» несколько слоев и создают прочную плиту, в которой процесс трещинообразования протекает значительно слабее, чем при отдельных несвязных слоях; – при наличии в непосредственной кровле выработок слабых пород мощностью до 1,5-2,0 м, над которыми находится мощный слой крепких пород (III тип кровли); в этом случае с помощью анкеров производится «подшивание» слабых пород непосредственной кровли к крепким породам основной кровли. 188

Анкерная крепь как самостоятельная может применяться: – в подготовительных и нарезных выработках независимо от мощности и угла падения пласта, проведенных по породам и углям средней крепости и крепким (породы с f>3, уголь с f>1), слабообводненным; – в капитальных выработках (околоствольного двора, камерах, квершлагах, наклонных стволах и т. п.); – в выработках, испытывающих влияние очистных работ при смещении кровли не более 100 мм. Применение анкерной крепи как самостоятельной в слабых глинистых, сыпучих и плывучих породах, обладающих способностью к большим пластическим деформациям, в зонах геологических нарушений, сильно перемятых пород и карстовых размывов, при выделении воды из кровли или скважин не допускается. Анкерная крепь в сочетании с рамной должна применяться в случаях, когда горно-геологические условия не позволяют применять ее самостоятельно. В этих условиях анкерную крепь устанавливают в промежутках между разреженными крепежными рамами. Деревянная анкерная крепь может быть целесообразной в выработках с коротким сроком службы или при наличии агрессивных шахтных вод. В целях лучшего использования положительных качеств анкерной и металлической крепей и обеспечения возможности их совместного применения в выработках с различными горно-геологическими условиями институтом «Кузниишахтстрой» разработана комбинированная анкер-металлическая крепь (АМК). Эта крепь представляет собой сочетание анкерной крепи с металлической арочной из спецпрофиля (рис. 6.51). В промежутках между арками в кровлю и бока выработки устанавливаются в один ряд анкеры в плоскости, параллельной плоскости арок. С помощью специальных металлических стяжек или подхватов анкера и крепь соединяются в одну грузонесущую систему. Такое конструктивное решение обеспечивает совместную работу анкерной и металлической крепей. Размер стяжек зависит от шага установки металлических рам. Межрамная стяжка создает дополнительную опору для арок крепи, уменьшает в них изгибающие моменты и увеличивает более чем вдвое несущую способность рамы крепи. В сложных горно-геологических условиях, при проведении выработок в зонах слабых трещиноватых пород, устанавливаются железобетонные анкеры, что позволяет увеличить их несущую способность. Шпуры под анкеры в выработках бурят бурильными установками, колонковыми электросверлами, перфораторами, ручными электросверлами. Межрамная стяжка может быть из спаренных каркасов выполненных из стального круга диаметром 16-20 мм и накладок на каркас под анкер. Южгипрошахтом разработаны унифицированные типовые сечения горных выработок, находящихся вне зоны влияния очистных работ, закрепленных анкерной крепью для горизонтального и пологого залегания пород, применительно к условиям Донецкого и аналогичным условиям других бассейнов при глубине разработки до 600 м. 189

Рис. 6.51. Конструкция комбинированной анкер-металлической крепи: Lк – шаг крепи; Lа – длина анкера

190

Исходя из условий залегания боковых пород и области применения анкерной крепи, приняты следующие три формы сечений горных выработок: – прямоугольная – для пород с коэффициентом крепости f = 4-9 при горизонтальном и пологом (от 10 до 25°) их залегании (рис. 6.52); а)

б)

Рис. 6.52. Схемы типовых сечений горных выработок прямоугольной формы при анкерной крепи: а – однопутевых; б – двухпутевых 191

– прямоугольная с наклонной кровлей до 10° по углу падения пласта – для пород с коэффициентом крепости f =4-9 (рис.6.53);

а)

б)

Рис. 6.53. Схемы типовых сечений горных выработок с наклонной кровлей при анкерной крепи: а – однопутевых; б – двухпутевых 192

– сводчатая – циркульный свод и вертикальные стены, при нечетко выраженном напластовании пород с коэффициентом крепости f = 4-6 (рис. 6.54).

а)

б)

Рис. 6.54. Схемы типовых сечений горных выработок сводчатой формы при анкерной крепи: а – однопутевых; б – двухпутевых

Размеры принятых сечений выработок и параметры анкерной крепи приведены в табл. 6.20 – 6.22. 193

194

Коэффициент крепости породы

1 4-6 7-9 4-6 7-9 4-6 7-9 4-6 7-9 4-6 7-9 4-6 7-9 4-6 7-9 4-6 7-9 4-6 7-9 4-6 7-9 4-6 7-9 4-6 7-9

Площадь сечения выработки, м2 в свету в пропосле ходке осадки 2 3 5,6 4.7 5.0 4.5 7.0 5.8 6.3 5.6 8.0 6.7 7.4 6.6 8.6 7.3 8.0 7.1 9.7 8.2 9.1 8.1 10.4 8.8 9.8 8.7 6.2 5.2 5.7 5.2 7.7 6.5 7.1 6.4 8.8 7.5 8.2 7.3 10.2 8.6 9.6 8.5 11.3 9.6 10.7 9.5 12.0 10.3 11.4 10.2

4 8.6 8.5 9.7 9.5 10.7 10.4 11.1 10.9 12.0 11.8 12.6 12.4 9.1 9.0 10.3 10.2 11.2 11.1 12.3 12.2 13.2 13.1 13.8 13.7

Периметр выработки в свету, м

2090 2130

2370

600

2410

2060 2100

900

7

h2

6

h1

4650

3900

3350

2900

2300

4050

3750

3300

3050

2600

8 2080

B 9 2320 2080 2840 2600 3290 3050 3540 3300 3990 3750 4290 4050 2540 2300 3140 2900 3590 3350 4140 3900 4590 4350 4890 4650

Bпр 10 1100 1200 900 900 1100 1000 900 1100 1000 1300 800 1000 800 1300 1000 900 900 1100 1000 1000 900 1100 1000 1200

α

Размеры (см. рис 6.52), мм

5

Размер колеи, м

11 610 440 520 400 545 525 420 550 495 575 545 525 470 500 570 550 445 575 570 450 445 525 445 525

α1

Параметры прямоугольных типовых сечений с анкерной крепью

4700

4400

4000

3400

3000

2400

4100

3800

3400

3100

2700

12 2100

Длина подхвата, мм 1700 1200 1700 1200 1700 1200

1200

1200

1700 1200 1700 1200 1700 1200 1200

1200

1200

1200

1200

14

15 2 2 3 3 3 3 4 3 4 3 5 4 3 2 3 3 4 3 4 4 5 4 5 4

4

4

16

в в боках кровле

в в бокров- ках ле lш L′ ш 13 1200

Число анкеров

Длина штанги, мм

Таблица 6.20

195

Коэффициент крепости породы

5,6 5,1 6,9 6,3 8,0 7,4 8,8 8,2 10,1 9,5 11,0 10,4 6,1 5,6 7,7 7,1 8,9 8,3 10,6 10,0 11,9 11,3

4,7 4,5 5,8 5,6 6,8 6,6 7,5 7,4 8,6 8,5 9,4 9,3 5,1 4,9 6,5 6,3 7,5 7,4 9,0 8,9 10,2 10,1

в свету после осадки

8,7 8,5 9,7 9,6 10,7 10,5 11,3 11,1 12,3 12,1 12,9 12,8 9,1 8,9 10,4 10,2 11,3 11,2 12,6 12,4 13,6 13,4

Периметр в свету, м 900

600

2550

2510

2420

2400

2370

2510

2480

2440

2380

2370

2310

h1 2000 2040 2060 2100 2070 2110 2130 2170 3170 2210 2200 2240 2050 2090 2080 2120 2100 2140 2190 2230 2230 2270

h2

1900

1900

1910

1930

1900

1960

1920

1900

1910

1940

1910

h3

4350

3900

3350

2900

2300

4050

3750

3300

3050

2600

2140

B 2380 2140 2840 2600 3290 3050 3540 3300 3990 3750 4290 4050 2540 2300 3140 2900 3590 3350 4140 3900 4590 4350

Bпр

a 800 1300 900 900 1100 1000 900 1200 1000 1300 800 1000 800 1300 1000 900 900 1100 1000 1000 900 1100

Размеры (см. рис. 6.53), мм

Примечание: * – без учета канавки, площадь сечения которой составляет 0,1 м2

4-6 7-9 4-6 7-9 4-6 7-9 4-6 7-9 4-6 7-9 4-6 7-9 4-6 7-9 4-6 7-9 4-6 7-9 4-6 7-9 4-6 7-9

в проходке*

Площадь сечения выработки, м2 Размер колеи, м

410 435 540 420 570 550 445 475 525 605 580 550 490 520 595 570 470 600 600 480 530 560

a1

4400

4000

3400

3000

2400

4100

3800

3400

3100

2700

2200

1700 1200 1700 1200 1700 1200

1200

1200

1700 1200 1700 1200 1700 1200

1200

1200

1200

в кровле lш

1200

1200

1200

1200

1200

1200

1200

1200

1200

1200

1200

3 2 3 3 3 3 4 3 4 3 5 4 3 2 3 3 4 3 4 4 5 4

4

4

в бов в боках кровле ках l′ ш

Число анкеров

Таблица 6.21 Длина штанги, мм

Параметры прямоугольных с наклонной кровлей до 10º типовых сечений выработок с анкерной крепью Длина подхвата, мм

196

Коэффициент крепости породы

7,5

8,2 9,6

10,5 7,5

8,3 10,0

11,5 12,5

8,6

9,4 11,1

12,0 8,7

9,6 11,6

13,1 14,2

Периметр выработки в свету, м

13,3 13,9

11,1 12,3

12,6 10,4

11,0 12,0

10,4

900

600

Размер колеи, м

920 1060

1090 840

910 1020

840

h2

3210 1170 3280 1240

2960 3100

3120 2880

2940 3050

2870

h1

2040

2030

h3

2720 2910

2090 2440

2530 1910

2060 2340

1910

R

2840 3030

2210 2560

2650 2030

2180 2460

2030

R′

4350 4650

3350 3900

4050 3050

3300 3750

3050

B

Примечание: * – без учета канавки, площадь сечения которой составляет 0,1м2.

4-6

4-6

в свету после осадки

в проходке*

4590 4890

3590 4140

4290 3290

3540 3990

3290

Bпр

Размеры (см. рис. 6.54), мм

1100 1200

1100 1200

1200 1300

1100 1200

1300

a

985 1010

950 1175

1255 1235

920 1080

1230

a1

Длина штанги, мм

Длина подхвата, мм 5200 1700 5600 1700

4100 1700 4700 1700

4900 1700 3700 1200

4100 1700 4500 1700

3700 1200

в кровле lш

Площадь сечения выработки, м2

1200

1200

Число анкеров

6 6

5 5

5 5

5 5

4

в кровле

Параметры сводчатых типовых сечений выработок с анкерной крепью

в боках l ′ш

Таблица 6.22

2

2

в боках

В этих таблицах в числителе дроби указаны размеры выработок при коэффициенте крепости f =4-6, в знаменателе – f =7-9. Длины анкеров указаны для кровель I и II типа. Для кровель III типа длина анкеров должна определяться в зависимости от мощности непосредственной кровли и не превышать 2200 мм. Указанные на рис. 6.52-6.54 размеры выработок по высоте в проходке h1′ и h2′ больше соответствующих размеров h1 и h2 после осадки на 50 мм. Длина металлических подхватов в боках выработки принимается по табл. 6.23. Таблица 6.23 Длина металлических подхватов в боках выработки Тип откатки Аккумуляторная Контактная

Сечение выработки с наклонной кровлей прямоугольное правая сторона левая сторона 1600 1600 2000 2000 2000 2400

с циркульным сводом 1600 2000

В угольной промышленности разработан параметрический ряд анкеров. Длина принята от 1000 до 2400 мм и кратна 200 мм, диаметр 20 мм, длина нарезной части 120 и 150 мм, резьба метрическая М-20М. Бурение шпуров под анкеры в выработках осуществляется различными бурильными машинами в зависимости от прочности пород: в породах с f=3-4 ручными электросверлами, смонтированными на распорных стойках, а в породах средней крепости и крепких – колонковыми электросверлами (СЭК-1, ЭБГП-2 с манипуляторами, телескопическими перфораторами ПТ-36, ПТ-45, бурильными установками УБШ, МАП-1 и оборудованием, предназначенным для бурения шпуров в забое. Контрольные вопросы 1. По каким признакам классифицируются крепи горизонтальных и наклонных горных выработок? 2. Какие материалы могут использоваться для изготовления крепи горных выработок? Укажите основные требования к крепежным материалам. 3. Каким функциональным, техническим и экономическим требованиям должна удовлетворять крепь горных выработок? 4. Чем определяется выбор постоянной крепи горных выработок? 5. Назовите область применения и конструктивные особенности металлических арочных податливых крепей? Какие конструкции замков арочных крепей Вы знаете? 6. В каких условиях применяются кольцевые податливые крепи? 7. Какие типы и конструкции рамных металлических трапециевидных крепей Вы знаете? 8. Какие металлические крепи применяются в угольной промышленности зарубежных стран? Какие податливые соединения и узлы в них используются? 9. В каких условиях применяются монолитные бетонная и железобетонная крепи? 197

10. Какие бетонные смеси могут использоваться для возведения монолитной крепи горизонтальных и наклонных выработок? 11. Какая арматура применяется для возведения монолитных железобетонных крепей? 12. В чем особенность конструкции бетонных двухслойных крепей? 13. Какое оборудование используется для механизированного возведения бетонной крепи? Назовите типы применяемых бетоноукладочных машин, бетоновозок, опалубок. 14. Как возводится набрызг-бетонная крепь? В чем ее достоинства и недостатки? 15. В чем особенности состава набрызг-бетона? Какие добавки используются для его приготовления? 16. Каковы технология, механизация и организация возведения набрызг-бетонной крепи? 17. Какие конструкции сборной железобетонной крепи Вы знаете? 18. Какие типы тюбингов применяются для крепления горизонтальных и наклонных горных выработок? 19. Как механизируется процесс возведения тюбинговой крепи? 20. Какое оборудование может применяться для забутовки закрепного пространства в горизонтальных и наклонных выработках? 21. Как возводится металлобетонная крепь? Какие комбинированные крепи применяются за рубежом? 22. Каков принцип действия анкерной крепи? На какие группы можно разделить анкеры по конструкции и принципу работы? 23. В каких условиях целесообразно применение анкерной крепи? 24. Из каких материалов могут изготавливаться стержни анкерной крепи? 25. Какие опорные плиты и металлические подхваты используют для анкерной крепи? 26. Какие комбинированные крепи с использованием анкеров применяются для крепления горизонтальных и наклонных выработок?

198

7. ВСПОМОГАТЕЛЬНЫЕ РАБОТЫ ПРИ ПРОВЕДЕНИИ ВЫРАБОТОК 7.1. Общие сведения К вспомогательным работам при проведении горных выработок относятся: установка временной крепи, устройство водоотливной канавки, настилка временного рельсового пути, прокладка трубопроводов и кабелей, оборудование освещения и др. Достижение высокой скорости проведения выработок при минимальной себестоимости возможно лишь при максимальном совмещении и взаимоувязке основных процессов проходческого цикла со вспомогательными работами и высоком уровне их механизации. Одни процессы выполняются последовательно – другие – параллельно с основными. Процесс настилки временных рельсовых путей при применении ручных перфораторов обычно совмещается во времени с бурением шпуров. С внедрением буровых кареток процесс бурения совмещают с перекрытием боков выработки затяжкой или выполняют перечисленные работы последовательно. К вспомогательным процессам, выполняемым параллельно с основными (бурение и погрузка), относится наращивание коммуникаций сжатого воздуха и воды, вентиляции и связи, силовой и осветительной электроэнергии. К числу этих процессов можно также отнести проходку и крепление водоотливных канавок, выполняемых в соответствии с паспортом проведения и крепления выработок с отставанием от забоя, как правило, не выше 100 м. 7.2. Возведение временной крепи при проведении выработок Травматизм от вывалов породы на рудниках и угольных шахтах составляет более 50% от общего числа несчастных случаев. При этом более 30% из них происходят в забоях выработок. Поэтому для безопасного ведения работ в призабойной зоне выработок до возведения постоянной крепи устанавливают временную крепь. Различают предохранительные и поддерживающие конструкции временной крепи. Предохранительные крепи предназначены для предотвращения травматизма рабочих в призабойной зоне выработок от вывалов кусков породы. Широкое применение имеют консольные конструкции предохранительной крепи. Наиболее простая конструкция представляет собой две металлические балки (двутавр, профиль СВП), подвешенные на специальных скобах к верхнякам первых 3-4 рам постоянной крепи. На балки укладывают перекрытие, в качестве которого могут служить 2-3 верхних элемента крепи с затяжками. По мере подвигания забоя верхняки перекрытия скрепляют с боковыми стойками крепи. Консольные балки выдвигают к забою и на них вновь устанавливают верхние элементы постоянной рамной крепи (рис. 7.1). 199

2

3

1

Рис. 7.1. Временная крепь горизонтальных выработок: 1 – металлические балки, 2 – деревянный настил, 3 – металлические подвески

Снижение трудоемкости и продолжительность работ по установке предохранительной крепи обеспечивает конструкция, состоящая из трех сетчатых секций 1, монорельса 2, лебедки 4. Монорельс в виде 10-метровой двутавровой балки присоединяют к верхнякам крепи с помощью скоб 3. По монорельсу при помощи лебедки, трос 7 которой проходит через ролик 5, перемещается сетчатое перекрытие. Перекрытие состоит из сетчатых секций, положение которых фиксируется винтовыми домкратами 6 (рис 7.2).

Рис. 7.2. Предохранительная крепь конструкции ВНИИОМШСа

200

Переносная консольная предохранительная крепь ВостНИИ представляет собой пространственную конструкцию в виде двух быстроразъемных треугольных ферм, установленных по бокам выработки и поддерживающих верхние элементы постоянной крепи с затяжками. Треугольная ферма состоит из вертикальной и наклонной стоек типа ВК и горизонтальной балки, на которую опираются верхняки крепи. В качестве переносной поддерживающей конструкции временной крепи часто применяют трапециевидные рамы, каждая из которых состоит из двух гидростоек типа ГС и деревянного верхняка. Могут использоваться также инвентарные крепи МИК, разработанные в ИГД им А.А. Скочинского. Рамы временной крепи демонтируют и переносят на новое место установки после возведения между ними рам постоянной крепи. При креплении выработки монолитной железобетонной крепью в качестве непереносной поддерживающей временной рамной крепи используют рамную крепь из различных профилей проката, оставляемую в качестве жесткого арматурного каркаса. Бесстоечная временная крепь при проведении выработок, особенно на рудниках, имеет широкое распространение. Подвесная крепь состоит из прямолинейных или циркульного очертаний верхняков с затяжками, удерживаемых под кровлей выработки с помощью 2-3 анкеров. При устойчивых породах в боках выработки может применяться как в качестве временной, так и постоянной подвесная штыревая крепь. В отличие от предыдущей конструкции перекрытие удерживается штырями, закладываемыми в боках под кровлей выработки (рис. 7.3).

Рис. 7.3. Поддерживающая временная крепь

Временная крепь должна отличаться простотой конструкции и удобством установки и разборки. Как правило, она извлекается при возведении постоянной крепи, а при опасности обрушения пород оставляется за крепью. 201

7.3. Устройство водоотливных канавок Вода, поступающая в выработку, отводится самотеком по водоотводной канавке к центральному водосборнику шахты. Формы и размеры сечения канавок выбираются в зависимости от величины притока воды, свойств пород, типа крепи выработки, ее размеров и срока службы. Для образования канавки при проведении выработок по крепким породам одновременно со взрыванием шпуров в забое в подошве выработки взрывают 1-2 дополнительных шпура, пробуриваемых в месте ее расположения. После уборки породы канавку оформляют до проектного сечения с помощью отбойных молотков. В неразмокаемых породах с f >10 и при притоках до 100 м3/ч канавки обычно не крепят (рис. 7.4, а). а)

б)

Не менее 950

в)

Лежень Доски

Рис. 7.4. Водоотливные канавки 202

В породах с f < 10 канавки закрепляют: при деревянной крепи и трудно размываемых породах – деревом (рис. 7.4, б); при монолитной бетонной крепи выработок – монолитным бетоном (рис. 7.4, в); при сборной железобетонной крепи – элементами из сборного железобетона; при металлической крепи канавку можно крепить желобами из железобетона или досками толщиной 50 мм. Крепление канавки ведется по мере подвигания забоя выработки но не более отставания по паспорту; водоотливная канавка покрывается настилом для передвижения людей. Доля ручного труда при устройстве водоотводной канавки составляет 40-60%, поэтому в ряде шахтостроительных организаций применяют специальные машины: «Штрек-1», ДМ-2. В комбинате «Днепрошахтострой» для проведения водоотводной канавки со скоростью 100 м/ч создана специальная машина. Выемка породы обеспечивается врубовой машиной. Канавки обычно имеют трапециевидное сечение и расположены со стороны прохода для людей с уклоном i = 0,004 (4 мм/м) в направлении центрального водосборника шахты. 7.4. Монорельсовые подвесные канатные дороги Доставку материалов и изделий в забой осуществляют с помощью маневровых лебедок, «волокуш» или скребковым конвейером, включенным на реверс. Эти способы позволяют транспортировать грузы простой конфигурации, но не исключают перегрузочные работы на стыках магистрального и участкового транспорта. При проведении безрельсовых и конвейерных выработок целесообразно применять подвесные монорельсовые и напочвенные канатные дороги (табл. 7.1), этому способствуют их универсальность (доставка людей и грузов), независимость от состояния подошвы выработки (рис. 7.5). Эффективно применение этих дорог и в комбинации с напочвенным рельсовым транспортом. При этом на сопряжении рельсового и монорельсового транспорта расширяют участок выработки длиной 10-20 м до площади поперечного сечения 12 м2, чтобы обеспечить размещение приводной станции монорельсовой дороги и механизировать погрузку. Напочвенные канатные дороги типа ДКН целесообразно применять при проведении выработок с переменным профилем рельсовых путей и искривленной в плане трассой, длиной транспортирования до 1500 м. Отечественные дороги ДКН используют обычную рельсовую колею, а за рубежом на подошву укладывают монорельс или путь специального профиля. Дороги ДКНЛ, ДКН-1, ДКН-2 представляют собой уложенный на подошву выработки рельсовый путь, по которому канатом с помощью привода со шкивом трения перемещают буксировочную тележку и сцепленный с ней состав шахтных вагонеток (людских тележек). На шахтах ПО «Воркута-уголь» 203

Рис. 7.5. Монорельсовая дорога 2МД: 1 – монорельс; 2 – грузовой состав; 3 – локомотив; 4 – пассажирский состав

успешно применяется напочвенная канатно-рельсовая грузовая дорога ДНГ конструкции ПечорНИИпроекта. Дорога предназначена для доставки грузов с переменной длиной транспортирования до 2,5 км по горизонтальным и наклонным (до 10°) выработкам, где концевая откатка невозможна, а применение лебедок небезопасно и малоэффективно. Напочвенная канатная грузолюдская дорога ДКН-1 предназначена для транспортирования людей и грузов в выработках, где применение локомотивной откатки и откатки концевым канатом затруднено или невозможно. Дорога может применяться и в наклонных выработках с односторонним уклоном. Таблица 7.1 Техническая характеристика канатных дорог Показатели Максимальная длина транспортирования, м Максимальный угол наклона выработки, град Максимальная масса перевозимого груза, т Число пассажирских тележек –Мощность привода, кВт Ширина рельсовой колеи, мм

Подвесные 6ДМКУ ДМКМ 2ДМД

Напочвенные ДКН-1 ДКН-2 ДКНЛ

2000

3000

1200

2000

2000

1000

18

35

20

6

20

10

4-8

2,5-12

4-8

22

9-25

5-10

4

4

–

3

3

45

90

–

75

90

45

–

–

–

600;900

600;900

900

Дорога представляет собой уложенный на почву выработки рельсовый путь, по которому канатом с помощью привода со шкивом трения перемещается буксировочная тележка и сцепленный с ней состав шахтных вагонеток и пассажирских тележек. Во избежание схода с рельсов буксировочная тележка снабжена стабилизирующими катками, а дорога – специальными стрелочными переводами, обеспечивающими проход сопряжений без подъема стабилизирующих катков. Катки расположены диагонально, что позволяет осуществить проход по рельсовым путям, ширина колеи которых имеет значительные колебания. Для удлинения или сокращения тягового каната на буксировочной тележке установлен барабан с запасом тягового каната. В случае отрыва тягового каната остановка состава обеспечивается системой улавливания двухстороннего действия, срабатывающей при превышении номинальной скорости движения состава на 25%. Дорога отличается от грузовых напочвенных дорог приводом, обеспечивающим плавное изменение скорости движения состава в нужный момент, системой улавливания состава в аварийной ситуации и возможностью доставлять не только грузы, но и людей. Дорога может применяться в подготовительных выработках с минимальным сечением 6 и 6,7 м2 и радиусом закругления 12 и 20 м соответственно для колеи 600 и 900 мм и с углом наклона 6°. 205

Дорога выпускается научно-производственным объединением «Углемеханизация». Монорельсовая грузолюдская подвесная дорога 6ДМКУ (рис. 7.7) предназначена для доставки материалов, оборудования и людей по безрельсовым и конвейеризованным выработкам с угловым наклоном до 18°, искривленным в горизонтальной и вертикальной плоскостях и закрепленным различными видами крепи.

Рис. 7.7. Монорельсовая грузолюдская подвесная дорога 6ДМКУ 1 – концевая балка; 2 – концевой блок; 3 – несущая балка; 4 – цепная подвеска; 5 – монорельс; 6 – поддерживающее устройство; 7 – тормозная тележка; 8 – амортизационный канат; 9 – приводная тележка; 10 – барабан приводной тележки; 11 – специальная тяга; 12 – канатно-винтовой амортизатор; 13 – тяга; 14 – кузов; 15 – каретка; 16 – контейнер; 17 – поддон; 18 – тяговый канат; 19 – натяжное устройство; 20 – приводная станция; 21 – шкив трения

206

Принцип действия дороги 6ДМКУ заключается в следующем. Тяговый канат приводится в движение приводной станцией со шкивом трения и замыкается на приводной тележке, которая снабжена специальным кронштейном для крепления и прохода через поддерживающие устройства тягового каната. Для уменьшения раскачивания и возможных перекосов при движении каретка приводной тележки снабжена горизонтальными стабилизирующими катками, перекатывающимися по вертикальной стенке двутавра. С целью удлинения тягового замкнутого каната при наращивании дороги на приводной тележке установлен барабан с запасным тяговым канатом длиной 1000 м. Дорога оснащена тормозной системой, предназначенной для остановки в случае обрыва тягового каната или превышения на 40% допустимой скорости движения. Узлы дороги к месту монтажа доставляются в шахтных вагонетках. Узлы, которые нельзя разместить в вагонетках, транспортируются как крупногабаритные грузы. Место установки приводной станции в шахте и примыкающие к нему участки выработки должны быть закреплены несгораемой крепью. Оно должно иметь сечение в свету не менее 11,2 м2 (после осадки) и длину не менее 10 м. Приводная станция устанавливается на специальном фундаменте. 7.5. Прокладка труб и кабелей Трубы и кабели прокладывают в выработках таким образом, чтобы их не мог повредить подвижной состав не только при нормальном движении, но и в случае его схода с рельсов. Коммуникации располагают так, чтобы обеспечивалось удобство их обслуживания и не создавалось помехи проходу людей. Трубы и кабели целесообразно прокладывать в верхней части выработки. Вентиляционные трубы для сжатого воздуха в зависимости от типа крепи выработки можно подвешивать при помощи металлических хомутов и подвесок (рис. 7.8, а) или металлических штырей (рис. 7.8, б), заделываемых в крепь. а)

б)

Рис. 7.8. Способы подвески труб

207

Прорезиненные вентиляционные трубы подвешивают на крючках к туго натянутому тросу диаметром 5-6 мм. Для подвешивания этих труб служат имеющиеся на них гребни с отверстиями, через которые продеваются крючки. Для уменьшения провисания труб трос следует закреплять на крепи через 4-5 м. Водопроводные трубы можно прокладывать по подошве выработки, но так, чтобы они не мешали движению людей. Производительность труда по прокладке трубопровода увеличивается в 8-13 раз при использовании трубоукладчика ШТУ-2. Он механизирует подъем и укладку на подвески, предварительно смонтированных труб длиной 24 м. Силовые кабели подвешивают к деревянной и металлической крепи на эластичной брезентовой и резиновой ленте (рис. 7.9, а) или на деревянных кронштейнах (рис. 7.9, б) в таком месте выработки, где бы в случае обрыва подвески кабель не попал на рельсы пли рештаки конвейера. В случае поломки крепи или обвала породы гибкая подвеска обрывается и кабель ложится на подошву выработки, что предохраняет его от разрыва. Расстояние между подвесками должно быть не более 3 м. Жесткое закрепление силового кабеля (рис. 7.9, в) допускается только в выработках, закрепленных каменной, бетонной и монолитной железобетонной крепью, а также в выработках, проведенных в крепких породах без крепи. При прокладке кабеля по подошве выработок (рис. 7.9, г) он должен быть защищен от механических повреждений огнестойким материалом (железобетонные желоба, фасонная сталь и др.) а)

б)

в)

г)

Рис. 7.9. Способы прокладки кабелей

Кабелеукладчик ШКУ-1 обслуживается тремя рабочими и обеспечивает производительность до 1,5 км/смену. Все узлы установки смонтированы на платформе вагонетки УВГ-3,3.

208

7.6. Освещение забоя выработки Хорошая освещенность выработки повышает комфортность условий, безопасность и производительность труда. Минимальная освещенность плоскости забоя должна быть не менее 10 лк, а на почве – 15 лк. Такая освещенность обеспечивается светильниками во взрывобезопасном исполнении мощностью 100 Вт, установленными через 4-6 м, и светильниками бурильных установок, погрузочных машин. Для питания последних используется напряжение 127 В, а для стационарного освещения допускается напряжение 220 В. Все проходчики снабжаются индивидуальными аккумуляторными светильниками со световым потоком не менее 30 лм. Применяемые осветительные приборы делятся на две основные группы: приборы ближнего действия – светильники; приборы дальнего действия – прожекторы. В зависимости от рода источника энергии рудничные светильников делятся на: – сетевые (присоединяемые к электрической сети); – ручные аккумуляторные (питаемые от переносного аккумулятора). Рудничные светильники выпускаются в исполнениях РП и РВ. Светильники в исполнении РП при разрушении защитного стекла лампы не исключают полностью возможность взрыва метановоздушной смеси, поэтому их применяют в шахтах, не опасных по газу и пыли, или в шахтах I и II категорий по газу или пыли, на свежей струе воздуха. Сетевое освещение. Светильники рудничные РП и РПЛ предназначены для стационарного сетевого освещения подземных выработок шахт, опасных по газу или пыли, где допускается эксплуатация оборудования в исполнении РП. Конструкция светильника РП-100М с лампой накаливания приведена на рис. 7.10. Корпус светильника выполнен из алюминиевого сплава, имеет два кабельных ввода, рассчитанных на гибкий кабель диаметром до 24 мм. Внутри корпуса имеется прилив с заземляющим зажимом, предназначенным для подсоединения заземляющей жилы кабеля. Панель патрона выполнена из асбодина и крепится к корпусу. В патрон вставляется лампа и удерживается гребенчатым контактом. Внутри патрона имеется взрывозащитная камера. На панели патрона есть клеммные зажимы для подсоединения жил кабеля. Герметичность светильника обеспечивается уплотнительными прокладками. Светильники с люминесцентными лампами РПЛ состоят из двух корпусов, скрепленных между собой защитной сеткой для предохранения от механических повреждений. Пускорегулирующий аппарат заключен в одном корпусе, во втором корпусе смонтировано вводное устройство для кабеля. Светильники снабжены блокирующим устройством, которое обеспечивает отсутствие напряжения на контактах панели в корпусе вводного устройства. Светильники рудничные РВЛ н РВЛМ предназначены для освещения подземных выработок шахт, опасных по газу или пыли всех категорий.

209

20

Рис. 7.10. Светильник РП-100М: 1;18 – зажимы жил кабеля; 2 – устройство для подвески; 3 – крышка; 4; 16 – уплотнительные прокладки; 5 – корпус; 6 – скоба; 7 – болт для крепления кабеля; 8 – резиновое кольцо; 9 – болт крепления фланца; 10 – панель патрона; 11 – винт крепления патрона к корпусу; 12 – контакт; 13 – лампа накаливания; 14 – защитная решетка; 15 – контакт подвижный; 17 – фланец; 19 – заглушка; 20 – нажимной фланец

Светильник РВЛМ (рис. 7.11) состоит из двух корпусов 1 и 4, соединенных трубой 2, которая выполняет функцию соединительного элемента между оболочками корпусов. В корпус 1 вмонтирован пускорегулирующий аппарат, в корпуса 1 и 4 – патроны 3 для ламп 7. Лампу предохраняет труба из органического стекла 8, которая защищается металлической сеткой 9. Труба уплотняется резиновым кольцом и прижимной гайкой 6. В корпусе вводного устройства 5 имеются два кабельных ввода, что позволяет монтировать осветительную сеть без тройниковых муфт. Уплотнение кабеля обеспечивается резиновым уплотнительным кольцом 11 при помощи фланца 10. Основные технические данные светильников приведены в табл. 7.2. Таблица 7.2

210

«Свет-4»

РВЛ-40М

РВЛ-20М

РВ РВ ЛЛ ЛЛ 127 220 20 40 0,65 0,65 11 20

СКВ-2/8У

РВ ЛЛ 127 15 0,7 10

«Луч-2М»

РП РП ЛЛ ЛЛ 127 220 20 40 0,65 0,65 10 16

РВЛ-15

РВЛ-01-40

РП ЛН 127 200 0,6 6

РПЛ-01-20

РП ЛН 127 100 0,6 5

СЗВ-60

Исполнение Лампа Напряжение, В Мощность, Вт Световой КПД Масса, кг

РП-200

Показатели

РП-100М

Технические данные светильников Светильники

РВ ЛН 127 60 0,6 4

РВ ЛЛ 127 15 0,4 17

РВ ЛЛ 127 2×8 0,4 11

РП ЛН 127 300 0,7 21

Рис. 7.11. Светильник РВЛМ

Аккумуляторное освещение. Несмотря на развитие сетевого освещения горных выработок, аккумуляторные светильники являются основными осветительными приборами, обеспечивающими не только ведение работ, но и безопасное пребывание персонала в подземных горных выработках шахт и рудников. Аккумуляторные светильники при их эксплуатации требуют повседневного обслуживания. Для этих целей на шахтах и рудниках оборудованы специальные цехи – ламповые, в которых размещено оборудование, позволяющее производить ежедневный заряд батарей, доливку их электролитом, ремонт и пломбировку, необходимые для нормальной эксплуатации аккумуляторных светильников. В настоящее время аккумуляторные светильники закрепляются за рабочими, которые самостоятельно перед спуском в шахту снимают светильники с заряда, а после выезда из шахты устанавливают их на заряд. Отключение светильников, доливку электролита и другие операции производят работники ламповой. Автоматизированная ламповая предназначена для обслуживания светильников с герметичными аккумуляторными батареями и обеспечивает автоматическое отключение батареи с заряда, автоматическую проверку качественного состояния светильников по их световому потоку перед спуском в шахту и при выезде из шахты. 211

Светильник головной с доливной батареей СГД-5 (рис. 7.12, а) состоит из аккумуляторной батареи 1, крышки 2, фары 4 и шнура 3. Аккумуляторная батарея является одновременно и корпусом головного светильника. Корпус батареи изготовлен из пластмассы и внутри разделен вертикальными стенками на три отсека, в каждом из которых размещены блоки положительных и отрицательных пластин. Пластины изолированы друг от друга сепарацией из перхлорвиниловой ткани. Для подключения провода светильника на крышках батареи выведены зажимы «+» и «–», выполненные в виде шпилек с гайками, что обеспечивает надежный контакт с проводом. Электролит в батарею заливают без разборки светильника, через боковые отверстия в корпусе батареи, закрываемые пробками. Схема зарядки батареи показана на рис. 7.12, б.

Шины зарядного станка

Рис. 7.12. Головной светильник СГД-5: а – общий вид, б – схема зарядки батареи, Р – измерительный привод; К1, К2 – контакты, Пр – переключатель

Светильник головной с герметичной батареей СГГ-5 по конструкции аналогичен описанному и состоит из корпуса, аккумуляторной батареи, крышки и фары с проводом. Корпус, крышка и фара изготовлены из высокопрочной пластмассы. Для удобства ношения на поясе корпус имеет изогнутую форму. Конструкция фары предусматривает подключение батареи на заряд без разбора светильника и имеет переключатель для включения рабочей или аварийной нити лампы накаливания. Специальные винты крепления крышки и стопор прижимного кольца фары имеют отверстия для пломбировки светильника перед спуском в шахту. 212

Для стационарного сетевого освещения главных откаточных выработок шахт и рудников применяются электроосветительные установки (ОУ) на напряжение до 220 В. Наиболее рациональной схемой электроснабжения ОУ, размещаемых в капитальных горных выработках, является комбинированный вариант, включающий в себя одновременно элементы радиальной и магистральной схем. Источник питания (пусковой или осветительный агрегат) должен размещаться в центре (середине) освещаемого участка горной выработки, а кабельная осветительная сеть выполняется в виде двух и более радиальных кабельных ответвлений, проложенных в направлении соответствующих выработок. Для протяженных откаточных выработок могут быть оборудованы дополнительные площадки для осветительного агрегата. На рис. 7.13 представлены принципиальные схемы освещения главных откаточных горных выработок: комбинированная (слева), магистральная (справа).

Рис. 7.13. Принципиальные схемы освещения главных откаточных выработок

Принципиальная схема построения стационарного освещения грузолюдских уклонов и бремсбергов не имеет существенных отличий от схем, применяемых на горизонтальных главных откаточных выработках. Осветительный агрегат размещается на распределительном пункте или в камере, оборудованной под трансформаторную установку. Кабельная сеть освещения может быть выполнена как гибким, так и бронированным кабелем. Подключение светильников к магистральному кабелю осуществляется тройниковыми муфтами ТМ. Освещение подготовительных забоев. Освещение рабочих зон подготовительных выработок при проходке их механизированным способом осуществляется светильниками (фарами), устанавливаемыми непосредственно на горных машинах, а также в отдельных случаях установкой сетевых светильников на машине или над машиной, подключенных к пусковому агрегату, находящемуся на распределительном пункте. Пульты управления машиниста, а также приборы для визуального контроля за режимом работы узлов имеют на некоторых горных машинах под213

веску, выполненную в виде лампочки накаливания или неоновой лампочки, установленной либо на пульте управления, либо внутри оболочки магнитной станции, имеющей смотровое окно. В структурном плане стационарное освещение включает в себя ряд отдельных осветительных установок, электропитание которых осуществляется от специально установленного для этой цели осветительного агрегата. Использование сетевых светильников в подготовительном забое при подвижном характере работы связано с определенными трудностями. Поскольку светораспределение существующих сетевых светильников не позволяет получить требуемую освещенность зоны рабочего органа машины, поэтому наиболее рациональным является вариант, предусматривающий установку на горных машинах местного освещения (фары) с шарнирной подвеской, позволяющей машинисту с пульта управления изменять направление светового излучения. Освещение распределительных пунктов, перегрузочных пунктов, отдельных объектов, необходимость в котором обусловлена требованиями ПБ, обеспечивается применением сетевых светильников на напряжение 36 В, питание которых осуществляется от понижающих трансформаторов, предусмотренных в рудничной электроаппаратуре, например в магнитных пускателях. Примерная схема электроснабжения светильников, установленных на распределительных пунктах и вспомогательных объектах при проходке подготовительной выработки угольной шахты комбайновым способом, показана на рис. 7.14.

Рис. 7.14. Схема электроснабжения светильников подготовительного забоя

Согласно ЕПБ, подготовительные забои рудников должны освещаться сетевыми светильниками. Для питания подземных ОУ должно применяться линейное напряжение не выше 127 В. 214

7.7. Маркшейдерское обслуживание Маркшейдерская служба горных предприятий должна следить за тем, чтобы выработки сооружались в полном соответствии с техническим проектом и рабочими чертежами, т.е. должны быть обеспечены проектные размеры выработки, её положение в пространстве, правильность возведения крепи. Направление выработки в горизонтальной плоскости задается и контролируется теодолитной съемкой, фиксируется тремя и более отвесами, расположенными на расстоянии до 5 м один от другого, а в вертикальной плоскости – нивелирной съемкой в выработках с углом наклона до 5 и теодолитной съемкой при углах от 6 до 50º. Удаление от забоя точек и устройств, указывающих направление на прямолинейных участках, не должно превышать 40 м при использовании отвесов, 300 м – при лазерных указателях. Отклонение оси закрепленной капитальной транспортной выработки от заданного направления в горизонтальной плоскости не должно превышать ± 5 см. При применении комбайнов или организации скоростного проведения выработок лучше использовать световые или лазерные указатели типа УНС, ЛУН-3 и др. При проходке горных выработок производится маркшейдерская съемка и нивелировка, по результатам которых составляют план и профиль выработки. В маркшейдерской практике фиксацию створа заданного направления и его продление осуществляют с помощью светящихся отвесов ОС-1 или ОС-2 (рис. 7.15). В их цилиндрическом корпусе 4 с крышкой 3 помещен сухой элемент, а в нижней части корпуса расположена электролампочка 5 (1,5 Вт), которая закрыта прозрачным колпачком 6 красного или зеленого цвета. В верхней части корпуса находится винт включения света 2 и ушко 1 для подвески его на шнуры. Светящиеся отвесы устанавливают в створе заданного направления и регулируют их подвеску так, чтобы линия электролампочек была направляющей осью в вертикальной и горизонтальной плоскостях. Видимость светящегося отве- Рис. 7.15. Светящийся отвес са невооруженным глазом в среднем составляет 60-70 м.

215

Широкое применение на шахтах для указания направления горным выработкам получили лазерные приборы разработки института ВНИМИ. В настоящее время применяют лазерный указатель ЛУН-9 (рис. 7.16). Он представляет собой светопроекционный указатель с лазерным источником счета, создающий узконаправленный световой пучок красного цвета, которым пользуются для задания направления выработкам. Указатель ЛУН-9 состоит из следующих основных частей: светопроектора, подставки и зрительной трубы. Светопроектор состоит из коллимирующего узла 1, закрытого кожухом, и лазерной трубки с блоком питания ЛГ-208А, установленной в оболочке 2. К оболочке хомутом крепят зрительную трубу 3. Для установки светопроектора служит подставка 4.

4

Рис. 7.16. Лазерный указатель ЛУН-9

Прибор выполнен во взрывобезопасном исполнении, питается от сети переменного тока 127 В. Методика работы с лазерным указателем направления заключается в том, что маркшейдерскую точку (исходную), над которой намечается установить лазерный указатель, закрепляют на расстоянии не более 40 см от боковой стенки выработки. С этой точки с помощью теодолита откладывают расчетный угол и закрепляют полученное направление двумя временными знаками, расположенными на расстоянии 10-20 м от исходной точки. Под исходной точкой к стойкам крепления или к стенке выработки на высоте около 2 м укрепляют кронштейн, входящий в комплект лазерного указателя. На кронштейне устанавливают указатель и подключают его к источнику электропитания. Грубо («от руки») наводят световой пучок на предварительно выставленный отвес. После закрепления прибора микрометренным винтом наводки совмещают световой пучок указателя с отвесом, фиксирующим заданное на216

правление, пользуясь при этом каким-либо светлым экраном, поставленным за отвесом. Более точную наводку рекомендуется осуществлять с помощью фокусирующего кольца, расположенного в коллимирующем узле. Для задания направления по высоте спецключом разворачивают оптические клинья, установленные на выходе коллимирующей системы. Проектный уклон (подъем) устанавливают на шкале с оптическими клиньями. Световой пучок, направленный в забой или проходческий щит, проецируют на них в виде яркой световой марки, видимой на расстоянии до 500 м. Максимальный диаметр световой марки достигает при этом 80 мм. В целях расширения диапазона использования лазерного луча при заданиях направления горным выработкам институтом ВНИМИ разработан указатель с экерной приставкой (ЛУН-9Э).

Контрольные вопросы

1. Назовите конструкции и технологию возведение временной крепи. 2. Как устраивают водоотливные канавки. 3. Укажите назначение и конструктивные особенности монорельсовых подвесных и напочвенных канатных дорог. 4. Как в выработках осуществляется прокладка труб и кабелей? 5. Какие устройства используются для освещения выработки и забоя? 6. Назовите основные приборы для маркшейдерского обслуживания проходки. Как задается направление горной выработки?

217

8. ПУТЕВОЕ ХОЗЯЙСТВО ПОДЗЕМНОГО РЕЛЬСОВОГО ТРАНСПОРТА 8.1. Общие сведения В технологическом процессе строительства и добычи полезного ископаемого на горном предприятии рудничный транспорт до сих пор является основным видом доставки грузов в шахте и перевозки людей по подземным выработкам. При строительстве шахт находят применение следующие виды транспорта: локомотивный, конвейерный, монорельсовый, канатный по рельсовым путям в наклонных и горизонтальных выработках. Транспортирование по горизонтальным и наклонным рельсовым путям принято называть откаткой. Если откатка осуществляется с помощью электровоза, то такой вид транспорта называют локомотивный. Локомотивный транспорт является основным видом рельсового транспорта при проходке выработок околоствольных дворов, квершлагов, полевых и пластовых штреков при строительстве шахт. С помощью локомотивного транспорта выполняется более 90% общего объема перевозок. Первый спуск электровоза в горные выработки осуществляют при возможности достаточного маневрирования по пройденным выработкам. Как правило, эти выработки представляют собой замкнутое кольцо, образуемое для маневровых работ из части специально пройденных временных выработок. В последствии, при сдаче шахты в эксплуатацию, эти выработки приспосабливают под камеры ожидания, диспетчерский пункт или медицинский подземный пункт. При организации локомотивной откатки на стадии начала строительства околоствольных дворов, нижних приемных площадок бремсбергов необходимо выполнить мероприятия по технике безопасности, связанные с работой электровоза в горных выработках, в том числе на газовых шахтах. При выполнении мероприятий по организации откатки устанавливают все виды блокировок на дозирующих стопорах, барьерах и решетках стволовых дверей. Одной из основных мер является приведение в порядок рельсовых путей, съездов и стрелок в соответствии с техническими условиями локомотивной откатки. При строительстве околоствольного двора и примыкающих к нему выработок, когда в работе находятся одновременно два и более забоев, правильная организация локомотивной откатки имеет решающее значение, поэтому порядок устройства рельсового пути в горизонтальных и наклонных выработках являются важным элементом в работе горного мастера и начальника участка. 218

8.2. Радиусы и уклоны рельсовых путей Совокупность устройств, обеспечивающих передвижение по подземным откаточным выработкам подвижного состава, называется подземным рельсовым путем. Рельсовые пути имеют нижнее и верхнее строения. Расположение пути в горной выработке определяется его трассой и профилем. Трасса прокладывается по оси рельсового пути с учетом зазоров между подвижным составом и другим оборудованием или крепью выработки. Путь в плане представляет собой ряд прямолинейных участков соединений между собой кривыми различных радиусов. Для снижения сопротивления движению составов радиусы закругления по возможности должны быть большими. При локомотивной откатке минимальные радиусы закруглений R принимаются следующими в зависимости от жесткой базы подвижного состава lб и скорости движения V: – при V ≤ 1,5 м/с – R = 7 lб; – при V > 1,5 м/с, а также на всех кривых с углом поворота свыше 90° независимо от скорости движения R ≥ 10 lб. Для обеспечения эксплуатационных качеств, откаточные выработки проводятся, как правило, с уклоном в сторону движения груженого состава (к околоствольному двору). Величина уклона пути равна 0,003-0,005, измеряется тангенсом угла наклона пути к горизонту и обозначается десятичной дробью или знаком 0/00 – промилле. Например, уклон пути, равный i = 0,005 или 50/00, означает, что разность уровней между двумя точками, расположенными на расстоянии 1 км, составляет 5 м. Уклон пути определяют с таким расчетом, чтобы выполнялось равенство Wгр = Wпор, где Wгр – сила сопротивления движению груженого состава (поезда, идущего под уклон к околоствольному двору от погрузочных пунктов); Wпор – сила сопротивления движению порожнего состава (поезда, идущего на подъем от околоствольного двора к погрузочным пунктам). Уклон пути, при котором Wгр = Wпор, называется уклоном равного сопротивления. В случаях, когда уклон равного сопротивления получается незначительным и не обеспечивает стока воды, уклон откаточного пути принимают равным 3-40/00, или же уклон дна канавки закладывается отличным от уклона пути, что обеспечивает сток воды в нужную сторону с соответствующей скоростью движения воды для осаждения штыба. При увеличении наклона рельсового пути увеличивается сила тяги в направлении движения порожнего состава, что приводит к преждевременной разрядке аккумуляторов 219

батарей, выходу из строя тяговых двигателей, несвоевременной доставке грузов и порожняка. Несоблюдение уклонов равного сопротивления приводит к уменьшению веса поезда, существенно ухудшает условия эксплуатации рельсовых путей, увеличивает общее количество электровозов и вагонеток. Уклон, при котором сила тяги равна нулю, называют уклоном равновесия. На приемных площадках уклонов и бремсбергов, в околоствольных дворах и надшахтных зданиях, где производится значительный объем маневровых работ, стремятся обеспечить уклоны, равные уклону равновесия.

8.3. Зазоры в откаточных выработках Важным условием безопасного движения в условиях строящейся шахты является настилка рельсового пути в соответствии с техническими условиями и требуемыми зазорами между подвижным составом и крепью выработок. Ширина междупутья (расстояние между осями путей двухпутевой выработки) должна быть такой, чтобы зазор между встречными электровозами был не менее 0,2 м. Зазор между габаритом подвижного состава и крепью выработки должен быть следующим: – со стороны прохода людей – не менее 0,7 м; – на посадочных площадках и в местах маневровых работ, не менее 1,0 м с обеих сторон выработки; – с неходовой стороны при монолитной бетонной крепи и железобетонных тюбингах – не менее 0,2 м, при металлической и рамной бетонной крепи – не менее 0,25 м. Указанная ширина зазора должна быть выдержана на высоте выработки не менее 1,8 м. Так как на закруглениях вагоны разворачиваются, то в этих местах выработки уширяются для обеспечения требуемого по ПБ зазора. Уширение производится в зависимости от радиуса кривой, длины и жесткой базы подвижного состава с таким расчетом, чтобы при любом положении подвижного состава были выдержаны зазоры между составом и крепью, а также между осями путей. Уширение необходимо предусматривать также на прямых участках на расстояниях, равных одной длине электровоза от начал закругления. Уширение междупутья для получения необходимого зазора между подвижными составами на закруглении также должно быть начато на прямолинейном участке пути на расстоянии не менее 0,5-1 длины электровоза до и после начала закругления (кривой пути) в соответствии с табл. 8.1.

220

Таблица 8.1 Увеличение расстояний между осями путей и между осью пути и креплением на криволинейных участках пути Дополнительные расстояния, мм между осью пути и крепью Радиус закругления пути

6 8 10 12 14 16 18 20 25 30 40

между осями путей при откатке электровозом сцепным весом, кН от 50 от 10 до 50 до до 280 100 280 – – 230 – – 200 340 – 180 290 – 150 260 – 140 220 – 130 200 260 120 190 260 110 170 240 100 150 230 80 120 220

с наружной стороны кривой

на заездах при канатной откатке в вагонетках вместимостью, м3

при откатке электровозом сцепным весом, кН

до 1

от 1 до 2

от 2 до 8

до 30

120 90 80 80 70 60 60 60 40 40 40

160 140 110 100 100 90 80 70 70 60 50

– 240 180 150 140 120 110 100 90 80 70

270 220 190 170 160 140 130 120 110 100 80

от 30 от 100 до 100 до 280 – – 330 300 270 230 220 200 180 160 130

– – – – – – 250 240 210 190 160

при канатной откатке в вагонетках вместимостью, м3 до 1

от 1 до 2

от 2 до 8

100 90 80 80 70 60 60 60 40 40 40

160 140 110 100 100 90 80 70 70 60 50

220 180 140 130 110 100 100 90 80 60

с внутренней стороны кривой для всех видов откатки электровоз с вагон на цепным весом заездах 100-280 кН 180 170 130 100 90 80 80 80 60 60 30

– – – – – – 100 100 80 80 50

Примечание. Прочерк в таблице указывает на то, что для данного подвижного состава путь указанного радиуса не может применяться в соответствии с техническими условиями и правилами.

При строительстве откаточных рельсовых путей в шахте необходимо учитывать очередность и технологию сооружения водоотливной канавки. Как правило, при проходке горных выработок устройство постоянного пути, в соответствии с принятой технологической схемой, отстает на 60-100 м, постоянной водоотливной канавки – на 40-60 м от забоя. 8.4. Строение рельсового пути Основными элементами строения рельсового пути являются рельсы со шпалами, скрепления и балласт. Рельсы являются наиболее ответственной частью строения пути, так как непосредственно воспринимают нагрузки от подвижного состава. От состояния рельсов, их технологического содержания зависит сопротивление движению, аварийность на рельсовом подземном транспорте и надежность при соблюдении правил эксплуатации. Для подземных рельсовых путей должны применятся рельсы типа Р24, Р33 и Р38. Основные размеры рельсов показаны на рис. 8.1, а их характеристики приведены в табл. 8.2. Таблица 8.2 Характеристики рельсов Тип А, мм b, мм С, мм n, мм рельса Р24 107 92 51 45,5 Р33 128 110 60 57 Р38 135 114 68 59

d, мм 10,5 130 13,0

Масса 1 м, кг 24,14 33,48 38,4

Рис.8.1. Основные размеры рельса

При применении локомотивов сцепным весом 140 кН и более, вагонеток емкостью свыше 2 м3 и при скоростях движения более 2 м/с должны применяться рельсы типа Р33. В околоствольных дворах и на основных откаточных выработках независимо от скорости движения подвижного состава применяются рельсы типа Р33. Для горных предприятий изготавливаются рельсы длиной 8; 10; 12,5 м. В зависимости от содержания углерода рельсы подразделяются на нормальные (Н), твердые (Т) и повышенной твердости (ПТ). Для Р33 наиболее распространенной и удобной при доставке и укладке является длина 8 м. При повторном использовании следует учесть, что износ головки рельса для Р24 допускается не более 12 мм, Р33 – 16 мм и Р38 – 20 мм. Основные требования, предъявляемые к рельсам: прочность, сопротивляемость износу и жесткость. 222

8.5. Рельсовые скрепления Для соединения рельсов между собой и со шпалами применяются рельсовые скрепления: накладки, болты, подкладки и костыли. Рельсы прикрепляются к деревянным и некоторым конструкциям железобетонных шпал костылями, изготовленными из стали и имеющими квадратное сечение. Костыль (рис. 8.2) имеет верхнюю головку 1 и стержень 2. Головка костыля имеет выступы – 3, за которые костыль выдергивается при необходимости. Инструмент, с помощью которого производится извлечение костылей, называется лапой. Размеры костылей зависят от типа применяемых рельсов (табл. 8.3). Таблица 8.3 Характеристика костылей Тип рельсов Р 24 Р 33 Р 38

Размеры костылей 14×14×130 16×16×165 16×16×165

Масса 1 шт., кг 0,210 0,348 0,378

Рис. 8.2. Костыль

Для железобетонных шпал в зависимости от их конструкции применяются другие виды скреплений вместо костылей. Чаще всего это болты различных конструкций. Схемы крепления рельсов к железобетонным шпалам конструкции КузНИИшахтострой показана на рис. 8.3, практика показывает, что эти схемы являются наиболее удачными.

Рис.8.3. Схемы крепления рельсов к железобетонным шпалам

223

Рис.8.4. Клиновые подкладки

Все рельсы откаточных путей должны укладываться на клиновых подкладках, общий вид которых показан на рис. 8.4, а характеристики приведены в табл. 8.4. Подкладки с костылями служат для поддержания постоянства колеи пути. Таблица 8.4 Размеры клиновых подкладок Тип рельса Р 24 Р 33 Р 38

B 200 185 290

L 100 150 160

H 8 10 13

Размеры подкладок, мм a в c д 16 18 36 54 18 20 58 40 18 20 72 89

е 16 27 30

Масса 1 шт., кг g 89 2,03 105,6 3,02 111 5,25

На железобетонных шпалах роль подкладки выполняют закладные металлические пластины. Место соединения рельсов межа б в ду собой называют стыком. Соединение стыков должно обеспечивать безударный переход колеса с одного рельса на другой. Рельсы соединяются между собой накладками и болтами г д е или способом сварки. При строительстве шахт чаще всего применяются болтовые соединения стыков с применением накладок. Стыки располагают Рис. 8.5. Виды накладок: так, чтобы на обеих нитках пути они а – плоская; б – уголковая; в – фартучная; находились один против другого, при г – фартучная усиленная; д – двухголовая; этом зазор должен быть не более е – плоская усиленная

224

5 мм. При укладке рельсового пути следует соблюдать требования ПБ, согласно которым стыки должны быть расположены на весу. Расстояние от оси ближней к стыку шпалы до стыка рельсов должно быть равно 200 мм. Соблюдение правил настилки рельсового пути обеспечивает более спокойный ход состава, уменьшает износ, как колесных пар, так и рельсов, уменьшает вероятность аварии. Для соединения рельсов Р33 и Р38 применяются фартучные или двухголовые накладки, а для рельсов Р24 – уголковые, которые увеличивают прочность стыка и не допускают смещение в горизонтальной плоскости по ходу состава. Болты для скрепления стыков должны применяться в соответствии с ГОСТом. Диаметр болтов принимается на 2 мм меньше диаметра отверстий в наладке. Для предупреждения ослабления болтового соединения рельсовых стыков под гайки ставятся специальные шайбы. При четырехдырных накладках два средних болта должны ставиться гайками внутрь колеи, и два крайних – гайками снаружи колеи. При шестидырных накладках два ближних болта к стыку ставятся гайками внутрь колеи, следующие – двумя гайками снаружи колеи, крайние два – внутрь, такое расположение гаек болтовых соединений делается для избежания среза их при сходе вагона или любой другой нештатной ситуации. При применении контактных электровозов на стыках соединений привариваются медные перемычки, которые соединяют два рельса. Сечение провода должно быть не менее 50 мм2, длина – 520-550 мм. Концы медного провода впаиваются в стальные патроны наружным диаметром 15 мм и длиной 60 мм, медные перемычки привариваются с наружной стороны рельсовых стыков. В то же время рельсовые пути при контактной откатке должны быть изолированы от примыкающих к ним путей забойного пространства, а также путей, предназначенных для других видов откатки. Изоляция осуществляется на стыках примыкания путей согласно требованиям правил безопасности и соответствующей инструкции, разработанной на шахте или в шахтостроительном управлении. Изоляция осуществляется с помощью диэлектрических накладок и прокладок, устанавливаемых между торцами рельсов и между подошвой рельса и подкладкой. Устраивается два таких изолированных участка, расстояние между которыми не менее максимально возможной длины состава. Изолированные стыки укладываются на сдвоенных обрезных шпалах. 8.6. Путевые шпалы и брусья Укладка рельсов в выработках осуществляется на шпалах, а стрелочных переводов – на брусьях. По материалу шпалы разделяются на деревянные, железобетонные и металлические. Наибольшее распространение в горной промышленности получили деревянные шпалы. Их достоинствами являются упругость, транспортабельность, сравнительная легкость обработки и простота соединения с рельсами. При сходах вагонов деревянные брусья и 225

шпалы не повреждаются так значительно как железобетонные. Металлические шпалы применяются в основном на призабойных временных путях. Размеры обрезных и необрезных шпал показаны на рис. 8.6.

Рис. 8.6. Поперечные сечения деревянных шпал: IА, IIА – обрезных; IБ, IIБ – необрезных

Брусья для стрелочных переводов и шпалы изготавливаются из сосны, пихты, лиственницы, кедра, березы. Деревянные шпалы и брусья должны быть очищенными от коры, не зараженными грибком, ровными, пропитанными антисептиком, не имеющими значительных трещин. Длина деревянных шпал должна быть не менее 1200 мм при колее 600 мм и не менее 1700 мм – при колее 900 мм. Шпалы типа I (рис. 8.6) применяются при укладке рельсов Р33 или Р38, типа II – Р24. Расстояние между шпалами должно быть не более 700 мм на балластном слое, при этом расстояние от стыка до шпалы не должно превышать 200 мм. Стыки должны располагаться друг против друга на обеих нитках рельсовых путей. Зазор между рельсами в стыках не должен превышать 5 мм. Брусья типа I (рис. 8.7) применяются при настилке стрелочных переводов из рельсов Р33, Р38; типа II – из Р24. Под стрелочный перевод настилается комплект брусьев длиной 1300, 1500, 1650, 1800, 2000, 2200, 2400, 2600, 2800, 3000 для колеи 600 мм или 1700, 1800, 2000, 2200, 2400, 2600, 2800, 3000, 3200, 3500 – для колеи 900 мм. Основными недостатками деревянных шпал и брусьев являются их разрушение от гниения, огнеопасность. Для увеличения срока службы переводных брусьев и шпал осуществляется их пропитка антисептиками. Антисептики – химические составы, которыми обрабатывают древесину, уничтожая грибковые образования и других вредителей. Антисептик для изделий, применяемых в шахте, не должен оказывать вредное воздействие на людей при обращении с пропитанными шпалами и долговременно защищать от гниения. 226

Рис. 8.7. Поперечные сечения деревянных брусьев для стрелочных переводов и съездов: IА, IIА, IIIА, IVА– обрезных; IБ, IIБ, IIIБ– необрезных

Используют следующие виды антисептиков: - 2-2,5% раствор фтористого натрия (на 1 м3 расходуется 4-4,5 кг); - 3-6% раствор хлористого цинка (на 1 м3 – 7 кг); - каменноугольное креозотовое масло Срок службы пропитанных шпал – 5-7 лет, непропитанных, как правило, не превышает 2-3 лет. Наиболее простым способом обработки является вымачивание шпал и брусьев в емкостях с антисептической жидкостью. При достижении требуемого защитного слоя изделие убирают для просушки до нормальной влажности, а пропитанные маслянистым антисептиками могут укладываться без просушки. Более совершенным является способ горяче-холодной ванны. Изделия из древесины погружаются в емкость с раствором антисептика, нагретым до 90-95°, и выдерживают 4-6 часов. После этого изделие погружают в холодную ванну с антисептиком. Происходит охлаждение оставшегося в порах воздуха, уменьшение его в объеме и при этом раствор антисептика проникает внутрь волокон древесины. 227

а

в

б

г

Рис. 8.8. Железобетонные шпалы: а – СШ-68-I; б – СШ-68-II; в – СШ-72; г – СШД-900; д – ШД-4; е – ШДН-13А; ж – конструкции Кузниишахтостроя (см. также с.229)

д

е

ж

Рис. 8.8. Продолжение

Железобетонные шпалы. При устройстве рельсового пути в главных откаточных выработках, а также в участковых выработках со сроком службы более 3-х лет рекомендуется применение железобетонных шпал, которые должны соответствовать ГОСТу или утвержденным техническим условиям на изготовление. Наиболее распространенные конструкции железобетонных шпал показаны на рис. 8.8. Наиболее удачной является шпала конструкции КузНИИшахтостроя. Железобетонная рудничная шпала с быстроразъемным крепежным устройством армируется четырьмя стальными стержнями периодического профиля диаметром 14 мм. Шпалы изготовляются из бетона класса В25. Закладная деталь штампуется из листовой стали толщиной 6 мм. Для изготовления железобетонных шпал применяется веерная металлическая опалубка кассетного типа на 16 изделий каждая. 8.7. Устройство рельсовых путей Балласт. Балластный слой обязательно должен применяться на всех главных шахтных откаточных путях со сроком службы более 2 лет, а также в выработках с пучащими почвами и наклонных. Основное назначение балласта заключается в восприятии вертикального давления, его равномерном распределении на почву, смягчении ударов от подвижного состава и выполнении роли дренажного слоя. В качестве балласта применяется щебень или гравийно-песчаная смесь. Щебень должен быть твердых каменных пород с размером зерен от 20 до 40 мм, а гравий – 3-20 мм, кроме того, могут использоваться малозернистые камневидные доменные шлаки с размером зерен 20-40 мм. При применении деревянных шпал в горизонтальных и наклонных выработках с углом наклона менее 10º толщина балластного слоя под шпалой должна быть не менее 9 см. В главных откаточных выработках с грузопотоком свыше 4000 т/сут., а также в случае применения железобетонных шпал, толщина балластного слоя под шпалой должна быть не менее 15 см. В выработках с углом наклона более 25° шпалы должны укладываться в шпальных ящиках в почве таким образом, чтобы в них помещались шпалы на 2/3 толщины, при этом слой балласта должен быть не менее 5 см. Балластом засыпается вся площадь выработки кроме места канавки, при этом балластная призма должна выступать не менее чем на 10 см от конца шпалы при деревянных и 15 см – при железобетонных шпалах. Устройство рельсовых путей. Устройство рельсового пути следует начинать с нанесения высотных реперов. Для этого на обеих сторонах выработки через 10 м наносят высотные отметки, которые соответствуют по высоте 1390 мм (при рельсах Р33) до почвы выработки и 1 м до головки рельсов постоянного пути, который будет настлан и выведен на проектную отметку. 230

Строение пути от почвы до головки рельсов составляет 390-400 мм. При проходке околоствольных дворов и других выработок, где в последствии предусмотрена локомотивная откатка по рельсовым путям, необходимо держать почву выработки при проходке от репера на расстоянии 1400 мм, что на практике соответствует расстоянию от репера до головки рельсов временного пути. Такая технология избавит от поддирки почвы и уборки породы вручную. Устройство постоянных рельсовых путей при строительстве и реконструкции шахт ведется, как правило, в режиме подвигания за действующими забоями. В двухпутевых выработках устройство пути может осуществляться одновременно с работами в забое; в однопутевой выработке – в воскресный или другой день в соответствии с графиком. При одновременной работе в забое по проходке и настилке постоянного пути, участок, где будут производиться путевые работы, отсекается стрелочными переводами с обеих сторон. Длина такого участка составляет от 80 до 160 м. Настилку ведут поочередно: сначала одного, затем другого пути. Балластировку и чистую рихтовку, как правило, осуществляют после настилки обеих путей и переноса отсекающих стрелок на новый участок. Работами по укладке рельсового пути должен руководить бригадир или звеньевой. Устройство пути начинается с раскладки шпал в соответствии с утвержденной схемой, при этом в двухпутевых выработках по шнуру должны укладываться концы шпал наружных сторон. После раскладки шпал на величину заданного участка производится раскладка скреплений и рельсов. Крепление рельсов к шпалам производят после соединения их в нить. Первоначально крепятся рельсы со стороны концов, которые должны укладываться по шнуру, а затем – с противоположной. Контроль ширины путей осуществляется путевым шаблоном, а превышение одной нитки над другой – уровнем. На прямолинейных участках пути превышение одной нитки над другой не допускается более 4 мм. При движении состава на криволинейных участках возникают центробежные силы, стремящиеся опрокинуть вагонетку. Для увеличения устойчивости движения подвижного состава в кривых, а также уменьшения износа рельсов и сопротивления от трения ребра колес о рельсы производят возвышение наружных рельсов, величина которого принимается в зависимости от радиуса кривой, скорости движения состава и жесткой базы вагона. Возвышение наружного рельса над внутренним в кривых частях пути определяется по формуле

a=

Sp ⋅ V 2 qR

,

где Sp – ширина колеи на закруглении, м; V – скорость движения, м/с; R – радиус кривой, м; q – ускорение свободного падения, м/с2. 231

В табл. 8.5 приведены возвышения наружного рельса на кривых участках пути в зависимости от радиуса кривой, скорости движения для ширины колеи 900 мм. Рельсовые пути на криволинейных участках могут укладываться без возвышения одного рельса над другим, если на этом участке установлен контррельс на внешнем и внутреннем участках. Уширение колеи на прямолинейных участках пути не должно превышать 4 мм, сужение – 2 мм. Уширение рельсовой колеи на криволинейных участках пути принимается в зависимости от радиуса закругления и базы вагонов по табл. 8.6. Таблица 8.5 Возвышение наружного рельса на криволинейных участках Радиус кривой, м 1,5 20 15 10 10

10 15 200 25

Величина возвышения, мм при средней скорости состава, м/с 2,0 2,5 35 – 25 35 20 30 15 25 Таблица 8.6

Уширение рельсовой колеи на криволинейных участках Радиус оси пути, м 10 15 20 25 30

до 700 5 – – – –

Величина уширения, мм, при наибольшей жесткой базе, мм до 900 до 1200 до 1500 до 1700 10 25 5 10 20 27 – 5 15 20 – 5 10 15 – – 5 10

до 2000 20 20 15

Переход от уширенной колеи на кривой к нормальной колее следует делать плавным, для чего необходимо на каждый метр уменьшать ширину на 3 мм со стороны внутреннего рельса. Для сохранения заданной ширины на криволинейных участках при электровозной откатке необходимо ставить металлические стяжки, ограничивающие сужение и расширение колеи, максимальное расстояние между которыми должно быть не более 3 м. Строение пути показано на рис. 8.9, а. Откаточным выработкам придается в сторону откатки груза уклон равного сопротивления (см. п. 8.2). Уклон пути проверяется маркшейдером при помощи ватерпаса (рис. 8.9, в) и периодически контролируется. Для этого под один конец горизонтальной рейки ватерпаса подбивают пластинку (нашивку), толщина которой соответствует принятому уклону. Например, при обычной длине рейки ватерпаса 2 м и уклоне путей 0,004 толщина пластинок должна быть 8 мм, а при уклоне 0,005 – 10 мм. 232

а

1

2

3

5

4

6

в

б

7

8 9

Рис. 8.9. Устройство рельсового пути: а – верхнее строение; б – путевой шаблон; в – ватерпас; 1 – реборда колеса; 2 – рельс; 3 – рабочие канты рельсов; 4 – костыль; 5 – подкладка; 6 – шпалы; 7 – нашивка; 8 – горизонтальная рейка; 9 – отвес

Для проверки уклона ватерпас устанавливают на головку рельса по его длине нашивкой в сторону уклона (обычно в сторону околоствольного двора). Если уклон пути правильный, то отвес, подвешенный на стойке ватерпаса, совпадает с отметкой, сделанной по середине его рейки. В противном случае он отклоняется в ту или другую сторону. Для контроля правильности укладки пути бригада проходчиков кроме ватерпаса должна иметь путевые шаблоны (рис. 8.9,б) для проверки ширины колеи. Расход материалов для укладки 100 м пути приведен в табл. 8.7 при длине рельса 8 м. Таблица 8.7 Расход материалов при настилке рельсового пути Расход при типоразмере рельса Элемент Р24 Р33 Р38 строения пути штук на масса, кг штук на масса, кг штук на масса, кг 100 м 1 шт./1м на 100 м 100 м 1 шт./1м на 100 м 100 м 1 шт./1м на 100 м Рельсы 24,14 2414 33,48 3348 38,45 3845 Шпалы 137,5 – – 137,5 – – 137,5 – – Накладки 50 4,22 211 50 12,43 621,5 50 15,61 780,5 Гайки 100 0,0701 7 150 0,154 23,1 150 0,154 23,1 Шайбы – – – 150 0,065 9,8 150 0,065 9,8 Подкладки 275 2,03 558,2 3,02 285,8 863,1 300 5,25 300 Костыли 825 0,21 173,2 825 0,348 287,1 825 0,348 287,1 233

На укладку и балластировку одного звена рельсов длиной 8 м вручную затрачивают 1,8-2,3 чел.-смены. Для механизации путеукладочных работ применяют путеукладочные поезда ПП-750; ПП-900 и комплексы КПШ-900; ВПУ-1, ПГИ-2 производительностью 41-43 м/смену, механизирующие до 80% путевых работ. Применение комплекса КПШ-900 (рис. 8.10) позволяет повысить производительность труда в 3-4 раза.

Рис. 8.10. Комплекс путеукладочный шахтный КПШ-900: 1 – самоходный кран ПКП-0,4; 2 – домкратная рама; 3 – шпалоподбойка; 4 – тележка ТМ-900 с комплектом механизмов и приспособлений ; 5 – платформа П-900 для звеньев рельсового пути; 6 – вагонетка для балласта ВБ-2,5

В настоящее время на строящихся шахтах путеукладочные работы выполняют в основном с использованием малоэффективных ручных инструментов, что объясняется высокой стоимостью и большой массой путеукладочных комплексов, сложностью совмещения работ по проведению выработки с укладкой рельсовых путей в призабойной зоне. 8.8. Устройство стрелочных переводов Для перемещения подвижного состава с одного пути на другой служат стрелочные переводы и съезды. Они классифицируются по следующим признакам: - по ширине колеи: для путей 600 и 900 мм; - по типу рельсов: Р24; Р33, 38; - по направлению ответвления: односторонние (правые и левые) и симметричные; - по радиусу переводной кривой: от 4 до 20 м; - по марке крестовины: 1/2; 1/3; 1/4; 1/5; 1/7. 234

Стрелочные переводы считаются левым или правым по направлению ответвления от стрелки к крестовине. Марка крестовины М определяется углом α (рис. 8.11), под которым пересекаются рабочие грани в прямой крестовине, и выражается дробью M = 2 tg

α . 2

Таким образом, чем меньше значение α, а следовательно, и М, тем больше радиус криволинейных участков стрелочного перевода, длина перевода и лучше условия движения состава. При электровозной откатке применяются крестовины марок 1/3; 1/4; 1/5; 1/7. Крестовины 1/5 и 1/7 используются при электровозах 14 КР и большегрузных вагонах, а 1/2 только при вагонах грузоподъемностью не более 1 т. Для обозначения стрелочных переводов и съездов принята заводская маркировка, например ПО933-1/4-20Л, которая обозначает: П – перевод; О – односторонний; 9 – для колеи 900 мм, 33 – рельс Р33; 1/4 – марка крестовины, 20 – радиус закругления, м; Л – левый. Укладку стрелочного перевода начинают с подготовительных работ на поверхности строящейся шахты. После доставки стрелочного перевода соответствующей марки производят контрольную сборку на поверхности, на брусьях, тщательно подогнав его части. Как правило, требуется оттяжка перьев стрелочного перевода для лучшего прилегания их к рамному рельсу, а также по эпюре придают нужный радиус переходному рельсу, который из-за своей длины (от 3,9 до 4,1 м) не поддается изгибу без пресса. При сборке на поверхности подгоняют отверстия, шпильки, сухари для соединения элементов стрелочного перевода. Большое значение имеет подбор, маркировка брусьев соответствующей длины по эпюре. Укомплектованный и подогнанный стрелочный перевод доставляется в шахту к месту укладки. Для настилки стрелочного перевода в шахте необходимо определить по эпюре следующие пять основных точек перевода (рис. 8.11): 1 – центр стрелочного перевода или точка пересечения осей главного и бокового пути; 2 – начало рамных рельсов 3 – начало крестовины; 4 – конец крестовины; 5 – математический центр крестовины. Укладкой стрелочного перевода в шахте должен руководить горный мастер, под руководством которого производилась сборка на поверхности. В шахте перед укладкой перевода производят разбивку (разметку) эпюры. 235

Вначале находится центр стрелочного перевода, как пересечение направления осей бокового и прямого путей и отмечается его положение от центра перевода "О". Откладывается расстояние до начала рамных рельсов и фиксируется точкой "А2". Затем от центра "О" откладывается расстояние до проекции начала и конца крестовины и фиксируется точками "В3" и "Д4", а также находится положение математического центра крестовины – точка "С5". Все эти точки фиксируются штырями. На оси прямого пути откладывается расстояние от переднего конца крестовины до проекции математического центра на эту ось. Из точки "С5" перпендикулярно откладывается половина ширины колеи и находится точка В. Через точку О и В проводится ось бокового пути.

Рис. 8.11. Схема разбивки для укладки стрелочного перевода

Работы ведутся в следующем порядке. Согласно эпюре раскладываются брусья стрелочного перевода или съезда. По размеченным точкам укладывают крестовину, затем рамные рельсы и, наконец, переводные рельсы и перья. Все элементы соединяют по маркировке, выполненной при контрольной сборке, пришивают к брусьям и поднимают на балласт до проектных значений. Управление стрелочными переводами осуществляется с помощью ручных или автоматических переводных механизмов, которые должны устанавливаться со стороны ходовой части выработки, как правило, в нише. Элементы одностороннего стрелочного перевода показаны на рис. 8.12, схемы различных стрелочных переводов приведены на рис. 8.13.

236

238

9

10

11

Рис. 8.13. Схемы стрелочных переводов и съездов: а – односторонний перевод; б – симметричный перевод; в – съезд; г – крестовина: 1 – рамные рельсы; 2 – остряки (перья); 3 – корень; 4 – переводные рельсы; 5 – контррельсы; 6 –крестовина; 7 – переводной механизм; 8 – горловина; 9 – острие; 10 – канавки для пропуска реборд колес; 11 – усовики; 12 – сердечник

8

12

238

9

10

11

Рис. 8.13. Схемы стрелочных переводов и съездов: а – односторонний перевод; б – симметричный перевод; в – съезд; г – крестовина: 1 – рамные рельсы; 2 – остряки (перья); 3 – корень; 4 – переводные рельсы; 5 – контррельсы; 6 –крестовина; 7 – переводной механизм; 8 – горловина; 9 – острие; 10 – канавки для пропуска реборд колес; 11 – усовики; 12 – сердечник

8

12

8.9. Временные рельсовые пути в призабойной зоне и механизмы для обмена вагонов Временные рельсовые пути. Для организации погрузки породы и других операций проходческого цикла, когда подвигание забоя за цикл составляет 1,5-2,5 м, используют временные пути, которые состоят из переносных звеньев. Каждое звено образуется из рельсов Р24 длиной 1,8-2 м, приваренных к шпалам из швеллера. Звенья соединяют между собой накладками и болтами. При отставании постоянного пути на предельную величину, определенную проектом производства работ или паспортом проведения выработки, производят демонтаж временного и настилку постоянного пути. Эту работу выполняют звеньями рабочих в специально предусмотренное время или нерабочие дни. В практике шахтного строительства часто используют комбинированную схему настилки временных путей, когда из переносных звеньев состоит только непосредственно призабойная часть на длину стандартного рельса, а от них и далее от забоя – из проектных рельсов и деревянных шпал, уложенных через 1,5-2 м. Обменные устройства для вагонов. Увеличение производительности погрузки породы обеспечивает применение высокопроизводительных погрузочных машин и использование эффективных схем обмена вагонов. Наиболее эффективными являются схемы с применением перегружателей различных модификаций, но там, где это невозможно, необходимо применять обменные устройства груженых шахтных вагонов на порожние. Для обмена вагонов применяют различные конструкции путевых устройств: накладные стрелки, плиты-разминовки, перекатные платформы, перестановщики вагонеток и другие механизмы и приспособления. Каждое устройство имеет множество модификаций и может найти применение в условиях, зависящих от сечения выработки, средств погрузки горной массы в вагоны, вместимости шахтных вагонов, наличия электровоза при маневровых работах или лебедок и многих других факторов, влияющих на выбор средств для маневровых работ. Наиболее часто применяются: накладная стрелка, накладная двойная стрелка, накладная разминовка, накладная плита-разминовка конструкции ДонУГИ, перекатные платформы. Накладная стрелка применяется при погрузке горной массы одной погрузочной машиной и в выработках, где предусмотрен один постоянный рельсовый путь. Накладная стрелка (рис. 8.14) состоит из внутренней рамы, накладной стрелки, предназначенной для направления скатов вагонетки на основной путь, наружной рамы, которая служит для соединения основного пути с рельсами разминовки. На внутренней раме предусмотрен клиновидный откидной вкладыш, который при перегоне вагонеток с основного пути на разминовку накладывается на рельсы в месте примыкания внутренней и наружней рам и рельсов основного пути. В месте установки накладной стрелки основной путь не нарушается. 239

Рис. 8.14. Накладная стрелка

При проведении двухпутевых выработок с одной погрузочной машины может применяться накладная плита-разминовка конструкции ДонУГИ (рис.8.15). Накладная плита выполнена из листа толщиной 10 мм и состоит из двух симметричных частей. Части между собой соединяются болтами. Для уменьшения массы накладной плиты в обеих частях имеются вырезы. К плите приваривается головка рельса из металлического квадрата, который образует симметричный стрелочный перевод. К концам головок рельсов шарнирно крепятся съемные калиброванные перья, которые надежно облегают и соединяют рельсы накладной плиты с рельсами основного пути. Вертикальные и горизонтальные схемы съемных перьев облегчают накатывание вагонеток на плиту. К каждому перу приваривается скоба для крепления плиты к шпалам постоянного пути. Перемещение плиты-разминовки в оптимальную зону осуществляется породопогрузочной машиной. На перемонтаж затрачивается до 15 минут.

Рис. 18.15. Накладная плита-разминовка конструкции ДонУГИ

Накладная двухсторонняя плита-разминовка (рис. 8.16) представляет собой перекрестный съезд и применяется в двухпутевых выработках при погрузке горной массы двумя погрузочными машинами. Двусторонняя плитаразминовка выполнена из металлического листа толщиной 10 мм, на котором из стального квадрата с ограничителями от схода вагонов выполнен перекрестный съезд. Стрелочные перья и их примыкание к основному пути выпол240

нены таким образом, что облегчают накатывание вагонов на перекрестный съезд. Плита выполняется из двух половинок, скрепленных болтами. Для фиксации плиты на постоянных путях с обратной стороны плитыразминовки привариваются 10 ограничителей из швеллера, которые укладываются таким образом, что головка рельсов действующего пути входит в полки швеллера. По этим ограничителям плита погрузочной машиной может легко перемещаться по путям.

Рис. 8.16. Накладная двухсторонняя плита-разминовка

Плита-разминовка конструкции ВНИИОМШС (рис. 8.17) облегченного типа применяется на проходке выработок с одной погрузочной машиной и при небольших нагрузках по обмену вагонов, т.е. при проходке непротяженных выработок в стесненных условиях. Переводной механизм этой стрелки состоит из пера, утюга и приваренной к утюгу втулки, в которую вставляется палец, приваренный к переводному перу. При переводе пера меняется заход вагона на соответствующие пути.

Рис. 8.17. Плита-разминовка конструкции ВНИИОМШСа: 1 – лист толщиной 10 мм; 2 – рельсы Р24 или Р33; 3 – металлический квадрат; 4 – утюг из квадрата и уголка; 5 – отверстие для транспортировки; 6 – ребра жесткости; 7 – переводное перо; 8 – фиксаторы пера; 9 – втулка

241

Роликовые перекатные платформы (рис. 8.18) применяются в двухпутевых выработках для перевода шахтных вагонов на параллельный путь и организации обмена. Роликовые платформы выпускаются на колею 900 и 600 мм однопутными и двухпутными и состоят из двух основных и одной промежуточной рам и тележки, перекатываемой в поперечном направлении. Платформы допускают транзитный пропуск подвижного состава.

Рис. 8.18. Роликовая платформа ППР-2-900 (600): 1 – тележка; 2 – стопорное устройство; 3 – боковая рама; 4 – основная рама; 5 – ребра жесткости; 6 – упоры; 7 – подвижные опоры; 8 – реборда; 9 – направляющие; 10 – педаль; 11 – фиксатор; 12 – упоры; 13 – ролики

Время обмена одной вагонетки составляет 2-5 мин. Перекатные платформы размещают на расстоянии 15-25 м от забоя и переносят через 5-10 метров. Перестановщик вагонеток предназначен для обмена одиночных вагонеток в призабойном пространстве горизонтальных выработок при их проведении. Перестановщик (рис.8.19, а) состоит из передвижной каретки 1, выполненной из трубы диаметром 220 мм и длиной 300 мм, с приваренными к ней тремя парами роликов, пневмоподъемника 2 от погрузчика КС-3 с укороченным цилиндром длиной 300 мм и направляющей 3 для передвижения каретки. Направляющая изготовлена из горячекатаной трубы диаметром 150 мм. Для повышения прочности трубы в нее вставлен отрезок 4 спецпрофиля СВП-27. Направляющая труба диаметром 24 мм и спецпрофиль подвешиваются металлическими крючьями 5 к крепи выработки. Траверса 6 соединяет пневмоподъемник и цепь 7 с крючьями для захвата и подъема вагонеток ВГ-2,5. Для фиксации положения вагонеток над рельсовым путем на направляющей установлен ограничитель хода 8 передвижной каретки. Разработчик – комбинат «Ростовшахтострой». 242

Устройство для перестановки вагонеток предназначено для механизации перестановки шахтных вагонеток с одного пути на другой. б

а

Рис. 8.19. Перестановщики вагонеток: а – перестановщик вагонеток; б – устройство для перестановки вагонеток

Устройство (рис. 18.19, б) представляет собой балку, состоящую из двух отрезков спецпрофиля СВП-27, уложенных внахлестку и скрепленных двумя хомутами 2. Хомуты располагают так, чтобы каждый находился в створе с осью рельсового пути. При перестановке вагона с одного пути на другой, к одному из хомутов (в зависимости от того, на какой путь будет переставляться вагонетка) крепят блок 3, через который пропускают канат. Один конец каната цепляют за породопогрузочную машину (например, 1ППН-5), а другой – соединяют с крюками, которые закреплены на прицепном устройстве переставляемой вагонетки (например, ВГ-1,6). Балку устанавливают на торцах ножек рамы арочной крепи. Платформа перекатная конструкции Егозовского ШПУ (рис. 8.20) представляет собой шарниросварную конструкцию из СВП-17, которая укладывается поперек двухпутевой выработки. Тележка на колесах от УВГ-3,3 перемещается по конструкции так, как это необходимо для проведения обмена вагонов.

243

Рис. 8.20. Платформа перекатная конструкции Егозовского ШПУ

Гидравлический перестановщик (рис. 8.21) состоит из платформы 1 от бурильной установки БУ-1, маслонасоса 2 (Н-403) с электродвигателем, маслобака 3, подъемной стрелы 4, домкрата 5 вертикального перемещения стрелы, домкрата 6 горизонтального перемещения стрелы, изготовленного из гидроцилиндра подъема бурильной установки БУР-2, и домкрата 7.

Рис. 8.21. Гидравлический перестановщик вагонеток 244

На рис.8.22 и 8.23 для примера приведены некоторые стандартные схемы обмена вагонеток в однопутевых и двухпутевых выработках.

Рис. 8.22. Схемы обмена вагонеток в двухпутевых выработках при помощи: а – врезной маневровой плиты; б – перекатной платформы ППП-2м; в – плиты съезда; г – плиты разминовки; д – конвейера; I – погрузочная машина; II – металлические желоба; III – скребковый конвейер; IV – двусторонний металлический желоб с шибером; 1-7 – рабочие 245

Рис. 8.23. Схема обмена вагонеток в однопутевых выработках при помощи: а – накладной стрелки разминовки; б – замкнутой разминовки; в – тупиковой разминовки

При достаточном большом разнообразии обменных устройств и перестановщиков вагонеток проблема обмена шахтных вагонеток при погрузке породы имеет место и в настоящее время. Цена неэффективного подбора средств обмена – низкие темпы проходки со значительными трудозатратами. Контрольные вопросы 1. 2. 3. 4. 5. 6. 7.

Укажите возможные радиусы и уклоны рельсовых путей. Какие зазоры должны соблюдаться в откаточных выработках? Из каких элементов состоит рельсовый путь? Каков порядок устройства рельсового пути? Какие схемы стрелочных переводов существуют? Как устраиваются стрелочные переводы? Каково назначение и конструктивные особенности временных рельсовых путей в призабойной зоне? 8. Какие механизмы для обмена вагонеток Вы знаете? 9. Начертите схемы обмена вагонеток в призабойном пространстве при проведении одно- и двухпутевых выработок.

246

9. СТРОИТЕЛЬСТВО ГОРИЗОНТАЛЬНЫХ ВЫРАБОТОК В НЕОДНОРОДНЫХ ПОРОДАХ 9.1. Формы, размеры поперечного сечения и способы проведения выработок Примером проведения горизонтальных выработок в неоднородных породах может служить проведение штреков по тонким пластам и жилам. Формы и размеры поперечного сечения выработок, когда забой пересекает 2-3 слоя пород с различными физико-механическими свойствами, выбирают по тем же принципам, что и при проведении по однородным породам. Для выработок, которые при эксплуатации будут подвергаться воздействию очистных работ, предусматривают запас сечения, благодаря чему обеспечивается требуемая площадь сечения после реализации смещений породного контура выработки. Наиболее типичны для этих выработок трапециевидная и арочная формы. Выработки проводят смешанным забоем в основном по породам с коэффициентом крепости f = 4-6, причем к настоящему времени доля их увеличивается. Отмечается тенденция роста коэффициента присечки пород (отношения площади породной части забоя к площади поперечного сечения выработки), что связано с увеличением площади поперечного сечения горных выработок. Вид присечки вмещающих пород в пластовых выработках оказывает большое влияние на эффективность и удобство их проведения и эксплуатации. Возможно проведение выработок (выемочных штреков различного назначения, бремсбергов, уклонов и др.) с верхней подрывкой (т.е. подрывкой кровли), нижней (почвы), а также двухсторонней или смешанной (кровли и почвы одновременно). Вид подрывки выбирают, исходя из угла залегания пласта, прочности и устойчивости боковых пород, вида и назначения выработки, принятого типа и конструкции крепи, способа и средств транспортирования угля из очистного забоя в выработку и крепежных материалов, оборудования из выработки в очистной забой. При выборе места расположения выработки относительно боковых пород необходимо руководствоваться следующими основными требованиями: пласт угля (полезное ископаемое) должен занимать как можно большую, а подрывка боковых пород – меньшую площадь сечения выработки; следует подрывать менее прочные и менее устойчивые породы; необходимо обеспечить равномерное распределение горного давления на крепь и максимальную устойчивость выработки; создать удобные условия выдачи угля из очистных забоев и погрузки его в вагонетки или на конвейер в примыкающих выработках, в особенности в откаточных и других выемочных штреках, а также подачу материалов и оборудования в очистной забой; облегчить и сделать более удобным бурение шпуров по породе. 247

С целью удобства выдачи угля из лавы откаточные штреки по пологим и крутым (с углом залегания более 70-75º) пластам с прочной устойчивой кровлей целесообразно проводить с подрывкой пород почвы, а откаточные штреки по наклонным и крутым (с углом залегания до 70-75º) пластам – с подрывной пород кровли и почвы. Откаточные штреки по наклонным пластам с углом залегания до 15-30º, закрепляемые анкерной крепью, рационально проводить с подрывной почвы. Сохранение кровли нетронутой обеспечивает значительное повышение устойчивости выработок и безопасности работ (рис. 9.1).

Рис. 9.1. Подрывка вмещающих пород при проведении штреков по тонким пластам: а – нижняя; б – верхняя; в – смешанная; г – нижняя при крутом падении пласта.

Конвейерные и вентиляционные штреки лав, бремсберги и уклоны по пластам с устойчивой кровлей с углом залегания до 25-30º и выемочные штреки по пластам с устойчивой кровлей с углом залегания более 60º целесообразно проводить с подрывкой пород почвы. Этот вид подрывки наиболее эффективен при креплении выработок анкерной крепью, металлической или деревянной трапециевидной рамной крепью. При нем обеспечивается резкое повышение устойчивости сопряжений штреков с лавой, в особенности при анкерной крепи, и безопасности работ в концевых частях лавы, упрощается передвижка привода и концевой головки конвейера, расположенного в лаве. По наклонным пластам выемочные штреки лав обычно проводят с двухсторонней подрывкой пород. При ней более равномерно распределяется горное давление по контуру выработки, повышается устойчивость крепи, упрощается транспортирование угля из лавы на штрековые конвейеры. Во всех случаях выработки со смешанным забоем по пластам с ложной кровлей, почвой или ложной кровлей и почвой (мощность их обычно не превышает 0,4-0,6 м) следует проводить с выемкой этих пород. Выполнение данного требования особенно важно по условиям безопасности в выработках по крутым и крутонаклонным пластам. Задачу выбора места расположения выработок относительно вмещающих пород, вида и объема присечки пород для каждого конкретного случая следует решать комплексно, исходя из условия, обеспечивающего минимальные затраты на проведение и крепление выработки, высокую устойчи248

вость и максимальные удобства транспортно-доставочных работ в процессе ее эксплуатации с минимальными затратами. По тонкому пласту угля выработку проводят узким (рис. 9.2, а) или широким (рис. 9.2, б) забоем. При проведении узким забоем выемка полезного ископаемого в пределах поперечного сечения выработки может производиться раздельно от работ по выемке породной части забоя или без разделения работ по выемке полезного ископаемого и породы в пределах поперечного сечения выработки (сплошной забой). Выработки проводят сплошным забоем в случае низкого качества полезного ископаемого или мощности пласта менее 0,5 м. При отсутствии на горном предприятии обогащения полезного ископаемого оно считается потерянным, что является основным недостатком этого способа. Простая организация и механизация горнопроходческих работ обеспечивает достижение высокой скорости проведения штреков и производительности труда проходчиков. Проведение выработок узким забоем с разделением работ по выемке угля и породы характеризуется более сложной организацией труда из-за наличия породного и угольного забоев. При проведении штреков широким забоем (см. рис. 9.2, б) ширина забоя по углю значительно превышает ширину выработки за счет раскоски шириной b для размещения породы и косовичника шириной c, необходимого для обеспечения проветривания забоя и других целей.

Рис. 9.2. Схемы проведения выработок по неоднородным породам: а – узким забоем; б – широким забоем; 1 – штрек; 2 – раскоска; 3 – косовичник

В настоящее время ежегодно только в Украинском Донбассе на поверхность выдают более 60 млн. т породы, которую размещают в 1260 отвалах. Поэтому уменьшение объема выдаваемой из шахт породы и значительная попутная добыча угля являются основными достоинствами этого способа. Вместе с тем высокая трудоемкость размещения породы в выработанном пространстве, сложность организации работ, ухудшение в большинстве случаев условий поддержания выработок ограничивают объемы применения способа проведения выработок широким забоем. 249

9.2. Проведение выработок узким забоем буровзрывным способом Комбайновый способ применяют при соответствии условий проведения выработок техническим характеристикам проходческих комбайнов, в остальных случаях используется буровзрывной способ проходки. При одновременном взрывании зарядов в шпурах по углю и породе технология буровзрывных работ аналогична, что и при проведении выработок по однородной породе. Параметры буровзрывных работ рассчитывают по рассмотренной ранее методике при полном учете особенностей газового и пылевого режима. В соответствующие формулы параметров буровзрывных работ вводится усредненный коэффициент крепости пересекаемых забоем пород и угля: f = fn kn + fy (1 – kn), где kn – коэффициент присечки пород; fy, fn – коэффициенты крепости соответственно угля и породы. При проведении выработок с совмещением работ по углю и породе достигнуты высокие технико-экономические показатели. На рис. 9.3 представлены схема расположения шпуров и график организации работ при проведении откаточного штрека на шахте им. И.В. Чеснокова ПО «Стахановуголь». Выработка площадью поперечного сечения вчерне 12 м2 с подрывкой песчано-глинистых сланцев и известняка почвы пласта крепится металлической податливой крепью АП с шагом установки 1 м. Паспортом буровзрывных работ предусматривается бурение 26 шпуров по породе бурильной установкой БУ-1 и 5 шпуров по углю электросверлом СЭР-19Д глубиной 3 м. Взрывчатое вещество – ПЖВ-20. Горную массу грузили машиной ППМ-4 в вагонетки ВГ-1,3. Бригада состояла из 5 проходческих звеньев по 7 человек в каждом. Ежесуточно в начале первой смены совмещали работы по бурению шпуров и настилке постоянного рельсового пути. При последовательной схеме организации горнопроходческих работ с выполнением одного цикла в смену скорость проведения откаточного штрека составила 310 м/мес, производительность труда – 4,44 м3/чел. -смену. Комплекс работ по проведению выработок узким забоем с раздельной выемкой угля и породы начинают с выемки угля. Взрывные работы имеют особенности, вызванные уступной формой забоя выработки, и ведутся в строгом соответствии с требованиями Единых правил безопасности при взрывных работах по пылевому и газовому режиму. Электрическое взрывание колонковых зарядов в угольном забое производят за один прием. При взрывании в два приема заряжание шпуров и взрывание зарядов по породе допускаются только после проветривания выработки, уборки взорванного угля, замера концентрации газа, осланцевания забоя и выполнения других мер по безопасности дальнейших работ в забое. Допускается совместное применение электродетонаторов мгновенного и короткозамедленного действия с суммарным временем замедления последних не более 135 мс. 250

Расход (кг) аммонита Т-19 и число шпуров в угольном забое определяют расчетом из условия взрывания зарядов по углю.

а

б

Рис. 9.3. Схема расположения шпуров (а) и график организации работ (б) при проведении откаточного штрека с совместной выемкой угля и породы

При величине заряда 0,5-1,4 кг и коэффициенте заряжания 0,3-0,5 расход ВВ на 1 м3 угля в зависимости от мощности угольного пласта составляет 0,6-1,3 кг. Нормы расхода других видов ВВ корректируются коэффициентами: аммонит Т-19 – 0,96; угленитЭ-6 – 1,62.

251

Глубина шпуров по углю зависит от организации горнопроходческих работ и составляет 1,5-3 м. Типовые схемы расположения шпуров при различной мощности угольного пласта и типа подрывок показаны на рис. 9.4.

Рис. 9.4. Схемы расположения шпуров и скважин при проведении выработок смешанным забоем 252

Расстояние между зарядами шпуров по углю в целях предотвращения подрыва одного заряда другим принимают не менее 0,6 м, между зарядами и обнаженной поверхностью – не менее 0,5 м. В пластах мощностью до 0,8 м шпуры располагают в один ряд с веерным или клиновым врубами (рис. 9.4, а, б, в); при большей мощности пласта – в два и более ряда (рис. 9.4, г-ж). При проведении штреков по пластам, опасным по внезапным выбросам угля и газа, когда ведение взрывных работ запрещено, выемку угля производят нарезными комбайнами, отбойными молотками или выбуриванием скважин (рис. 9.4, з). Для механизации бурения скважин диаметром 90-500 мм по углю принимают бурильные установки БУЭ-1М; БУЭ-3; УЩ-1Э, буровыеустановки БИП-2; БИК-1; Б 100-200; «Стар»; БГА-4. Угольные прослойки между скважинами, а также у кровли и почвы пласта разрушают вручную или с помощью отбойных молотков. При крутом залегании пластов выемку угля часто производят отбойными молотками или выбуриванием на глубину 1,5-2 м. Обычно бурение шпуров по угольному забою производят ручными средствами бурения, а погрузку угля теми же средствами механизации, что и породы (1ППН-5, ППМ-4, 1ПНБ-2, 2ПНБ-2 и др.). Применение буропогрузочных машин значительно повышает скорость проведения штреков. Угольный забой при раздельной выемке опережает породный забой так, что после взрывания зарядов ВВ в породном забое его отставание от угольного забоя составляло 1 м. Правилами безопасности допускается отставание породного забоя от угольного не более чем на 5 м. Удельный расход ВВ при взрывании зарядов в шпурах по породе определяют с учетом наличия двух обнаженных поверхностей забоя; он составляет 0,5-1,5 кг на 1 м3 породы. Обычно шпуры размещают равномерно по сечению породного забоя параллельно продольной оси выработки. Первый ряд шпуров, параллельный горизонтальной поверхности обнажения, располагают на расстоянии 0,5-0,8 м, но не менее 0,3 м. Глубину шпуров по углю и породе устанавливают из условия кратности величины заходки по породе величине заходок по углю за полный цикл. Например, обычно принимают такую организацию работ, при которой на две заходки по углю приходится одна заходка по породе. Тогда глубина шпуров lп, м, по породному забою составит: lп = 2 η у lу / η п , где ηу – КИШ по углю, ηу = 0,9; ηп – КИШ по породе, ηп = 0,8; ly – глубина шпуров по углю, м. На практике при такой организации работ глубину шпуров по породе принимают равной 3-4 м при глубине шпуров по углю 1,6-2,5 м. Если на одну заходку по углю приходится одна заходка по породе, то глубина шпуров одинакова и равна 2,5-3 м. На рис. 9.5 показаны схема расположения шпуров и график организации работ при проведении двухпутного штрека площадью поперечного сечения в свету 12,8 м2 с раздельной выемкой угля и породы. Бурение шпуров производили навесным буровым оборудованием на погрузочной машине 2ПНБ-2. 253

Рис. 9.5. Схема расположения шпуров (а) и график организации работ (б) при проведении двухпутной выработки с раздельной выемкой угля и породы

Удельный расход ВВ при КИШ=0,86 составил 1,75 кг на 1 м3 угля и при КИШ =1,0 – 1 кг на 1 м3 породы с f =8, при общем расходе ВВ по углю – 22 кг, по породе – 25 кг. Погрузку угля и породы производили буропогрузочной машиной 2ПНБ-2Б на ленточный перегружатель ППЛ-1Э и далее в вагонетки. 254

Принятая организация работ при численности проходческого звена 9 чел. обеспечила скорость проведения 2,5 м/смену. В ИГД им. А.А. Скочинского разработаны прогрессивные технологические схемы проведения подготовительных выработок применительно к основным системам разработки и схемам подготовки у выемочных полей. Для проведения выработок смешанным забоем при совместной и раздельной выемке угля и породы буровзрывным способом рекомендуются два комплекса основного проходческого оборудования (табл. 9.1). Таблица 9.1

Область применения комплексов проходческого оборудования

Коэффициент присечки пород

Угол наклона выработки, градус

Численность звена проходчиков

Скорость проведения, м/мес

Комплекс №1 Погрузочная машина 1ППН-5(1ППН-5П); бурильная установка БУЭ-3 (БУР-2); крепеустановщик КПМ; вагонетка ВГ Комплекс №2 Буропогрузочная машина 2ПНБ-2Б; конвейеры СР-70М; 1Л80; монорельсовая дорога 6ДМКУ

Коэффициент крепости пород f

Средства механизации

Площадь поперечного сечения выработки в свету, м2

Параметры проведения

10,4

≤8

≥1

≤±3

5-7

120-200

10,4

6-8

≤1

≤±8

4-5

110-180

В комплексе № 2 возможна замена сблокированных конвейеров СР-70М-1Л80 на ленточный телескопический конвейер 1ЛТП-80. Внедрение этих технологических схем в производство позволило более чем в 2 раза превысить среднюю по угольной промышленности скорость проведения выработок и производительность труда проходчиков в 1,7 раза. 9.3. Строительство подземных сооружений с применением комбайнов 9.3.1. Общие сведения При комбайновом способе строительства подземных сооружений значительно сокращается число основных процессов проходческого цикла. По существу технология строительства сводится к механическому разрушению, погрузке и транспортированию породы, которые выполняют одновременно с возведением постоянной крепи. Из проходческого цикла исключаются процессы бурения шпуров, заряжания и взрывания, проветривания, приведения 255

забоя в безопасное состояние. Комбайновая технология строительства в большей степени приобретает поточную организацию труда. В этой связи большое значение имеют вспомогательные процессы: настилка рельсовых путей, прокладка труб и кабелей, устройство водоотводной канавки и другие, относительная трудоемкость которых в связи с недостаточным уровнем их механизации значительно возрастает. Основными достоинствами комбайнового способа строительства подземных сооружений являются: – полная механизация и совмещение во времени основных процессов выемки и погрузки горной массы, при применении временных передвижных крепей с этими работами совмещают работы по возведению постоянной крепи; – увеличение скорости строительства и производительности труда рабочих в 2-3 раза: – ведение разработки породы в пределах проектного контура сооружения без нарушения сплошности окружающего породного массива; – повышение безопасности и улучшение санитарных условий работ. Объем горно-строительных работ с применением проходческих комбайнами ежегодно увеличивается. В конструктивном отношении комбайны могут быть разделены на комбайны избирательного и бурового (роторного) действия. 9.3.2. Строительство подземных выработок комбайнами избирательного действия Типы комбайнов. Комбайны избирательного действия обладают достоинствами, заключающимися в возможности обработки забоя различной формы и различной площади поперечного сечения (этими комбайнами можно проводить выработки любой, кроме круглой, формы с площадью поперечного сечения от 6 до 30 м2), селективной разработки породы, установления крепи в непосредственной близости от забоя, а также высокой маневренностью, относительно малой массой, мобильностью и конструктивной простотой по сравнению с комбайнами бурового действия. К недостаткам комбайнов избирательного действия относят цикличное действие при разработке породы в забое, что снижает производительность комбайна; неуравновешенность в продольном и поперечном направлениях и конструктивная сложность исполнительного органа, связанная с возникновением динамических нагрузок; более сложная конструкция погрузочных устройств. Основные типы комбайнов избирательного действия приведены в табл. 9.2. Все они имеют аналогичную конструкцию и отличаются только мощностью приводов и исполнением отдельных узлов. Основными узлами комбайнов являются стреловидный исполнительный орган с резцовой коронкой или резцовым барабаном, гусеничный механизм передвижения, погрузочное устройство, конвейер, гидросистема, электрооборудование и система пылеподавления. 256

Таблица 9.2 Технико-экономические характеристики проходческих комбайнов Основные данные Площадь, поперечного сечения выработки в проходке, м2 Техническая производительность: по углю, т/ч по породе, м3 /ч Мощность привода исполнительного органа, кВт Общая установленная мощность, кВт Коэффициент крепости породы Основные размеры, м: длина ширина высота Масса, т

Тип комбайна ПК-9Р ГПКС 4ПП-2

ПК-3Р

4ПУ

ГПК-2

4ПП-5

5,3-12

4-8,2

7-16

4,7-15

9-18

10-30

10-30

70 –

65 –

150 –

100 30

200 20

200 30

200 42

32

22

93

55

100

110

200

115

93,8

186

95

194

187

350

4

4

4

4

6

6-8

7-8

6,57 2,4-2,8 1,74 10,8

6,9 2,35 1,3 10,7

7,7 1,8 1,83 30

10 1,6 1,5 18

8,2 2,4 2,0 35

13,3 2.4 1,65 40

14 2,45 2,0 70

Для эффективной работы комбайнов важное значение имеет качество резцов. Распространенные резцы РПП, И-90, И90МБ при работе комбайна в абразивных породах характеризуются повышенным износом. В ЦНИИПодземмаше разработали семейство самозатачивающихся резцов PC, которые обеспечивают разрушение породы с f = 6-7, а расход резцов уменьшается в 3-4 раза. Наиболее широкое применение имеют более совершенные комбайны ГПКС, 4ПП-2 и ПК-3р. Технология работ. Проходческий цикл включает в себя работы по разрушению, погрузке и транспортированию породы (работа комбайна), замене резцов и смазке комбайна, возведению временной и постоянной крепи. Возможен переход на двухпроцессную поточную технологию строительства подземного сооружения при соответствующей организации непрерывной погрузочно-транспортной линии и технологической увязке работы комбайна с возведением постоянной крепи или с применением механизированной передвижной крепи. Разрушение породы в забое осуществляют режущей коронкой рабочего органа заходками, равными шагу установки крепи, но не более 2 м. Первоначально с помощью вращающейся буровой коронки по горизонтальной линии образуют штробу, создавая вторую плоскость обнажения. Затем выполняют послойное разрушение породы, расположенной выше и ниже штробы. При проведении штреков по углю с подрывкой породы сначала производят выемку угля, а затем разрушают породу в почве и кровле выработки. Схема обработки забоя режущей коронкой комбайна может быть различной (рис. 9.6) и зависит от многих факторов. В однородных породах реза257

ние ведут перпендикулярно напластованию и направлению трещиноватости (рис. 9.6, а, б). Для предотвращения возможного обрушения слабых пород кровли обработку забоя производят в направлении сверху вниз (рис. 9.6, в) или выемку начинают с центральной зоны выработки, а затем в боковых ее частях (рис. 9.6, г). В выработках большого сечения, а также в породах слабых и слоистых стремятся первоначально оконтурить выработку, а затем обрабатывать ядро забоя (рис. 9.6, д). Когда площадь сечения выработки превышает зону действия с одной стоянки проходческого комбайна, то сначала обрабатывают одну, а затем другую половину забоя (рис. 9.6, е). В условиях шахт Западного Донбасса по породам f≤6 широко применяют схему с созданием двух врезов в центральной части забоя (рис. 9.6, ж). Для точного оконтуривания выработки по ее периметру оставляют целик толщиной около двух третей диаметра коронки, который разрушают последним. Такая схема позволяет увеличить на 20% машинное время работы комбайна (рис. 9.6, з). Если в забое имеется пласт слабой породы, то сначала производят ее выемку, а затем обрабатывают остальную часть забоя (рис. 9.6, и, к). Глубина внедрения коронки в забой зависит от прочности и абразивности породного массива. Максимальную глубину вреза обычно принимают равной 0,5-0,7 длины коронки. Ширина вреза, как правило, равна диаметру коронки. Одновременно с разработкой забоя осуществляют погрузку породы. Рабочие следят за работой перегружателя и загрузкой вагонеток, производят замену груженых вагонеток на порожние и зачистку горной массы за комбайном. Организация транспортирования породы из забоя оказывает большое влияние на технико-экономические показатели строительства. Как правило, при комбайновой проходке применяют различные перегружатели. Для обеспечения непрерывного потока разрушенной породы из забоя наиболее целесообразно использовать перегружатели с конвейерным транспортом (рис. 9.7.) или удлиненные перегружатели с периодической погрузкой горной массы в вагонетки на два рельсовых пути (рис. 9.8).

Рис. 9.6. Схемы обработки забоя выработки исполнительным органом комбайна

258

Рис. 9.7. Технологическая схема проведения однопутной выработки комбайном с конвейерным транспортированием горной массы (а) и график организации работ (б): 1 – комбайн ПК-34; 2 – перегружатель; 3 – скребковый конвейер; 4 – ленточный конвейер 259

Рис. 9.8. Технологическая схема проведения двухпутной выработки комбайном с транспортированием породы в вагонетках: 1 – комбайн ПК-3Р; 2 – перегружатель; 3 – вагонетки

Как показывает практика строительства горных выработок с применением комбайнов, транспортирование горной массы с помощью скребковых конвейеров не обеспечивает высоких технико-экономических показателей проходки. Значительный объем ручного труда и времени приходится на монтажно-демонтажные операции, зачистку выработки от разрушенной породы, текущий ремонт транспортных средств. Доля ручного труда достигает 50% трудоемкости проходческого цикла. Более эффективная работа комбайнов достигается при применении удлиненных перегружателей в комплекте с телескопическим ленточным конвейером, обеспечивающим сокращение в 2 раза времени наращивания основного конвейера, а также в сочетании с электровозной откаткой и погрузкой горной массы в вагонетки, устанавливаемые с двух сторон перегружателя в количестве, необходимом для погрузки горной массы от целой заходки. При такой схеме призабойного транспорта неоднократно устанавливали рекордные скорости проведения выработок – 840-1715 м/мес. Обслуживание комбайна сводится к его осмотру, замене резцов, смазке и устранению мелких неисправностей. Возведение крепи осуществляют во время обслуживания комбайна. Механизация и совершенствование работ по возведению крепи являются большим резервом в повышении коэффициента использования комбайна при существующей организации труда. Как показывает опыт, на возведение крепи при применении комбайнов приходится до 40 % времени проходческого цикла. В зарубежной практике применение механизированных крепей позволяет увеличить скорости строительства подземных сооружений в 1,5-2 раза и сократить численность проходчиков в 1,3-1,5 раза. При применении рамной крепи в забое обычно возводят только крепь с шагом, равным удвоенному или утроенному расстоянию между рамами постоянной крепи. Промежуточ260

ные же рамы устанавливают на расстоянии 15-20 м от забоя. Такая организация работ позволяет частично совместить процесс разработки породы с возведением постоянной крепи и сократить продолжительность проходческого цикла на 25-30 %. Частичное или полное совмещение работ по выемке породы и возведению постоянной крепи может быть обеспечено путем применения в забойной части сооружения временной механизированной передвижной крепи. Крепь (рис. 9.9) включает в себя две секции, каждая из которых состоит из четырех арок: двух арок 7 первого типа и двух арок 5 второго типа. Арки попарно связаны между собой четырьмя домкратами передвижения 8. Обе половины верхняка 2 соединяют быстроразъемными клиновыми замками. В стойках 1 закреплены вертикальные домкраты распора 6. На каждой арке сверху установлены на шарнирных опорах лыжи 4. На концах лыж арки 5 подвешены кружала 3, которые служат, так же как и сама арка, опорами для соединения арок при их передвижении. Передвижение арок выполняют поочередно. При передвижении арки 7 поднимаются домкраты 6 и арка опирается лыжами 4 на арку 5 и кружало 3. Между лыжами и породой образуется зазор в 60 мм. После этого включается домкрат 8 и арка передвигается. В такой же последовательности передвигается вторая арка 7 и обе арки 5.

Рис. 9.9. Механизированная крепь

Не менее важное значение при комбайновом способе строительства подземных сооружений необходимо уделять пылеподавлению и проветриванию забоя выработки. Все выпускаемые отечественной промышленностью проходческие комбайны снабжаются пылеулавливающими или пылеподавляющими устройствами. Однако их работа может быть эффективной только в том случае, если обеспечивается хорошая взаимосвязь работы пылеулавливающих устройств с общей системой проветривания сооружения. На рис. 9.10 показаны некоторые схемы проветривания с использованием пылеотсасывающей установки. 261

Рис. 9.10. Схемы проветривания с использованием пылеотсасывающей установки: а – нагнетательно-всасывающая; б – с частичной рециркуляцией вентиляционной струи; в и г – с подсвежением струи воздуха без рециркуляции и частичной рециркуляцией; Q и Qот – количество воздуха , поступающего по нагнетательному и выносимого по всасывающему трубопроводам

Организация работ. При комбайновом способе строительства организация работ должна обеспечить максимально возможное использование рабочего времени комбайна, максимальное совмещение во времени основных процессов проходческого цикла, сокращение времени подготовительнозаключительных операций, ликвидацию простоев. Обычно режим работы принимают многосменным с выделением одной или двух непродолжительных по времени ремонтно-подготовительных смен. Рабочая смена начинается с обработки забоя, погрузки и транспортирования горной массы. Другие рабочие в это время занимаются подготовкой крепи к ее возведению в забое, затяжкой боков выработки вне зоны работы комбайна, погрузкой породы по бокам выработки. Время непрерывной работы комбайна зависит от его производительности, прочности породы, допустимой величины обнажения массива, технического состояния комбайна, квалификации машиниста и других факторов. К сожалению, исходя из организационно-технических факторов при существующей организации труда коэффициент использования проходческого комбайна составляет 0,15-0,30. В связи с этим при конструировании новых комбайнов нет смысла стремиться к дальнейшему увеличению технической мощности комбайна. Центр тяжести должен быть перенесен на совершенствование организации труда в проходческих бригадах, на повышение коэффициента использования рабочего времени комбайнов. 262

В ремонтно-подготовительную смену выполняют профилактический осмотр и текущий ремонт горнопроходческого оборудования, наращивание коммуникаций, устройство водоотводной канавки, доставку к забою элементов крепи, оборудования и другого материала. В качестве примера высокой организация работ комбайновой проходки на рис. 9.10 представлен график организации работ при проведении штрека комбайном 4ПУ со скоростью 1290 м/мес. Площадь поперечного сечения штрека 6 м2; крепь анкерная (две швеллерные полуарки и пять металлических анкеров, длиной 1,8 м).

Рис. 9.11. График организации работ при проведении штрека со скоростью 1290 м/мес.

Транспортирование угля осуществляют конвейером С-53 с перегружателем. Бригада проходчиков состояла из 13 человек. В смену выходили 4 человека. Режим работы – три 7-часовые смены в сутки, пятидневная рабочая неделя с двумя общими выходными днями. Средняя скорость проведения за сутки составила 41,9 м и изменялась от 32 до 62 м. Производительность труда проходчиков на выход 20 м3 (3,23 м).

263

9.3.3. Строительство подземных сооружений комбайнами роторного действия Отличительной особенностью комбайнов роторного действия является разрушение горной массы одновременно по всей площади забоя. Проходческие комбайны бурового действия разделяют на две группы: для проведения горных выработок по углю, солям и мягким породам с f < 4 (табл. 9.3) и для проведения горных выработок по крепким абразивным породам с f = 8-16. На калийных месторождениях комбайны применяют и для добычи полезного ископаемого. Таблица 9.3 Технические характеристики комбайнов роторного действия Комбайны Показатели

ТОР-2

комплекс "Союз-19"

ПК-8М

Площадь поперечного сечения выработки вчерне, м2

10,8

18,6

8-9

Усилие подачи, кН

2500

9100

–

–

–

362

870

356

435

520

0,7

1,0

–

–

–

Длина комбайна, м

10

15,2

9,3

12,2

10,8

Масса, т

93

205

65,5

63

75-80

Установленная мощность электродвигателей, кВт Ход подачи, м

"Урал10КС"

"Урал20КС"

7,8- 10,2 13,4 - 20,2

Проходческий комбайн ПК-8М предназначен для проведения горизонтальных и наклонных (±15°) выработок арочной формы по углю и солям с f < 4 с устойчивыми боковыми породами. Комбайн ПК-8М состоит из следующих основных узлов: исполнительного органа с приводом, бермовых фрез, ходовой гусеничной тележки, вертикального распорного устройства, отгораживающего щита, конвейера, пылеотсасывающего устройства и системы управления. Исполнительный орган комбайна состоит из двух планшайб, вращающихся в разные стороны, чем достигается уравновешивание реактивного момента. На кронштейнах планшайб устанавливают зубки для прорезания концентрических щелей. Оставшиеся целики разрушают роликами-скалывателями, эксцентрично расположенными на лучах. Бермовые фрезы и отрезные барабаны придают сечению выработки арочную форму. Отбитую горную массу четырьмя ковшами грузят на ленточный конвейер. Комбайн передвигается и подается на забой посредством гусеничного 264

ходового механизма. Увеличение напорного усилия для разрушения породного массива выполняют с помощью распорного устройства, которое прижимают к кровле четырьмя гидродомкратами. Проходческо-очистные комбайны "Урал-10КС" и "Урал-20КС" предназначены для проведения подготовительных выработок и очистных работ на калийных рудниках. Комбайны имеют исполнительный орган планетарного типа. Разрушение горной массы осуществляют посредством сложного движения режущего инструмента вокруг его продольной оси и перпендикулярно плоскости забоя. Арочное сечение выработки образуется бермовыми фрезами, которые одновременно подают разрушенную массу на центральный скребковый конвейер. С помощью скребкового конвейера грузят горную массу в транспортные средства. Для борьбы с пылью на машине установлены система водяного орошения и пылеотсасывающая установка. Для проведения выработок по крепким и абразивным породам в горнодобывающей промышленности используют комбайны типа ТОР-2 и "Союз-19". Проходческий комбайновый комплекс "Союз-19" предназначен для проведения горных выработок арочной формы площадью поперечного сечения 18,6 м2 вчерне (12,6 м2 в свету) с углом наклона ±10° и минимальным радиусом закругления 100 м в породах с f до 16. Проектная производительность комплекса 10 м/смену. Комплекс состоит из комбайна и технологического оборудования. Исполнительный орган диаметром 4,75 м конической формы оснащен 36 дисковыми шарошками. Режущая кромка шарошек расположена под углом 45° к плоскости забоя. Две бермовые фрезы – барабанные конические – оснащены девятью дисковыми шарошками. Разрушенную породу захватывают установленными на исполнительном органе ковшами и перегружают на ленточный конвейер шириной 0,8 м, далее порода поступает на перегружатель. Прицепное оборудование состоит из крепемонтажного устройства, перегружателя и прицепных опор. Крепемонтажное устройство предназначено для механизации работ по возведению металлической арочной крепи. Секцию арочной крепи с помощью крана устанавливают на накопитель, по которому она перемещается к комбайну. Вместимость накопителя – 30 секций. В хвостовой части комбайна секцию крепи особым механизмом устанавливают в рабочее положение. Крепежное устройство и перегружатель оборудуются на прицепных опорах-лыжах. За рубежом выпускают несколько типоразмеров комбайнов бурового действия для проведения горных выработок и тоннелей различного назначения, характеристика которых приведена в табл. 9.4.

265

Таблица 9.4 Техническая характеристика комбайнов зарубежных фирм Показатели Диаметр тоннеля, м Мощность двигателя исполнительного органа, кВт Частота вращения исполнительного органа, с-1 Усилие подачи на забой, кН Масса, т

"Дрессер" (США)

"Роббинс" (США) 81/113

142/139

Аба

351

371

205

2,6

4,27-4,74

5,8

9,0

11,2

8,2

112

440

630

597

800

720

–

–

4.2-60

4,5-60

9,3-60

10-60

1250

4037

8400

1020

2450

Н.д.

–

110

285

175

300

230

Продолжение табл. 9.4 Показатели

"Баде" (ФРГ) 4

TVM 2831Н 4,4-4,8

TVM 5964H 6,4

600

528

Н.д. Н.д. 100

SVM-40 Диаметр тоннеля, м Мощность двигателя исполнительного органа, кВт Частота вращения исполнительного органа, с-1 Усилие подачи Масса, т

"Демаг" (ФРГ)

"Вирт" (ФРГ)

"Крупп" (ФРГ)

МТВ-УН

VI-H

KTF-280

5,8-6,8

6,5-7,87

2,7-3,3

1098

760

920

240

–

–

6,15-60

–

–

4900 105

6400 340

6350 340

7350 –

Н.д. 75

Производительность комбайна с учетом технологических и организационных простоев (эксплуатационная производительность) может быть определена по формуле Пэ = Qт Kэ , где Qт – техническая производительность комбайна; Kэ –коэффициент использования комбайна с учетом перерывов, Кэ =

1 60(t в + t 0 )l п 1/ Кг + v

,

здесь Кг – коэффициент готовности комбайна, обычно принимаемый равным 0,8; tв – время, затраченное на вспомогательные операции при работе комбайна в течение рабочего цикла по обработке забоя (заглубление коронки, 266

замена резцов, обработка породных стен и почвы и т.п.); t0 – время простоя комбайна по причинам общей организации работ; lп – путь, пройденный исполнительным органом за цикл полной обработки забоя по заданной схеме; v – скорость проведения выработки. Практически Кэ есть отношение продолжительности работы комбайна по выемке 1 м3 породы ТО к общей продолжительности проведения выработки Тоб, т.е. Кэ = То / Тоб . На многих шахтах в связи с низким коэффициентом использования комбайнов во времени эксплуатационная производительность комбайнов в среднем в 5-7 раз меньше теоретической. Согласно усредненным данным, полученным при многочисленных хронометражных наблюдениях за работой комбайна, машинное время составляет 15-20 %, а на лучших проходках 30 %, т.е. Кэ = 0,15-0,3. Создание комбайнов высокой производительности не приводит к соответствующему повышению эксплуатационной производительности, так как с увеличением теоретической производительности комбайна Кэ уменьшается. Таким образом, основным направлением повышения эксплуатационной производительности комбайнов является сокращение времени выполнения вспомогательных работ и простоев и за счет этого повышение коэффициента использования комбайна.

9.3.4. Комбайновые комплексы Комбайновые комплексы состоят из набора оборудования для механизации работ по разрушению и погрузке в транспортные средства породной массы и возведения временной и постоянной крепи. Основной машиной комплекса является проходческий комбайн. В зависимости от типа комбайна подбирают остальное оборудование, обеспечивающее высокую производительность труда по всей технологической цепочке. Состав и техническая характеристика комплексов даны в табл. 9.5. Комплекс КСО-1М (рис. 9.12) предназначен для проведения горизонтальных выработок с анкерной крепью по пластам, опасным по газу или пыли. Он состоит из комбайна 1 ГПКС или 4ПУ, передвижного самоходного вагона-бункера Б-1 на пневмоколесном ходу 2 и переносного станка 3 для анкерования ПА-1. Вагон-бункер Б-1 имеет объем кузова 3 м2, скорость передвижения 3,6-8,3 км/ч, длину 7 м, ширину 1,4 м, высоту 1,45 м и массу 6 т. 267

268

Рис. 9.12. Комплекс КСО-1М: а – разрушение забоя и транспортировка горной массы; б –бурение шпуров под анкеры

Таблица 9.5 Технические характеристики комбайновых комплексов Показатели Расчетная скорость проведения выработки, м/смену Площадь поперечного сечения выработки, м2 Форма поперечного сечения Базовый комбайн Призабойный транспорт Транспорт по выработке

КГК-1

КГК-2

КСО-1М

К4ПП-2

К4ПП-5

3-6

2,8-5

4-6

2,5-4

2.5-4

13-18

13-20

4,715

15-20

16-36

Арочная 4ПП-2

Трапециевидная или прямоугольная

4ПП-2

Перегружатель 1ЛТ-80

Постоянная крепь

Анкерная

Оборудование для возведения крепи Длина комплекса, м Масса комплекса, т

ГПКС У-84

Бункервагон Б-1 Арочная металлическая или анкерная 1ЛТ-80

4ПП-2 4ПП-5 Ленточный перегружатель ППЛ-1К Ленточный конвейер1ЛТП-80 Металлическая податливая

КПУ-1

КПУ-1

ПА-1

КПУ-2

КПМ-8

50 –

60 –

20 25

50 70

55 100

Комплекс К4ПП-2 (рис. 9.13) отличается наличием крепеустановщика КПУ-2 на монорельсе для возведения в призабойной зоне постоянной арочной крепи. Комплекс К4ПП-2 состоит из комбайна 1 типа 4ПП-2 или ГПК-2, крепеустановщика 9, панели арочной металлической крепи 4, монтажного стола 8, транспортной тележки 6, грузового монорельса 7, мостового перегружателя 2, телескопического конвейера 3 типа 1ЛТП-80 и пылеотсасывающей установки 5. Комплекс обслуживает звено из пяти рабочих. При этом достигается скорость проведения выработки 470 м/мес, а производительность труда рабочего 8,3 м3/чел.-смену.

Рис. 9.13. Комбайновый комплекс К4ПП-2 269

Комплекс К4ПП-5 предназначен для проведения выработок с присечкой крепких пород (до 75 % крепких пород) с f до 8. В состав комплекса входят комбайн 4ПП-5, перегружатель ППЛ-1К, ленточный конвейер 1ЛТП-80, крепеустановщик КПМ-8 и пылеотсасывающая установка ППУ-2. Комплекс КГК-1 предназначен для проведения выработок по неоднородным породам с коэффициентом крепости f до 14 при предварительном их разрушении буровзрывным способом. По расчетам скорость проведения выработки достигает 400 м/мес. Комплекс КГК-2 позволяет проводить выработки с анкерной крепью и последующим возведением набрызгбетонной крепи, состоит из комбайна 4ПП-2 в сочетании с перегружателем ППЛ-1К и ленточным телескопическим конвейером. Расчетная скорость проведения выработки 210 м/мес при звене из четырех человек.

Контрольные вопросы 1. Как выбираются форма и размеры поперечного сечения выработки, проходимой по неоднородным породам? 2. Какие виды подрывки вмещающих пород Вы знаете? 3. От каких факторов зависит выбор способа подрывки? 4. В чем особенности проведения штреков узким и широким забоем? 5. Как определяются параметры БВР при проведении выработок по неоднородным породам? 6. Какие схемы расположения шпуров и скважин применяются при проведении выработок смешанным забоем? 7. Назовите основные средства механизации, применяемые при проходке выработок по неоднородному забою. 8. В каких случаях производится раздельная выемка угля и породы? Какие требования Правил безопасности должны соблюдаться при этом? 9. Укажите область применения проходческих комбайнов. 10. Какие типы проходческих комбайнов Вы знаете? Укажите основные узлы избирательных и роторных комбайнов? 11. Из каких основных и вспомогательных процессов состоит проходческий цикл при комбайновом способе отрывки горной массы? 12. Какие схемы обработки забоя исполнительным органом комбайна могут применяться? От чего зависит выбор схемы? 13. Какие средства призабойного транспорта могут применяться при комбайновой технологии проведения выработки? 14. Какие временные и постоянные крепи применяются при комбайновом способе отрывки горной массы? 15. Назовите основные отечественные и зарубежные комбайновые комплексы.

270

10. СТРОИТЕЛЬСТВО ВЫРАБОТОК ОКОЛОСТВОЛЬНОГО ДВОРА 10.1. Общие сведения Околоствольные дворы шахт и рудников представляют собой сложный комплекс выработок и камер, соединяющих шахтные стволы со всеми остальными выработками и обеспечивающих функционирование и жизнедеятельность подземного горного хозяйства. Выработки и камеры околоствольного двора имеют функциональное назначение, сформулированное в их названии, например, депо противопожарного поезда, камера ожидания, электровозное депо с мастерскими, склад взрывчатых материалов, насосная камера, камера центральной подстанции, водосборники и другие. Выработки околоствольного двора предназначены для следующих целей: – передвижения и перевозки людей; – транспортировки материалов, оборудования и горной массы; – распределения воздушных потоков вентиляции; – размещения главной высоковольтной подстанции шахты, склада ВМ, транспортных мастерских, противопожарного поезда, водосборников и камер водоотлива и др. Проведение выработок околоствольного двора начинается после завершения работ по проходке сопряжений ствола с горизонтальными выработками. В первую очередь выполняются работы по сбойке с другими стволами шахты или скважиной для обеспечения устойчивого проветривания и второго запасного выхода. Сбойка стволов, как правило, осуществляется до их переоснащения с бадей на клети или скипы. После осуществления сбойки поочередно (вначале клетьевой, а затем скиповой) армируют стволы, при этом параллельно ведут работы по проходке цепи выработок, образующих малое кольцо для обеспечения электровозной откатки. По окончании работ по армированию клетевого ствола и вводом в эксплуатацию клетевого подъема начинается основной период строительства околоствольного двора шахты. Формы, размеры поперечных сечений и виды крепей в выработках околоствольного двора могут быть самыми разнообразными, но при этом должны соответствовать назначению выработок, требуемой несущей способности и Правилам безопасности. Проектирование и строительство горных выработок околоствольного двора осуществляется на основании типовых проектов отраслевых институтов. Околоствольные дворы должны закладываться в достаточно устойчивых породах вне зоны влияния очистных работ, в охранных целиках, за границами зоны тектонических нарушений и напорных водоносных горизонтов. Околоствольные выработки на расстоянии 40-50 м от стволов следует крепить бетонной или железобетонной крепью повышенной несущей способности. При проведении выработок околоствольного двора в неустойчивых трещиноватых породах или на участках с притоком воды, вмещающие породы этих участков следует протампонировать с помощью 271

цементных растворов или другими способами, обеспечить упрочнение пород и водоподавление вокруг горных выработок. Протяженные участки выработок околоствольных дворов следует располагать друг от друга на расстояниях, исключающих их взаимное влияние (табл. 10.1). Таблица 10.1 Допустимые расстояния между протяженными выработками околоствольных дворов Глубина закладки околоствольного двора, м

Допустимое расстояние, м, между выработками при прочности пород σ, Па по простиранию вкрест простирания 3·107

6·107

9·107

≥ 12·107

3·107

6·107

9·107

≥ 12·107

300

35 20

18 16

15 13

600

40 25

20 18

17 15

12 10 14 12

18

15

12

10

22

18

15

12

900

45 30

25 21

20 17

16 14

26

21

17

14

≥1200

50 35

35 30

25 20

18 16

30

25

20

15

Примечание: в числителе – допустимое расстояние при пологом и наклонном залегании пластов; в знаменателе – при крутом

Околоствольный двор, как и шахтные стволы, является одним из наиболее ответственных, сложных и дорогостоящих комплексов шахты. Срок службы околоствольного двора рассчитан, как правило, на весь срок службы шахты, поэтому компоновка выработок, выбор вида крепи, технологических транспортных развязок являются весьма важными, а от выбора способов и методов проходки околоствольного двора зависит продолжительность строительства шахты в целом. 10.2. Проведение протяженных выработок околоствольного двора Протяженные откаточные выработки околоствольных дворов проводятся однопутными и двухпутными. Форма поперечного сечения протяженных выработок бывает сводчатая, арочная, прямоугольная, круглая и комбинированная. Для крепления используют монолитный бетон или железобетон, сборный железобетон, металла. Размеры этих выработок, как и обычных горизонтальных выработок, определяют в зависимости от размеров подвижного состава и требуемых ПБ зазоров между ними и крепью. 272

Основным способом проведения выработок является буровзрывной. Для бурения шпуров в начальный период строительства околоствольного двора используют ручные перфораторы на пневмоподдержках. После проходки выработок от ствола на 35-40 м обеспечивают механизацию бурения и погрузки породы с помощью бурильных установок и погрузочных машин. Технология проведения протяженных горизонтальных выработок околоствольного двора аналогична проведению штреков и квершлагов. Вместе с тем есть существенное различие, состоящее в строительстве большого количества сопряжений выработок, выработок большого сечения и камер. Проходка и крепление узлов сопряжений выработок существенно отличается от проходки протяженных выработок трудоемкостью, объемом работ и сложностью их ведения, поэтому все работы, проводимые в пределах околоствольного двора, учитываются не в метрах погонной длины, а в кубических метрах в свету. Нормативные темпы проходки выработок и камер околоствольных дворов не превышают 400 м3 свету выработки в месяц, тогда как для квершлагов и штреков нормативы составляют 70-110 м (более 1000 м3 свету) выработки в месяц. Для погрузки и транспортировки породы в околоствольных дворах рационально применять самоходные погрузочные машины, аккумуляторные электровозы, а также погрузочно-транспортные машины с грузонесущим кузовом или ковшом. Вслед за выемкой породы в забое устанавливают временную крепь – металлическую или анкерную. Анкерная крепь в устойчивых породах может служить как постоянная в сочетании с набрызгбетонной крепью. Выработки, закрепленные бетонной крепью в околоствольных дворах, в подавляющем большинстве имеют сводчатую форму. Толщина бетонной крепи принимается проектом в зависимости от размеров поперечного сечения выработки и горно-геологических условий. Для удержания свежеуложенной бетонной смеси до её затвердевания применяют опалубку. В шахтном строительстве используют различные виды опалубок, к основным из которых относятся: деревянные, наборные металлические, металлические секционные с механизмами перестановки. Деревянные опалубки применяются в выработках небольшой протяженности и нестандартных сечений при схемах проходки, когда возведение постоянной бетонной или железобетонной крепи отстает от забоя на расстояние 20-60 м. Это расстояние может в заметных пределах колебаться в зависимости от принятой механизации горнопроходческих работ, схемы откатки, способа разрушения вмещающих пород и ее крепости. При таком значительном отставании возведения постоянной бетонной крепи, выработку крепят вслед за подвиганием забоя временной металлической или анкерной крепью. При применении временной металлической крепи ее контуры должны иметь форму коробового свода, т.е. повторять очертания будущей постоянной бетонной крепи. В качестве материала временной крепи применяется облегченный спецпрофиль СВП-17. 273

Возведение бетонной крепи начинают в технологической последовательности, предусмотренной проектом или паспортом проведения данного участка околоствольного двора. В первую очередь готовят котлованы под фундаменты стен выработки. Затем приступают к установке стоек опалубки, которые представляют собой круглый тонкомер диаметром 14-20 мм или две спаренные доски толщиной 40 мм, "сшитые" гвоздями и поставленные ребром к опалубке. Стойки крепят с помощью распорок, анкеров и стяжек из мягкой проволоки диаметром 4-5 мм. После установки стоек набирают опалубку из досок до пяты свода на одну заходку и кладут прогон под установку кружала. Бетонирование ведут по мере набора опалубки. Длина заходки в зависимости от устойчивости пород может состоять из одного или нескольких шагов опалубки в соответствии с проектом производства работ или паспортом крепления выработки. Кружала устанавливают на прогон и скрепляют между собой. На выработках шириной в свету до 4 м кружала изготовляют из двух сегментов, свыше 4 м – из трех. Кружала готовят на поверхности. Деревянная опалубка широко применялась при бетонных работах в шахтном строительстве до второй половины 60-х годов и постепенно была вытеснена металлической наборной опалубкой. Монтаж деревянной опалубки очень трудоемок, кроме того, она не сохраняет устойчивость при взрывных работах и должна возводиться только с отставанием от забоя, что требует дополнительных затрат на установку, а затем снятие временной крепи. Большое количество операций при установке, значительный расход материалов ограничивают применение деревянной опалубки. Металлическая наборная опалубка частично устраняет эти недостатки, кроме того, она может многократно использоваться для возведения монолитной бетонной и железобетонной крепи с установкой в забое. Металлическая наборная опалубка (рис. 10.1) состоит из стоек, верхняка и наборных металлических листов толщиной 1-2 мм. Верхняки и стойки изготавливаются из облегченных специальных профилей тина СВП-17 или СВП-22 в зависимости от ширины выработки и принятой схемы проходки. Верхняк и стойка соединяются между собой несколькими способами, наиболее распространенными из которых при строительстве угольных шахт являются клиновой и фланцевый. В шахтном строительстве применяется несколько конструкций передвижных опалубок: односекционные опалубки и опалубка с совмещенной портальной частью. Эти опалубки применялись в горизонтальных выработках и широкого распространения не получили из-за технологических перерывов, связанных с ожиданием набора необходимой прочности бетонной крепи. За рубежом также использовались многосекционные опалубки южноафриканской компании "Де Берс Консолидейтэт Майкс" и односекционные опалубки фирмы "Экроу Эвджинирэ Лимитед". Эти типы опалубок получили широкое распространение в горнорудной промышленности и при возведении монолитной бетонной отделки туннелей. 274

I II

Узел II

Узел I

Щит наборной опалубки 2-го типоразмера

Расход крепежных материалов на 1 м Распорка

(уголок или швеллер)

Уголок 40×40

Клинья узла соединения

Элементы крепи Арка Стойка Распоры Штыри

Рис. 10.1. Металлическая наборная опалубка

Материал СВП-27 СВП-27 СВП-27 ст.3 ∅28

Количество , шт. 0,68 1,33 4 2,66

В условиях строительства угольной шахты опалубка должна отвечать требованиям безопасности работы при наличии газового режима, позволять совмещать проведение выработки с креплением вслед за подвиганием забоя и обеспечивать наибольшую механизацию бетонных работ. Уровень механизации возведения монолитной бетонной крепи составляет в среднем 30%, так как на практике довольно большие объемы бетона укладываются вручную за деревянную или наборную металлическую опалубку. В Кузнецком угольном бассейне при креплении наклонных стволов, квершлагов, выработок околоствольных дворов наибольшее распространение получили передвижная механизированная опалубка конструкции КузНИИшахтостроя (рис. 10.2) и бетоноукладчик БУК-3 (рис. 10.3) конструкции ВНИИОМШСа. Такое сочетание позволяет максимально механизировать возведение монолитной бетонной крепи.

Рис. 10.2. Передвижная механизированная опалубка ОМП-1: а– в рабочем и транспортном состояниях; б – в момент установки секции опалубки: 1 – домкрат; 2 – каретка; 3 – привод; 4,5 – опорные катки; 6 – подъемная площадка; 7 – пульт управления; 8 – сводчатая часть секции; 9 – монорельс из двутавра; 10 – боковая часть секции; 11 – откидная часть секции; 12 – фундаментные подставки

Передвижная механизированная опалубка с универсальным механизмом перестановки конструкции КузНИИшахтострой ОМП-1 предназначена для возведения монолитной крепи параллельным, последовательным способами и вслед за подвиганием забоя. Она состоит из 10-15 секций шириной 1,5 м и механизма перестановки – самоходной тележки. Опалубку ОМП-1 применяют в протяженных выработках или в околоствольном дворе, где сечения выработок максимально унифицированы, т.е. приведены к одному сечению. Секции перемещаются с помощью консольного перестановщика или специальных механизмов, установленных на погрузочной машине. По окончанию бетонирования очередной заходки производят перестановку секций опалубки в направлении от устья выработки к ее забою. Укладка бетона за 276

опалубку ведется механизированным способом с помощью бетоноукладочных комплексов типа БУК (рис.10.3). Перекрытие торца опалубки со стороны забоя производится с помощью герметизаторов, которые представляют собой надувные рукава из эластичных, но прочных материалов, располагаемые между породой и опалубкой.

8 7

3 1

2

4 6 5

Рис. 10.3. Бетоноукладочный комплекс БУК-3: 1 – пульт управления; 2 – бетоноукладчик; 3 – перегрузочное устройство; 4 – подъемная механическая стойка; 5 – гидравлический привод; 6 – гибкий шланг; 7 – гаситель; 8 – опалубка Техническая характеристика БУК-3 –5 Производительность, м3/ч Расстояние подачи бетона, м: по горизонтали – 300 по вертикали – 30 Вместимость бетоноукладчика, м3 – 0,5 Расход воздуха на укладку 1 м3 бетона, м3/мин – 18-20 Давление воздуха, МПа – 0,6 Диаметр бетоновоза, мм – 150 Мощность пневмодвигателя, кВт – 11 Вместимость грейфера, м3 – 0,08 Максимальный размер заполнителя бетонной смеси, мм – 50 Подвижность бетонной смеси, мм – 40-60 Масса, т – 2,34

В околоствольных дворах осуществляют проходку и крепление выработок и камер, объем которых достигает десятки тысяч кубометров. Чтобы выполнить столь значительный объем работ в короткие сроки, необходимо максимально механизировать процессы бурения, крепления и погрузки, а также решить все вопросы, связанные с доставкой материалов и откаткой горной массы. 277

Различают две стадии строительства околоствольного двора: первая – кольцо выработок, примыкающих к вспомогательному стволу, еще не замкнуто; вторая – кольцо замкнуто, организована круговая откатка. При расчете возможного числа забоев в околоствольном дворе исходят из условия обеспечения подъема всей вынимаемой породы:

Рп ≥ k ⋅ ∑ Рi , где Рп – производительность подъема по стволу, т/ч; ΣРi – суммарный грузопоток породы из действующих забоев, т/ч; k – коэффициент неравномерности поступления породы из забоев, k=1,2. Грузопоток из забоя протяженной выработки составит

Рi =

S пр ⋅ γ ⋅ v t сут ⋅ т

,

где Sпр – площадь поперечного сечения в проходке, м2; γ – плотность породы, т/м3; v – заданная (нормативная) скорость проходки выработки, м/мес.; tсут – число часов в сутки, необходимых для погрузки породы, ч; т – число рабочих дней в месяц. Очевидно, что подъем, в первую очередь, должен обеспечить выдачу грузопотоков из забоев выработок главного направления. Расчет электровозной откатки в околоствольном дворе также выполняют исходя из условия обеспечения подъемом выдачи грузопотока породы из всех действующих забоев. На первой стадии обмен составов у вспомогательного ствола осуществляют с обеих сторон ствола. В этом случае расчет транспорта производится раздельно, исходя из часового грузопотока ΣРi с одной и другой стороны ствола. На второй стадии строительства околоствольного двора транспорт рассчитывают исходя из общего грузопотока породы всех действующих забоев. Проведение протяженных горизонтальных выработок околоствольного двора осуществляют по технологическим схемам, разработанным для проходки полевых штреков и квершлагов. Параметры буровзрывных работ при проведении околоствольных выработок определяют расчетом. Они должны обеспечить заданные размеры и форму поперечного сечения выработки, равномерное дробление и кучную укладку породы у забоя после взрыва и, как следствие, ее производительную уборку погрузочными машинами; высокий коэффициент использования шпуров (КИШ) и низкий коэффициент излишка сечения (КИС). Расчет параметров, составление паспортов БВР и ведение работ осуществляется в той же последовательности, что и для проведения горизонтальных горных выработок.

278

10.3. Камеры главного водоотлива и технология их строительства Комплекс камер и выработок главного водоотлива (рис. 10.4) включает: камеру главного водоотлива 1, в которой располагают насосные агрегаты и все пусковое оборудование, водотрубный ходок 2; камеру осветляющих резервуаров 3; водосборник 4; соединительные ходки 5. Насосная камера непосредственно соединяется с камерой центральной электроподстанции 6.

Рис. 10.4. Комплекс камер и выработок главного водоотлива

Насосные камеры делятся на камеры обычного и заглубленного типа. Насосная камера располагается вблизи клетевого ствола и рассчитывается на прием воды со всего поля шахты или его части. Пол насосной камеры обычного незаглубленного типа (рис. 10.5) должен быть не менее чем на 0,5 м выше уровня головок рельсов околоствольного двора Насосная камера должна иметь не менее двух выходов: один – для заезда в камеру со стороны околоствольного двора, для вентиляции и доставки оборудования при его монтаже или замене, а другой – в противоположном конце камеры, он соединяется со стволом на высоте не менее 7 м от отметки горизонта. Как правило, этот ходок проходит под углом 25-35о и в месте сопряжения со стволом имеет горизонтальный участок. Сечение ходка определяют в зависимости от количества и диаметра трубопроводов, а также возможности выдачи через него оборудования в аварийных ситуациях затопления горизонта. Заезды со стороны околоствольного двора и камеры центральной подземной подстанции оснащают герметическими дверями. Заглубленные насосные камеры закладываются ниже горизонта от 4 до 6 м, при этом пол камеры располагается на 2 м ниже пола водосборника. 279

Рис. 10.5. Насосная камера: 1 – водотрубный ходок с герметическими дверями; 2 – ходок в центральную подземную подстанцию; 3 – примыкание водосборника к колодцу или коллектору; 4 – заборный колодец; 5 – герметические двери; 6 – шлюзовая камера; 7 – решетчатые двери; 8 – консоль из двутавровой балки для тельфера; 9 – монтажная балка; 10 – бетонная крепь, разделяющая водосборник и колодец (коллектор); 11 – задвижка типа Лудло; 12 – патрубок для пропуска трубы из водосборника в насосную

Комплекс выработок главного водоотлива с заглубленной насосной камерой существенно отличается примыканием к водосборникам, компоновкой выработок и их назначением. В насосных камерах заглубленного типа отсутствуют водозаборные колодцы и уровень воды в водосборнике выше уровня всасывания. При заглубленных камерах главного водоотлива насосы работают в более благоприятном режиме под самозаливом. 280

В главной насосной камере шахты должно быть не менее трех комплектных насосных установок. В условиях ремонта одного из насосов, два других рассчитаны на максимальный приток воды. Насосная камера шахты должна быть оборудована не менее чем двумя трубопроводами. При работе двух насосов каждый подает воду в отдельный став труб, при этом системой задвижек обратных и редукционных клапанов любую группу насосов или один из них можно переключить на тот или иной трубопровод при производственной необходимости или ремонтных работах. От возможного затопления шахты принимают следующие меры: – полный резерв электроснабжения; – резерв насосов и трубопроводов; – установка в ходках в насосную камеру герметично закрываемых дверей; – проектирование вместимости водосборников главного водоотлива из расчета 4-часового максимального притока воды, а участковых –2-часового притока. В отношении безопасности от затопления незаглубленные насосные камеры имеют преимущество, так как пол насосной на 0,5 м выше отметки рельсов околоствольного двора, что дает ощутимый резерв времени для принятия мер до достижения водой уровня насосной камеры. При больших водопритоках проектируют два и более водосборника и заборных колодца, в этом случае колодцы соединяются коллектором. Технология проведения камер околоствольного двора зависит от площади сечения, высоты выработки, горно-геологических условий и конфигурации выработки. В шахтном строительстве наиболее часто встречаются три варианта проходки камер водоотлива, являющихся характерным примером камер большого сечения: опережающим уступом, полным сечением и слоями сверху вниз на всю длину (рис. 10.6). При технологии проходки камеры опережающим уступом забой делится на две части. Верхняя часть уступа опережает нижнюю часть на 2-4 м и по объему должна быть не более половины сечения, а чаще всего около 1/3 полного сечения выработки. Верхний уступ забоя обуривают перфораторами с пневмоподдержек, породу после взрывных работ убирают вручную. С верхнего уступа после проведения взрывных работ производят крепление кровли камеры анкерполимерной крепью под металлическую пластину или спаренные подхваты из металлического круга диаметром 16-18 мм, перетяжка кровли производится металлической решетчатой затяжкой. На нижнем уступе работы ведутся обычным способом под защитой опережающей анкерной крепи. Бурение производят различной буровой техникой в зависимости от крепости пород и оснащенности шахтопроходческой организации, уборку породы – породопогрузочными машинами. Основным достоинством этой схемы является безопасность работ от падения отслаивающейся породы кровли. 281

а

б

в

Рис. 10.6. Схема проведения камеры: а – опережающим уступом; б – полным сечением; в – слоями на всю длину камеры

Проходка сплошным забоем. При сплошном способе разработка ведется сразу на все сечение. Это наиболее эффективный и широко применяемый в шахтном строительстве способ, при котором максимально используется мощная горнопроходческая техника, сокращаются подготовительные и 282

вспомогательные операции. Все это позволяет достигнуть высокой скорости проходки, несмотря на необходимость последовательного ведения основных работ (бурение, уборка породы), устройства специальных буровых рам и подмостей в камерах большого сечения. Проходка камеры большого сечения сплошным забоем незначительно отличается от проходки штатных выработок околоствольного двора. Процесс обуривания забоя может отличаться тем, что бурильная установка не позволяет по своим характеристикам обурить до 15-25 шпуров верха выработки. В этом случае проектом или паспортом предусматривается бурение ручными перфораторами с инвентарных подмостей или при больших объемах применение бурильной установки большего типоразмера. Проходка камеры полным сечением может производиться в весьма устойчивых породах, при этом используются две схемы крепления постоянной, монолитной железобетонной крепью: в грудь забоя и с отставанием постоянной крепи. Схемы выбираются в зависимости от горно-геологических условий. В слабых неустойчивых породах или при большой высоте выработки этот способ проходки не рекомендуется. Наиболее предпочтительным способом проведения камер большого сечения в неустойчивых и средней устойчивости породах является способ проходки слоями на всю длину камеры. При этом первым этапом является проходка верхнего слоя с креплением камеры постоянной, монолитной бетонной или железобетонной крепью в зависимости от решения проекта. После возведения постоянной крепи свода на всю длину камеры осуществляют проходку нижнего слоя заходками 1,5-1,8 м с креплением постоянной крепью вслед за подвиганием забоя. При этом способе проходки камер более надежно решаются вопросы безопасности ведения работ и их максимальной механизации. Основными недостатками этой схемы проходки являются: дополнительный объем работ сверх проектного для выхода забоя на второй слой; увеличение подготовительно-заключительных операций. Еще одна особенность строительства камер главного водоотлива шахты – это проходка колодцев глубиной 6 м в сечении камеры и коллекторов (рис. 10.7). Объемы этих выработок весьма значительны, а технология проходки трудоемка и требует устройства специальных погрузочных устройств. В качестве погрузочных устройств используют стволовой грузчик КС-3, тельферную тележку с балкой с грузоподъемностью тельфера не менее 3 т. Проходку колодцев осуществляют после полной проходки камеры. Для технологичности ведения проходческих работ коллектор между заборными колодцами выполняют не выработкой между ними, а траншеей. Такая схема дает возможность максимально механизировать погрузочные работы. 283

Рис. 10.7. Схема проходки колодца и коллектора: 1 – колодец (коллектор); 2 – погрузчик КС-3; 3 – тележка типа ГМГ3-Г с балкой; 4 – вагонетка

Насосная камера является сложным инженерным сооружением и ее строительство в различных горно-геологических условиях, при разных конфигурациях и размерах требует индивидуального решения при составлении проекта проходки и крепления. 284

10.4. Камера центральной подземной подстанции и технология ее проведения Камеры центральных подземных подстанций (ЦПП) конструктивно располагают в непосредственной близости от насосных камер (рис.10.8). Камеры состоят из двух отделений – трансформаторной и распределительного устройства. При расположении подстанции на расстоянии не более 100 м от зарядной камеры для аккумуляторных электровозов предусматривают совмещение камеры преобразовательной подстанции с камерой ЦПП. Уровень пола камеры должен быть, как и насосной, на 0,5 м выше уровня головок рельсов околоствольного двора. Размеры трансформаторной камеры по длине определяются проектом.

Рис. 10.8. Центральная подземная подстанция: 1 – камера трансформаторная; 2 – камера комплектных распределительных устройств; 3 – насосная камера; 4 – ниша противопожарного оборудования

Длина камеры распределительных устройств изменяется в зависимости от количества ячеек. Подстанция в сечении имеет сводчатое очертание и закрепляется монолитной бетонной крепью. Привязка камеры центральной подстанции к выработкам околоствольного двора показана на рис. 10.5. 285

Технология проведения камеры ЦПП не отличается от технологии проведения протяженных выработок околоствольного двора. Все перемычки и заделки для герметичных дверей, ниши выполняются после проведения и крепления камеры на проектную длину. В местах устройства герметических дверей при проходке выполняются соответствующие уширения (штробы). Для электровозной откатки в первоначальном исполнении острые углы выработки срезаются, а после проходки на проектную длину, обратным ходом, выработка приводится в проектное состояние. Крепление выработки монолитным бетоном осуществляют с помощью металлической наборной опалубки. Укладку бетона производят механизированно. 10.5. Комплекс выработок и камер склада взрывчатых материалов и технология их проведения Расположение склада взрывчатых материалов (ВМ) в системе околоствольных дворов регламентируется следующими правилами: – расстояние от склада ВМ до ствола шахты, околоствольных выработок, а также вентиляционных дверей, разрушение которых может лишить притока свежего воздуха всю шахту или ее значительные участки, должно быть не менее 100 м для камерного склада и 60 м для складов ячейкового типа; – расстояние от складов ВМ до выработок, служащих для постоянного прохода людей, при складах камерного типа должно быть не менее 25 м, при складах ячейкового типа – не менее 20 м; – выработки, в которых расположены камеры или ячейки для хранения ВМ, не должны находиться в непосредственном сообщении с главными выработками, они соединяются с ними не менее чем тремя подводящими выработками, образующими друг с другом прямые углы; – подводящие к складу выработки должны заканчиваться тупиками длиной не менее 2 м и сечением не менее 6 м2; – каждый склад ВМ должен иметь два выхода, проветриваемых самостоятельной струей воздуха. На рис. 10.9 представлен склад ВМ ячейкового типа с защитными дверями вместимостью 2880 кг ВВ и 16000 шт. электродетонаторов. В каждой ячейке должно храниться не более 400 кг ВВ. Камеры, ячейки и все выработки склада ВМ, а также подводящие выработки на расстоянии 5 м от их сопряжения с другими выработками шахты должны быть закреплены огнестойкой крепью. Обычно выработки склада ВМ крепятся смешанной крепью – стенки выработок из монолитного бетона, перекрытие плоское из металлических балок или сводчатое из монолитного бетона. Институтами угольной промышленности разработан проект склада ВМ камерного типа (рис.10.10). Размеры складов ячейкового и камерного типов представлены в табл. 10.2. 286

Рис. 10.9. Склад ВМ ячейкового типа: 1 – ячейки для хранения ВВ; 2 – ячейка для хранения СВ; 3 – камера для раздачи ВМ; 4 – камера для проверки электродетонаторов; 5 – камера для электрораспределительных устройств; 6 – защитная дверь в проводящей выработке; 7 – защитная дверь в вентиляционной выработке; 8 – металлическая вентиляционная дверь с окном; 9 – место установки стеллажей для хранения сумок и взрывных машинок взрывников

Рис. 10.10. Склад ВМ камерного типа: 1 – камера для хранения ВВ; 2 – камера для СВ; 3 – камера для проверки электродетонаторов; 4 – камера для раздачи ВМ; 5 – место для стоянки вагонеток и временного хранения тары; 6 – камера для электрораспределительных устройств и хранения противопожарных средств.

Таблица 10.2 Характеристики складов ВМ Вместимость склада ВВ, кт СВ, шт 720 1080 1440 2160

5000 7000 9000 12000

1920 3840 5760 7680

12000 24000 32000 32000

Число ячеек Длина склада, (камер) м Ячейковый склад 2 30,8 3 36,7 4 42,6 6 54,4 Камерный склад 1 25,4 2 37,0 3 48,4 4 60,0

Объем выработок склада в свету, м 3 300 320 365 425 390 470 580 650

Проходка и крепление склада ВМ из-за его сложной конфигурации выполняется с временным заездом с соответствующим радиусом закругления для осуществления обмена вагонов при уборке горной массы из забоя. Ячейки и камеры для хранения ВМ и СВ могут быть пройдены по такой же технологии, как проходятся глубокие ниши от основной выработки. Однако в этом случае возрастает объем работ, которые в шахтных условиях механизировать 288

весьма проблематично, прежде всего к ним относятся ручное бурение, уборка породы, откатка и т.д. Для исключения этих недостатков камеру проходят полным сечением вместе с нишами, а затем при возведении постоянной бетонной крепи выполняют из бута и тощего бетона ячейки и камеры различного назначения. 10.6. Выработки и камеры депо электровозов и технология их проходки Камеры депо электровозов в околоствольном дворе располагаются так, чтобы можно было обеспечить быстрый и без маневров выезд электровозов из депо на порожняковую ветвь околоствольного двора, а также заезд электровозов для ремонта и стоянки в депо. В зависимости от газового режима шахты для транспортирования по горизонтальным выработкам применяют контактные (в шахтах, не опасных по газу и пыли) или аккумуляторные электровозы (в опасных шахтах). Комплекс выработок депо контактных электровозов обычно включает ремонтную мастерскую и заезды в депо. Комплекс выработок депо аккумуляторных электровозов более сложен и включает зарядную для аккумуляторных батарей, ремонтную мастерскую и выпрямительную подстанцию, выработки для стоянки запасных электровозов и заезды в депо. В табл. 10.3 приведены схемы и основные размеры камер депо контактных электровозов. На рис. 10.11 показана обособленная камера для осмотра и ремонта электровозов. В камере предусматривается смотровая яма шириной не более 1 м, глубиной 1,65 м и длиной, равной длине принятого типа электровоза при одном ремонтном месте, и не менее суммарной длины двух электровозов при двух ремонтных местах. Высота камеры определяется с учетом размещения монтажных балок на высоте не менее 3 м. Камера от выработок околоствольного двора отделяется противопожарными дверями и закрепляется огнестойкой крепью. Депо аккумуляторных электровозов обычно располагается в обособленной выработке. На рис. 10.12 представлено депо на 18 инвентарных электровозов. Длина зарядной камеры определяется с учетом расстояния между батареями, равного 1000 мм и ширины свободного прохода не менее 2500 мм между крайним зарядным столом и стенкой камеры. Ширина зарядной камеры определяется размерами зарядных столов и электровозов, зазорами между крепью и столом, который должен быть не менее 600 мм, между столом и электровозом – 250 мм, а также проходом для людей не менее 700 мм. Высота камеры должна быть не менее 2200 мм. 289

Рис.10.11. Обособленная камера депо контактных электровозов 290

Рис. 10.12. Депо аккумуляторных электровозов: 1 – зарядная камера; 2 – ремонтная мастерская; 3 – место стоянки запасных электровозов; 4 – заезды в депо; 5 – преобразовательная подстанция; 6 – вентиляционная сбойка; 7 - бетонные тумбы под зарядные столы; 8 – смотровая яма

Таблица 10.3 Схемы и основные размеры камер электровозного депо Основные строительЧисло ные показатели, м электродлина шири- высота возов на B L h

Схема депо

Депо обособленного типа 2–7

12,5

4,2

3,7

9 – 10

18,0

4,2

3,7

11-14

20,0

4,2

3,7

17-18

31,0

4,2

3,7

Депо на расширении выработки с учетом уширений для путей

2-7

25,5

6,1

3,97

9 – 10

30,5

6,1

3,97

11 – 14

50,0

6,1

3,97

17 – 18

60,0

6,1

3,97

Камеры выработок депо закрепляются огнестойкой крепью. Основные размеры депо аккумуляторных электровозов 8АРП и 12АРП приведены в табл. 10.4. 292

Таблица 10.4 Схемы и основные размеры камер депо аккумуляторных электровозов Число электровозов

Основные строительные показатели, м ширина камеры длина депо L В2 В3 В1

2-3

24-30

4,2

3,7

–

5-10

55-80

4,2

3,7

–

12-14

92-105

4,2

3,7

–

17-18

130-144

4,2

3,7

5,05

Схемы депо

Депо аккумуляторных электровозов должно иметь один заезд в камеру при числе электровозов до 3; два заезда при числе электровозов до 10 и три заезда при числе электровозов более 10. Заезды в депо электровозов должны быть оборудованы противопожарными дверями. 10.7. Камеры вспомогательного назначения и технология их проведения К камерам вспомогательного назначения относятся камеры ожидания и медицинского пункта, депо противопожарного поезда, санузел и другие. Для строительства камер депо электровозов, камер ожидания и других выработок большого сечения или сложной конфигурации может быть использована технология проходки и крепления, приведенная в данной главе в зависимости от горно-геологических условий, взаимного расположения выработок, вида крепи и сечения. Камера ожидания (рис. 10.13) предназначается для размещения рабочих, ожидающих выезда из шахты после работы, или отправки их пассажирским поездом на место работы. Камера располагается в околоствольном дворе в непосредственной близости от клетевого ствола, по которому производится спуск и подъем людей. Камера ожидания должна быть соединена с местом стоянки пассажирского поезда, откуда людей отвозят на работы. 293

L

1

Рис.10.13. Камера ожидания

Камера оборудуется скамьями для рабочих 1, баком для питьевой воды 2 и другим оборудованием. Скамьи располагаются вдоль стен камеры. Длина камеры L определяется из расчета 0,4 м на одного рабочего, а площадь пола камеры – из расчета 0,5 м2 на одного рабочего. Длину камер принимают равной 10, 15 и 23 м соответственно на 50, 75 и 100 рабочих. Камеры ожидания и медицинского пункта (рис.10.14) располагаются в обособленной выработке и с помощью ходков соединяются с клетевой ветвью околоствольного двора и местом стоянки пассажирского поезда.

Рис. 10.14. Привязка камер ожидания и медицинского пункта к выработкам околоствольного двора: 1 - место стоянки пассажирского поезда; 2 - камера ожидания; 3 – медпункт; 4 – противопожарные двери 294

Камера депо противопожарного поезда предназначена для размещения в ней склада материалов (средств и материалов пожаротушения, инвентаря и инструментов) и противопожарного поезда. Камера располагается в околоствольном дворе на расширении выработок, идущих к депо электровозов или к складу ВМ. На рис. 10.15 показано депо противопожарного поезда. В поезде располагаются вагонетки с водой, платформа с насосом, огнетушителями, инструментом, инертной пылью и песком. В депо также хранятся противопожарные материалы: ящики с песком, глиной и инертной пылью, тонкокамерные бревна для перемычек, доски и др.

Рис. 10.15. Депо противопожарного поезда

Депо отделяется от сквозной выработки перегородкой на бетонных столбах и решетчатой дверью. Камера медицинского пункта предназначена для оказания первой медицинской помощи пострадавшим в шахте трудящимся. Камера располагается в обособленной самостоятельной выработке или соединяется с помощью ходка с камерой ожидания. Камера имеет два выхода: один – на клетевую ветвь околоствольного двора и второй – на грузовую ветвь скипового ствола в районе стоянки пассажирского поезда. Камера медицинского пункта (рис. 10.16) имеет два отделения: одно – для регистрации больных и второе – для оказания им медицинской помощи.

295

Рис. 10.16. Камера медпункта

Технология проходки камер ожидания, депо противопожарного поезда, медицинского пункта принимается проектом в зависимости от объемов работ и горно-геологических условий и, как показывает опыт шахтного строительства, не представляет большой сложности. В то же время при строительстве шахт достаточно много выработок, проведение которых требует сложных технических решений. Опыт их проходки может тиражироваться на другие выработки с учетом условий и объемов. 10.8. Технология сооружения наклонных ходков околоствольного двора Проведение наклонных выработок околоствольных дворов представляет значительную сложность в связи с небольшими поперечными сечениями, большими углами наклона (20-35°) и необходимостью (в большинстве случаев) осуществлять их проведение сверху вниз. Эти выработки имеют протяженность в пределах от 30 до 200 м. Возведение постоянной крепи, выполняемой чаще всего из монолитного бетона или железобетона, также является сложным и трудоемким процессом. К наклонным выработкам околоствольного двора относятся, прежде всего, ходки для чистки зумпфа и водотрубные ходки. Выработки для чистки зумпфа, как правило, проектируются минимальных поперечных сечений исходя из условий свободного прохода людей и размещения вагонеток в период эксплуатации. Угол наклона такой выработки обычно равен 20-35°. Технологическая схема проведения наклонного ходка для чистки зумпфа показана на рис. 10.17. 296

Рис. 10.17. Проведение выработки для чистки зумпфа: 1 – лебедка; 2 – поддерживающие ролики; 3 – став труб вентиляции; 4 – канат для подъема и спуска вагонетки; 5 – вагонетка; 6 – предохранительная крепь

Проведение выработки по этой технологической схеме предполагает бурение шпуров на глубину 1,8 м ручными электросверлами типа СЭР-19 и погрузку породы вручную в вагонетки. Откатка породы из забоя производится одноконцевым подъемом с помощью лебедки. С целью создания безопасных условий труда в случае возможного обрыва каната на верхней приемной площадке устанавливаются задерживающие стопоры, а ниже (на наклонной части выработки) – барьер, управляемый с приемной площадки оператором. В конце рельсового пути ставится упор для удержания вагонетки во время погрузки породы или разгрузки материалов. На рис. 10.18 показана технологическая схема проведения наклонного ходка в направлении снизу вверх. Бурение шпуров осуществляется ручными электросверлами СЭР-19. После взрывания зарядов, проветривания, приведения забоя в безопасное состояние и установки выдвижной предохранительной крепи с помощью скрепера производится уборка породы. Скреперная лебедка размещается в специально пройденной нише.

Рис. 10.18. Проведение наклонного ходка: 1 – место закрепления скреперного блока; 2 – скрепер; 3 – вентиляционный трубопровод; 4 – полок; 5 – упоры из рельсов; 6 – вагонетка; 7 – ниша для скреперной лебедки; 8 – скреперная лебедка

298

10.9. Проведение камеры загрузочных устройств Комплекс камер загрузочного устройства скипового подъема включает камеру разгрузки вагонеток, поступающих к стволу; камеру бункера, служащего для временного накопления угля, и камеры дозирующего устройства для загрузки скипов. Сооружение камер для разгрузки вагонеток (камеры опрокидывателя или угольной ямы) осуществляется одновременно с проведением выработок околоствольного двора. Камеры дозирующего устройства сооружаются совместно со скиповым стволом, а бункера – из ранее пройденной дозаторной камеры. Сооружение камеры опрокидывателя производится на базе принятого проходческого оборудования при проведении выработок околоствольного двора. Особенностью сооружения камеры является выемка породы в ее донной части. Донная часть камеры обычно разрабатывается горизонтальными слоями с выдачей породы на отметку околоствольного двора скрепером. Дозаторная камера сооружается обычно совместно со скиповым стволом. Работы по выемке породы и креплению камеры производятся горизонтальными слоями. Высота слоя обычно принимается в пределах 2,5 – 3 м. Разработка первого слоя камеры производится буровзрывным способом с обязательным применением контурного взрывания и возможно с щелеобразованием. По мере подвигания забоя целесообразно в качестве временной крепи применять набрызгбетон в сочетании с анкерами. Взорванная порода может сбрасываться в ствол, где она будет грузиться в бадьи. После разработки породы в первом уступе приступают к возведению постоянной крепи потолочины камеры. В кровле дозаторной камеры оставляется проем для сооружения бункера. Работы в стволе опережают на одну заходку выемку породы в слоях дозаторной камеры. В качестве временной крепи могут применяться анкеры. По завершении работ по выемке породы в дозаторной камере и стволе на участке камеры возводится постоянная крепь. Сооружение бункерных камер обычно производится в направлении снизу вверх из дозаторной камеры. Бункерная камера представляет собой вертикальную выработку диаметром в свету 8 м и высотой 22 м. До начала проходческих работ верхнюю и нижнюю части камеры закрепляют постоянной крепью. В целике камеры проходят наклонные гезенки, по которым порода перепускается на нижележащую выработку. Сечение гезенков показано на рис. 10.19. Разработка сечения камеры производится сверху вниз, постоянное бетонное крепление – снизу вверх. При проходке навешиваются кольца временной крепи. Технология проведения работ по этапам показана на рис. 10.19. Подобную выработку для аккумулирования угля проходили на шахте им. Кирова объединения «Ленинскуголь» (Кузбасс), но при наличии верхней 299

Рис. 10.19. Технология проведения камеры загрузочных устройств: I, II, III, IV – фазы работ

выработки. Диаметр аккумулирующего бункера в свету – 6 м, высота – 27 м. По проекту производства работ, разработанному КузНИИшахтостроем, в центре выработки была пробурена скважина 500 м для спуска породы. Это значительно сокращает трудозатраты в сравнении с проходкой наклонного гезенка. 10.10. Конструкции сопряжений горных выработок Под сопряжением принято понимать участок горной выработки в месте примыкания другой выработки, ответвления от основной выработки и соединения нескольких выработок в одну. Объем сопряжений горизонтальных и наклонных выработок на шахте составляет 6-7% общего объема горных работ. Однако строительство их весьма сложно, трудоемко и занимает много времени. Это объясняется сложной конфигурацией и конструкцией крепи сопряжений, большими пролетами (до 9-11 м) и значительными обнажениями кровли. По конфигурации узлы в околоствольных дворах проектируются классической формы (рис. 10.20, г; д; ж; л), все остальные узлы сопряжений: прямоугольные (рис. 10.20, а) и остроугольные (рис. 10.20, б) пересечения; прямоугольные ответвления (рис. 10.20, в); разветвления под углом (рис. 10.20, е) и по кривым (рис. 10.20, з, и); узлы (рис. 10.20, к, м); примыкания (рис. 10.20, н, о) проектируются для вспомогательных выработок с незначительным сроком службы. Конструкции узлов сопряжения при проектировании и строительстве зависят от многих факторов: срока службы; назначения; горно-геологических условий; условий вентиляции; количества путей и типа стрелочного перевода; колеи рельсового пути и его профиля и др. Проходку сопряжений следует вести по проектам производства работ и паспорту на проходку выработки, включающим: схемы проходки и графики организации работ; схемы расположения откаточных путей и объема вагонов; объемы работ и количество необходимых материалов; пояснительную записку, паспорт буровзрывных работ. Сопряжения с незначительным сроком службы приведены на рис. 10.21; 10.22; 10.23; 10.24. Сопряжения со сроком службы, равным сроку службы всей шахты проектируют классическими (рис. 10.25, 10.26). Такие сопряжения применяются в околоствольных дворах, магистральных выработках и квершлагах. Такие узлы сопряжения проектируются в монолитном бетоне, а при ширине выработки свыше 5,5-6,0 м – в монолитном железобетоне. Параметры узла сопряжения с креплением монолитным бетоном и конструкция "быка" приведены на рис. 10.25. Параметры кружал для установки опалубки приведены в табл. 10.5. 301

а)

е)

б)

в)

ж)

л)

г)

з)

м)

д)

и)

н)

Рис. 10.20. Типы сопряжений горных выработок (штриховкой показана крепь сопряжений)

к)

о)

Рис. 7.50. Сопряжение однопутевых выработок трапециевидной формы с металлической крепью из спецпрофиля

303

Рис. 10.22. Сопряжения с применением арочной крепи из СВП и камерной рамы

304

Рис. 10.23. Сопряжение арочной формы из СВП с пониженным сводом

По разновидности вмещающих горных пород разделяют сопряжения, проведенные по углю, породе, и сопряжения, проведенные с присечкой боковых пород пласта. Физико-механические свойства угля и большинства пород значительно различаются, поэтому в каждом конкретном случае необходим дифференцированный подход к обоснованию нагрузки на крепь и смещений кровли выработки, что обеспечивает, в конечном счете, выбор рациональных параметров крепи. 305

Рис. 10.24. Сопряжение с пониженным сводом из СВП и анкерами (см. также с.305) 306

Рис. 10.24. Продолжение

На шахтах Кузбасса увеличиваются объемы строительства сопряжений горных выработок с применением арочной крепи из СВП и камерной рамы, разработанной в Новокузнецком шахтопроходческом управлении (рис. 10.24). Крепь сопряжения состоит из следующих основных элементов: подхватной (камерной) рамы, стоек от трехзвенной металлической арочной крепи, верхняков (удлиненных в зависимости от типоразмера стойки арочной крепи) и прямых отрезков спецпрофиля для крепления участка примыкающей выработки до выхода ее на полное сечение. Камерная рама состоит из двух стоек (в качестве стоек, как правило, применяются толстостенные металлические трубы диаметром 377 мм) и камерной балки (в основном используются две двутавровые балки № 30-50, соединенные между собой с помощью штыревых болтов, хомутов или сварки). 307

307

Узел А (конструкция «быка»

Рис. 10.25. Конструкция сопряжения с монолитной бетонной крепью: 1 – 14 – номера кружал

Размеры m, А, p, n (рис. 10.25) принимаются на высоте 1,8 м от трапа из условия обеспечения необходимых зазоров по ПБ. Основные геометрические параметры данного сопряжения определяются соотношениями. B = m+2A+p+n; (10.1) h0 = 0,333 ⋅ B;

(10.2)

R = 0,692 ⋅ B ;

(10.3)

r = 0,262 ⋅ B;

(10.4)

308

Таблица 10.5 Параметры кружал № кружала (рис. 10.25) 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14

В 5500 5500 5500 5500 5500 6000 6500 7000 7500 8000 8500 8600 5600 2600

Размеры кружал, мм h0 R 1830 3810 1830 3810 1830 3810 1830 3810 1830 3810 2000 4150 2170 4500 2330 4840 2500 5190 2670 5540 2830 5880 2870 5950 1870 3880 870 1800

r 1440 1440 1440 1440 1440 1570 1700 1830 1970 2100 2230 2250 1470 680

Рис. 10.26. Конструкция сопряжения с железобетонной крепью

При заложении сопряжения в сложных горно-геологических условиях производят тампонаж закрепного пространства и упрочнение массива горных пород. Альбом конструкций таких узлов сопряжений и технологии их сооружения разработан АО "КузНИИшахтострой" и трестом "Кузбассшахтопроходка". В альбоме рассмотрены шесть типов, наиболее часто встречающихся сопряжений с примыканием горных выработок под углами 90, 60 и 30°. Ра309

диусы закругления рельсовых путей и переводных кривых R приняты: 20 м – на сопряжениях, предназначенных для локомотивной откатки; 12 м – на сопряжениях промежуточных горных выработок, где не предусмотрена локомотивная откатка. 10.11. Технология проходки и крепления сопряжений горных выработок Технологическая схема проходки и последовательность выполнения работ в сопряжениях определяется следующими факторами: – размерами поперечного сечения; – устойчивостью вмещающих пород; – направлением движения забоя (от узкой части к широкой или в противоположном направлении). В практике шахтного строительства нашли применение несколько схем проходки и крепления сопряжений: – полным сечением с постоянным креплением в грудь забоя; – полным сечением на временной крепи; – сечением одной из примыкающих выработок с последующим расширением до проектных размеров. Первая схема – полным сечением с постоянным креплением в грудь забоя – применяется, если позволяют горно-геологические условия. Она является наиболее предпочтительной, так как обеспечивает наибольшую безопасность работ и скорость проходки узла сопряжения. Для осуществления этой схемы необходимо подготовить инвентарную опалубку (рис. 10.1) на сопряжение, при этом кружала готовятся на весь узел сопряжения, а листы опалубки – на 5-6 пролетов. Кружала изготавливаются из облегченного профиля СВП и устанавливаются через 1,5 м. Параметры кружал В, h0, R, r рассчитываются по формулам (10.1) – (10.4). При движении забоя по ходу сопряжения (от основной выработки к широкой части и разветвлению) проходку и крепление осуществляют заходками по 1,5 м, при этом бурение шпуров при устойчивых породах и средней устойчивости выполняют на глубину 1,8-2,2 м. После уборки породы от последнего кружала на 1,6 м устанавливают кружала на распорках и соответствующих соединениях, набирают опалубку и бетонируют заходку. Для того чтобы при последующем взрывании не произошло нарушения кружал, их усиленно расклинивают как между собой, так и со стороны породного массива. При подходе к широкой части выработки (рис. 10.27,а), после установки и выполнения бетонных работ, на кружале 11 добирают породу в забое; дальнейшее ведение буровзрывных работ должно обеспечить установку кружал 12, 13 и 14. Для этих целей допускают обнажение до 4-4,5 м. Крепление обнаженной части выполняют полимерными анкерами. Производят взрывные работы под «бык» 310

а)

б)

Рис. 10.27. Схема установки кружал при проведении сопряжения полным сечением на постоянной крепи: а – расходящимися забоями; б – сужающимся забоем; 1 – 15 – номера кружал

сопряжения и бетонируют его, параллельно выставляют кружала 12, 13, 14 и 15. С окончанием установки кружал и арматуры набирают опалубку и бетонируют. При нестандартных отбросах (больше или меньше 1,5 м), а также для крепления «лобовины» узла сопряжения используют деревянную опалубку. После выполнения перечисленных операций (исключительно в этой 311

части сопряжения) на 2-3 суток требуется технологический перерыв для набора прочности бетона. С набором прочности бетона проходка выработки возобновляется по направлению, определенному графиком строительства. При ведении работ по данной технологической схеме, но с широкой части узла сопряжения (рис. 10.27, б), т.е. с кружал 15; 13; 12; 14; 11, работы выполняются в следующей последовательности: I фаза – проходят и крепят выработку постоянной крепью до начала узла сопряжения, т.е до места установки кружала 15. II фаза – проходят 2 м сечением предшествующей выработки вчерне и надежно крепят полимерными анкерами. II а фаза – выполняют буровзрывные работы по выемке горной массы под «бык». После уборки породы набирают инвентарную опалубку и деревянную для бетонирования «быка» и выполняют бетонные работы. III фаза – расширяют выработку и проходят узел сопряжения на 2 м. Расширение выполняют с учетом резкого повышения выработки, небольшими заходками с креплением полимерными анкерами. Как только буровзрывные работы, крепление анкерами и уборка горной массы будут завершены, приступают к установке кружал 14, 13, 12, 11, монтажу арматуры и выполняют крепление выработки монолитным бетоном. После завершения III фазы последующие 2-3 заходки выполняют по специальной технологии ведения взрывных работ, которые ведутся в несколько приемов, чтобы не нарушить бетонную крепь. Вторая схема – полным сечением на временной крепи – может применяться в устойчивых породах. Сущность схемы заключается в проходке выработки на полное сечение вчерне с креплением временной анкерполимерной крепью, с верхняками из швеллера, металлической полосы облегченного профиля или спаренных подхватов из арматуры Ø 16-20 мм. Возможен вариант проходки без крепи в весьма устойчивых породах. Возведение постоянной крепи начинают с «быка» и широкой части узла сопряжения. Третья схема – сечением одной из сопрягающихся выработок с последующим расширением до проектных размеров с применением временной крепи – широко применялась до конца 70-х годов. Сущность схемы состоит в том, что сопряжение на всю его длину проходят сечением основной выработки на временной металлической или анкерной крепи. При этом перекрытие свода выработки осуществляют сеткой или деревянной затяжкой. Оставленные на временной крепи узлы сопряжения разделывают с отставанием на 80-120 м с таким расчетом, чтобы маневровые работы при проходке основного забоя не сдерживались заменой временной крепи на постоянную. Последовательность операций может быть различной, но суть заключается в снятии 1 или 2 рам временной крепи, обуривании бортов выработки, ее расширении с помощью БВР до проектных размеров, уборке породы, установке кружал опалубки и арматуры (если она предусмотрена проектом) и выполнении бетонных работ. При анкерном креплении выработки расширение ее вы312

полняется в той же последовательности, но усиливается контроль за установкой дополнительных анкеров и анкеров за зоной возведения бетонной крепи.

Контрольные вопросы 1. 2.

Из каких выработок и камер состоит околоствольный двор угольной шахты? Почему регламентируются минимально допустимые расстояния между протяженными выработками околоствольного двора? 3. Какие крепи применяют в выработках околоствольного двора? 4. Какое оборудование применяют для возведения монолитной бетонной и железобетонной крепи? 5. Что входит в комплекс камер и выработок главного водоотлива? 6. Назовите типы насосных камер. В чем их преимущества и недостатки? 7. Какие требования предъявляются к камерам главного водоотлива? 8. Какие технологические схемы проходки камер Вы знаете? 9. Как проходят колодцы насосных камер? 10. В чем особенности конструкции и технологии проведения камеры центральной подземной подстанции? 11. Какие типы складов ВМ Вы знаете? 12. Какие требования предъявляются к расположению и оборудованию подземных складов ВМ? 13. Что входит в комплекс выработок депо контактных и аккумуляторных электровозов? Как проходятся эти выработки? 14. В чем особенность проходки и крепления наклонных ходков в околоствольных дворах?. 15. Каково назначение и конструкция комплекса камер загрузочных устройств? В какой последовательности и по какой технологии проходятся эти камеры? 16. Какие камеры вспомогательного назначения Вы знаете? 17. Что такое сопряжения и по каким признакам их можно классифицировать? 18. Назовите конструкции узлов сопряжений. 19. Укажите параметры кружал узлов сопряжений коробового свода. Как они рассчитываются? 20. Что такое «бык» узла сопряжения и каковы основные параметры? 21. Какие технологические схемы применяют при проходке и креплении сопряжений выработок околоствольных дворов?

313

11. СООРУЖЕНИЕ ТОННЕЛЕЙ В КРЕПКИХ ПОРОДАХ

11.1. Общие сведения Тоннелем называют горизонтальное или наклонное искусственное подземное сооружение, предназначенное для транспорта, пропуска воды, размещения коммуникаций и др. целей, длина которого обычно значительно превышает поперечные размеры. По назначению тоннели подразделяются на транспортные (железнодорожные, автодорожные, судоходные и пешеходные тоннели, тоннели метрополитенов и нескольких видов транспорта), гидротехнические (водоснабжения, водопроводящие для гидроэлектростанций, ирригационные, мелиоративные), коммуникативные (коллекторы, служащие для размещения силовых и телефонных кабелей, газопроводов, водопроводных и канализационных магистралей), горнопромышленные (для транспорта полезного ископаемого), специального назначения (подземные гаражи, электростанции, сооружения оборонного характера). По положению относительно рельефа местности тоннели подразделяются на горные, подводные, равнинные, а по глубине расположения от земной поверхности – на тоннели мелкого (до 12 м) и глубокого (>12 м) заложения. 11.2. Схемы сооружения тоннелей Сооружение тоннелей в крепких породах осуществляется по следующим основным схемам: сплошным забоем; с разделением забоя на уступы; с предварительным проведением направляющей выработки. Строительство тоннеля сплошным забоем производится с применением буровзрывных работ одновременно по всей его площади на величину заходки и крепится временной крепью. Постоянная обделка возводится на довольно большом расстоянии от забоя. Применяется эта схема при проведении тоннелей по крепким и слаботрещиноватым породам с площадью поперечного сечения Sсв до 100 – 110 м2. К достоинствам этой схемы строительства тоннеля относятся большой фронт работ, который позволяет использовать мощное высокопроизводительное оборудование, в результате чего достигаются: значительные скорости сооружения; простая организация работ; эффективное использование горнопроходческого оборудования; ритмичное выполнение всех проходческих операций, сокращение времени на выполнение подготовительно-заключительных работ. К недостаткам – необходимость тщательной разведки трассы тоннеля; применение громоздкого оборудования; сложность работ по оборке кровли и бортов (стен), а также возведению временной крепи. 314

Сооружение тоннелей уступным забоем может быть осуществлено с нижним и верхним уступом. С нижним уступом в первую очередь проходят верхнюю часть сечения тоннеля. Соотношение между площадями верхнего и нижнего уступа Sв : Sн = 0,75-1,0 при общей площади сечения тоннеля Sсв до 200 м2. Это соотношение увеличивается до Sв : Sн = 1,2-1,3 при Sсв > 200 м2 (рис. 11.1, а). При наличии крепких пород, не требующих временной крепи, сечение верхнего уступа может быть принято еще большим. Нижний уступ разрабатывается под защитой ранее возведенной постоянной обделки верхнего уступа. К достоинствам такой схемы можно отнести возможность быстрого перехода при пересечении неустойчивых пород на другую схему производства работ; упрощение и облегчение процесса возведения временной крепи и постоянной обделки в связи с уменьшением сечения тоннеля; достижение при разработке нижнего уступа высоких скоростей и производительности труда, что обусловливается полным совмещением работ по бурению шпуров и погрузке породы и большей безопасностью работ. Недостатком является последовательное выполнение работ в верхнем и нижнем уступах, а отсюда увеличение сроков сооружения тоннеля в целом и снижение скорости сооружения, которая определяется по формуле

Vср =

2V1 ⋅ V2 , V1 + V2

где V1 – скорость в верхнем уступе; V2 – скорость в нижнем уступе. Кроме того, применение данной схемы вызывает необходимость устройства транспортных дорог на верхнем и нижнем уступах и специальных подъездных устройств (пандусов) на верхний уступ, а также необходимость в разнотипном буровом оборудовании. Несмотря на это схема имеет широкое распространение. При сооружении тоннеля с верхним уступом сначала разрабатывается нижняя часть сечения, затем верхняя (рис. 11.1, б). При этом соотношение площадей нижнего уступа к верхнему составляет Sн : Sв = 1-1,5. а)

б)

Рис. 11.1. Схемы сооружения тоннелей уступным забоем 315

Нижний уступ разрабатывается сплошным забоем. Бурение шпуров в верхнем уступе осуществляется легкими буровыми машинами. Преимущества схемы: применение несложного бурового оборудования; большая эффективность буровзрывных работ в верхнем уступе; недостатки – необходимость двукратной оборки кровли и возведения временной крепи; трудоемкость бурения шпуров в верхнем уступе с почвы выработки. Схема может быть применена при наличии весьма устойчивых и нетрещиноватых пород, когда можно не возводить временную крепь в нижнем уступе или применять весьма облегченную конструкцию. Схема не нашла широкого распространения. Сооружение тоннелей с предварительным проведением направляющей выработки осуществляется в двух вариантах: с направляющей выработкой в нижней (рис. 11.2, а) и центральной (рис. 11.2, б) частях сечения тоннеля. В первом случае площадь направляющей выработки Sн принимается Sн = (0,35-0,4) Sсв. а)

б)

Рис. 11.2. Схема сооружения тоннеля с передовой направляющей выработки 316

Расширение направляющей выработки до проектного сечения тоннеля можно производить как последовательно, так и параллельно, т.е. или после проведения на всю длину, или одновременно с проведением направляющей. Схема применяется при площади поперечного сечения не более 50 м2 при изменяющихся свойствах пород, когда передовая направляющая служит дополнением геологической разведки. Недостатком схемы является значительное снижение скорости сооружения тоннеля при последовательном ведении работ. Во втором варианте, направляющая принимается такой площадью сечения, чтобы можно было бурить шпуры при радиальном их расположении для расширения сечения до проектного. Для одновременного ведения работ по проведению направляющей выработки и расширению ее до проектного сечения тоннеля необходимо иметь боковую вспомогательную выработку, по которой будет выдаваться порода из направляющей выработки и проветриваться забой. Преимущества схемы: направляющая выработка обеспечивает детальную разведку пересекаемых пород; одновременное выполнение работ по проведению направляющей выработки и ее расширению обеспечивает возможность достижения высокой скорости сооружения; обеспечивается хорошее проветривание и дополнительный (запасный) выход. Недостатки схемы: дополнительные затраты на проведение вспомогательной выработки; значительные трудности в достижении точного контура тоннеля при взрывании радиально расположенных шпуров. Анализируя схемы сооружения тоннелей, установлено, что наиболее целесообразными являются две схемы производства работ: сплошным и уступным забоями: при площади поперечного сечения до 140 м 2 – сплошным забоем; при S > 140 – уступным с нижним уступом. 11.3. Параметры буровзрывных работ при сооружении тоннелей сплошным забоем и разработке верхнего уступа При строительстве тоннелей взрывчатые вещества (ВВ) выбираются из условия ведения работ в крепких породах, т.е. выбираются наиболее мощные и работоспособные ВВ. Средства взрывания (СВ) должны обеспечить многосерийность взрывания. В качестве средств взрывания при сооружении тоннелей применяются электродетонаторы мгновенного и короткозамкнутого действия типа ЭД-8Э и ЭД-8Ж, ЭДКЗ-25-50-75-100, 150 и 250 мс и ЭДКЗ-15 - 15, 30, 45, 60, 75, 90, 105, 120 мс. В качестве ВВ в крепких породах применяется аммонит 6ЖВ, скальный аммонит № 1, скальный аммонал №3, детонит М. Расход ВВ. Удельный расход ВВ определяется из выражения q = (1,2....1,5) q1 f1 e, (11.1) где g1 – коэффициент взрываемости породы , q1= 0,1 f (f– коэффициент крепости пород); 317

f1 – коэффициент структуры породы, он изменяется в зависимости от структуры пород: у вязких, упругих, пористых порода f1 = 2; мелкотрещиноватых f1 = 1,4; сланцевых f1 = 1,3; хрупких f1 = 0,8; е – коэффициент энергетической способности, определяемый из выражения Р e = эт , Рвв здесь Рэт– работоспособность эталона; Рвв – работоспособность выбранного ВВ. Конструкция заряда принимается колонковой, реже рассредоточенной. Число шпуров определяется из выражения N≅

1.9 g ⋅ S , ∆⋅d2

g– удельный заряд, кг/м3; S – площадь поперечного сечения в свету, м 2; ∆ – плотность применяемого ВВ, г/см3; d – диаметр патрона, см; Для приближенных расчетов можно воспользоваться шведской практикой определения числа шпуров: – в крепких породах

где

N= 37,6+ 1,36 S; – в породах средней крепости N = 30,9 + S, где S– площадь поперечного сечения тоннеля в проходке, м2. Глубина шпуров l, м, определяется по формуле

 N ⋅ t1  Tц −  + tпров + tок   a  l= , µ ⋅ k0 ⋅ S  N  + η ⋅ sin α ⋅  t2 +  k1 ⋅ n1 ⋅ V P   где

Тц – продолжительность проходческого цикла, ч; N – количество шпуров, ч; t1 – время заряжания одного шпура, t1 = 0,04–0,05 ч; а – число проходчиков, участвующих в заряжании шпуров; tпров – время на проветривание забоя после взрыва, tпров = 0,25-0,5, ч; tок – время на окучивание взорванной породы, tок = 0,5, ч; t2 – время на оборку породы на 1 м подвигания тоннеля, t2 = 0,5-0,7, ч/м; η – коэффициент использования шпуров; α – угол наклона шпуров к плоскости забоя; 318

n1– V– µ– k0–

число одновременно работающих в забое бурильных машин; скорость бурения одной бурильной машины, м/ч; коэффициент излишка сечения, принимается µ = 1,12; коэффициент разрыхления пород, k0 =2,2 при f = 10—12, k0=2 при f = 4–8, k0 = 1,8 при f= 2–3; Р – производительность погрузочной машины по погрузке разрыхленной породы, м3/ч.

Диаметр шпуров определяется размером применяемых патронов ВВ. В настоящее время в странах СНГ изготавливаются патроны ВВ диаметром 28, 32, 36, 45 мм. Диаметр шпуров должен обеспечить легкий ввод патрона в шпур. Однако зазор должен быть незначительным, чтобы не снизить взрывное действие ВВ. Оптимальным соотношением диаметров шпура и патронов ВВ является dшп: dп=1,2. В зарубежной практике диаметр шпуров применяется в зависимости от принятых типов бурового оборудования и погрузочных средств. При применении легких бурильных и погрузочных машин диаметр шпуров применяют 32-38 мм, тяжелых бурильных машин и установок и экскаваторов с вместимостью ковша до 1м3– 75-85 мм, а при вместимости ковша 2 м3 и более – 100-114 мм. 11.4. Параметры буровзрывных работ при разработке нижнего уступа забоя тоннеля Расположение шпуров (скважин) при разработке нижнего уступа. При разработке нижнего уступа расположение шпуров может быть горизонтальным – параллельным оси тоннеля (рис. 11.3, а) и нисходящим – вертикальным или наклонным (рис. 11.3, б). а)

А

б)

А-А

А

Рис. 11.3. Схемы расположения скважин в нижнем уступе 319

К преимуществам горизонтального расположения шпуров можно отнести: использование того же бурового оборудования, что и при разработке верхнего уступа; мелкое дробление; кучную укладку после взрыва; высокий КИШ; ровную поверхность тоннеля. К недостаткам – последовательность работ по бурению и погрузке породы. При нисходящем расположении скважин обеспечивается полная независимость работ по бурению скважин и погрузке породы. К недостаткам буровзрывных работ этой схемы расположения шпуров относятся необходимость специального бурового оборудования для бурения нисходящих скважин, менее равномерное дробление породы, неровная поверхность почвы. Преимущества нисходящего расположения скважин обеспечили этому способу повсеместное применение на практике. Расход ВВ. Удельный расход ВВ, кг/м3, при разработке нижнего уступа может быть принят из соотношения

qниж = 0,75 qверх . Подставив значение qверх в формулу (11.1), получим

qниж = q1 f1 e d . Ориентировочные значения qниж можно принимать в зависимости от крепости пород: коэффициент крепости пород f... 5-6 расход ВВ, кг/м3 0,4

7-8 0,5

9-10 0,6

11-12 0,7

Диаметр скважин в значительной мере определяет степень дробления породы, соблюдение проектного контура тоннеля и величину сейсмического эффекта, от которого зависит состояние обделки в верхнем уступе. Диаметр скважины d, мм, зависит от высоты уступа и определяется из выражения d =(0,07–0.08) Нуст, где Нуст – высота уступа, Нуст = 6 – 12 м. При погрузке погрузочными машинами типа ПНБ диаметр шпуровскважин принимают равным 40-50 мм; экскаваторами с вместимостью ковша 1 м3 – d = 75 – 85 мм; с вместимостью ковша 2 м3 – d= 100 – 110 мм. Число скважин в ряду при нисходящем расположении в нижнем уступе (рис. 11.4.) определяется из выражения В N = +1, в где В – ширина уступа, м; в – расстояние между скважинами в ряду, м, в =m W, здесь m– коэффициент сближения скважин , m= 0,9-1; 320

W – линия наименьшего сопротивления, которая определяется из выражения W= а d, здесь d– диаметр заряда, мм; а– коэффициент взрываемости пород, который можно принимать в зависимости от свойств породы: а = 45–50; а = 35–40; а = 30–35,

легковзрываемые средневзрываемые трудновзрываемые

В практике линия наименьшего сопротивления W принимается равной 2 – 2,2 м, угол наклона нисходящих скважин – 65-80°. Длина скважин нижнего уступа определяется из выражения lск = Нуст + lпер, где lпер – величина перебура скважины ниже почвы уступа, принимается равной 0,3 W. Расположение шпуров и скважин при сооружении сплошным забоем и разработке верхнего уступа. При сооружении тоннеля сплошным забоем и разработке верхнего уступа применяются врубы – отрывающие и разрушающие. К отрывающим Рис. 11.4. Схема к расчету числа скважин относятся – многоклиновые (рис. в нижнем уступе 11.5, а) или веерные (рис. 11.5, б); к разрушающим – щелевые (рис. 11.6, а), «Коромант» (рис 11.6, б). На рис. 11.5, а показана схема расположения шпуров с двухклиновым врубом в верхнем уступе тоннеля. Расположение шпуров предусматривает контурное взрывание. Пересекаемые породы – песчаник. Общее число шпуров – 133, взрывание шпуров производится в 8 серий (зоны, взрываемые в каждую серию обозначены римскими цифрами), подвигание забоя за цикл – 3,6 м. На рис. 11.5, б показана схема расположения шпуров с веерным врубом в верхнем уступе тоннеля. Общее число шпуров – 117, для образования вруба принято 5 серий короткозамедленного взрывания, а для остальных шпуров – 9 серий замедленного. Глубина шпуров – от 3,5 до 8,2 м. Подвигание забоя за взрыв – 6 м. На рис. 11.6, а показан вруб в виде вертикальной щели, состоящий из 9 шпуров, заряжаемых через один, и 8 шпуров врубово-вспомогательных. Вруб типа «Коромант» (рис. 11.6, б) включает две центральные незаряжаемые скважины диаметром 75 мм, 6 шпуров диаметром 50 мм первого 321

а)

б)

Рис. 11.5. Отрывающие врубы: цифры у шпуров – номера электроденотаров по ступеням замедления; в квадратиках – короткозамедленные 322

а

б

Рис. 11.6. Разрушающие врубы

круга расширения и 6 шпуров второго круга расширения. Глубина шпуров 4 – 4,5 м, взрывание вруба производится в две очереди. Отрывающие врубы более сложны по схеме их расположения, их более трудно бурить и обеспечить правильность заданного направления. Разрушающие врубы легче обуривать, они обеспечивают более высокую эффективность взрывных работ, особенно в крепких породах. 11.5. Буровое оборудование В качестве бурового оборудования при сооружении тоннелей применяют буровые рамы, оснащенные бурильными машинами ударно-поворотного или вращательно-ударного действия, и бурильные установки. Буровые рамы – жесткие пространственные конструкции, на которых монтируются манипуляторы с бурильными машинами. Их можно разделить на две группы: буровые рамы на рельсовом ходу (рис. 11.7.) и буровые рамы на пневмоколесном ходу (рис. 11.8.). На каждой раме монтируется 7-15 машин. Буровые рамы на рельсовом ходу применяются при площади поперечного сечения S до 100 м2; при S >100 рама становится громоздкой. Рамы на пневмоколесном ходу более мобильны. В зависимости от ширины тоннеля могут применяться 1-2 рамы. После обуривания их можно ставить у свободной боковой стенки друг за другом. Площадь поперечного сечения, приходящаяся на одну бурильную машину, колеблется от 1,65 до 9 м2, оптимальной считается – 3-3,5 м2. Бурильные машины размещаются на ярусах буровых рам так, чтобы каждый шпур в забое можно было обурить как минимум двумя бурильными машинами. На буровой раме монтируются устройства для централизованной смазки бурильных машин (ресиверы), станок для заточки буровых коронок, воздухонаг323

Рис. 11.7. Буровые рамы на железнодорожном ходу

реватель для предотвращения образования тумана, кран-укосина для подъемаспуска оборудования, 2-4 светильника мощностью 400-500 Вт. Для удобства обслуживания бурильных машин на всех ярусах буровой рамы имеются рабочие подмости, на которых размещаются комплекты буров, распределители сжатого воздуха, бачки со смазочными материалами, водой. Платформы буровой рамы соединяются между собой лестницами. Буровые рамы на железнодорожном ходу применяют главным образом при сооружении железнодорожных тоннелей, когда площадь поперечного сечения постоянна и протяженность тоннеля значительна.

Рис.11.8. Буровые рамы на пневмоколесном ходу 324

Буровые рамы на пневмоколесном ходу обычно монтируют на автомашине большой грузоподъемности или трейлере, буксируемом трактором или автомашиной. Рамы оборудуются гидравлическими домкратами, которыми они раскрепляются в забое при бурении. В зависимости от ширины тоннеля в забое размещается одна или две буровые рамы. При использовании двух рам проемы между ними во время бурения или заряжания перекрываются щитами. Бурильные установки. Для бурения шпуров часто применяются бурильные установки, предназначенные для ведения работ в выработке до 30º, смонтированные на гусеничном или пневмоколесном ходу и оборудованные главным образом бурильными машинами вращательно-ударного действия. В настоящее время чаще всего применяется самоходная бурильная установка СБУ-2М, оборудованная двумя бурильными машинами вращательно-ударного действия. Высота обуривания – 5,5 м, ширина с одной позиции – 5,5-6 м. Число бурильных установок принимается из расчета: одна установка на 12 м2 площади сечения тоннеля. Буровое оборудование, применяемое при разработке нижнего уступа забоя тоннеля. При разработке нижнего уступа тоннеля применяются бурильные машины, приспособленные для бурения вертикальных скважин. К ним относятся станки с пневмоударниками и самоходные малогабаритные бурильные машины вращательно-ударного действия (табл. 11.1). Таблица 11.1 Характеристика бурильных машин Тип бурильного станка 1СПБУ-125 1СПБУ-125И 105; 125 105; 125 22 22 17,2 38 Гусеничный Пневмоколесный Тип бурильной машины СМБК-5 СБУ-70У НКР-100М 105 60-70 105 35 50 50 11 16 2,8 10-12 20 10-12 3,34 3,0 0,6

Показатели Диаметр скважины, мм Глубина бурения, м Мощность двигателя, кВт Способ перемещения Диаметр скважины, мм Глубина бурения, м Мощность двигателя, кВт Производительность, м/смену Масса, т

Число бурильных установок принимается из расчета 4-5 м ширины тоннеля на 1 установку СМБК-5 и 3-5 м на одну установку СБУ-70. 11.6. Организация работ по бурению и заряжанию шпуров и проветриванию забоя тоннеля Перед началом бурения шпуров при помощи теодолита устанавливают направление тоннеля. Затем краскопультом яркой краской размечают линии расположения шпуров. Забой разбивают на зоны, в каждой зоне 14 шпуров. 325

Эта операция занимает 30-35 мин. Затем подгоняют буровую раму (установку), закрепляют её, подсоединяют воздух, воду. Включают освещение, бурильным машинам придают соответствующие направления (20-25 мин.). После взрывания производят тахеометрическую съемку контура, наносят на контурный лист. Этот лист является первичным документом оценки качества обуривания. Заряжание и взрывание шпуров. Заряжание шпуров весьма длительная операция, она составляет 2,4-3 мин. на один шпур, при заряжании вручную на нее затрачивается 3-4,5 ч или 15-20 % продолжительности цикла. Для механизированного заряжения гранулированным ВВ применяется серийно выпускаемая машина ПМЗШ-2, которая имеет подъемноповоротный механизм 1, загрузочный бункер ВВ 2, гидравлический корректор 3, пульт управления 4, рабочую кабину 5, промежуточный бункер ВВ 6 на четыре пневмозарядника, опорные домкраты 7.

Рис.11.9. Машина ПМЗШ-2

Высота подъема рабочей кабины 10 м; фронт заряжания 8-12 м; угол поворота стрелы 360°; грузоподъемность 400 кг; вместимость бункера 0,8 м3. Бункер машины загружается гранулированным ВВ на складе взрывчатых материалов пневматическим насосом. В забое машина подключается к сети сжатого воздуха. Затем рабочая камера, бункер с пневмозарядчиком и трубопроводами сжатого воздуха поднимаются к забою и производится зарядка шпуров. Общее время заряжания шпура глубиной 4 м составляет в среднем 1,05 мин. Проветривание забоя. Тоннели могут проветриваться сквозной струей воздуха и при помощи вентиляторов с применением магистральной и комбинированной схем проветривания. Проветривание сквозной струей воздуха может быть осуществлено с использованием параллельных выработок, скважин или стволов, пройденных с поверхности. Проветривание тупиковых тоннелей осуществляется при помощи вентиляторов, устанавливаемых у портала тоннеля, путем нагнетания воздуха по 326

трубам. При длине тоннеля до 1 км у портала устанавливают один вентилятор, который подает воздух по металлическому трубопроводу диаметром 1÷1,2 м (рис 11.10, а). Расстояние от конца трубопровода до забоя тоннеля обычно принимается от 50 до 80 м (величина зоны отброса взрывных газов L3).

а)

б)

в)

г)

Рис. 11.10. Схемы проветривания забоя

При длине тоннеля до 1,5 км проветривание осуществляется одним вентилятором по двум трубопроводам: металлическому 1 диаметром 1,2 м, доводимому до забоя, и гибкому 2 диаметром 1 м (рис 11.10, б), который не доводится до забоя на 300 м для проветривания выработки в зоне возведения постоянной обделки. Для обеспечения равномерной подачи свежего воздуха по длине тоннеля в трубопроводах через каждые 80-100 м прорезаются окна, оборудованные заслонками для регулирования подачи воздуха через них в тоннель. 327

При длине тоннеля от 1,5 до 2,5 км проветривание осуществляется при помощи двух вентиляторов по трем трубопроводам (рис. 11.10, в). Вентилятор 1 нагнетает воздух по двум трубопроводам (металлическому диаметром 1,2 м, и гибкому диаметром 1 м), вентилятор 2 – по гибкому трубопроводу диаметром 1 м. При весьма длинных тоннелях возможно применение нескольких последовательно включенных в один трубопровод вентиляторов на расстоянии один от другого, исключающем рециркуляцию воздуха. На рис. 11.10, г показана комбинированная схема проветривания. В этом случае для замены перемычки, которая вызывает затруднение в организации транспорта, следует использовать воздушно-водяные завесы, создаваемые туманоуловителями. Количество воздуха Qз, м3/с, необходимое для подачи в забой определяется согласно «Рекомендациям по проектированию, монтажу и эксплуатации систем вентиляции при строительстве тоннелей» с учетом следующих факторов: – наибольшее число людей, находящихся в забое:

Qз = qn N / 60 , где qп – норма подачи воздуха на одного человека, равная 6 м3/мин; N – максимальное число людей, одновременно работающих в забое; – скорость движения воздуха, которая должна быть не менее 0,15 м/с и не более 4 м/с (в период строительства):

Qз = vmin ⋅ S , где vmin – минимальная скорость движения воздуха в тоннеле; S – площадь поперечного сечения выработки, м2; – количество ядовитых газов, образующихся при взрыве ВВ; расход воздуха по этому фактору определяется в зависимости от способа и условий проветривания по нижеприведенной методике. При нагнетательном способе проветривания свободной струей:

Qз =

C V ln 0 , k T t CД

где V – объем призабойной зоны тоннеля (объем выработки между срезом вентиляционного воздуховода и забоем), м3; t – время проветривания, с; kТ – коэффициент использования струи, k T = 0,45 ⋅ S / d n ; здесь dn – приведенный диаметр вентиляционной трубы, м, при расположении трубы в верхнем или нижнем углу выработки он равен двум диаметрам трубы, при расположении в кровле – 1,5 диаметра; 328

С0 – начальная концентрация газов, %,

C0 = A B / (10 L3 S ) ; здесь А – расход ВВ по паспорту буровзрывных работ, кг; В – количество условного оксида углерода, образующегося при взрыве 1 кг ВВ (40-60 л); L3 – расстояние от среза вентиляционного воздуховода до забоя, м, L3 = (4 ÷ 5) S ;

СД – максимально допустимая концентрация условного оксида углерода, равная 0,008% по объему. При нагнетательном способе проветривания с ограниченным потоком: Q3 = 0,123

3

Q q2 , ny2 C Д

где Q – количество воздуха, необходимое для статического разжижения газов ВВ по всей выработке до допустимой концентрации, м3/с, Q = A B / (10 C Д t ) , здесь q – количество воздуха, которое необходимо подать в выработку для однократного обмена, м3/с, q = SL / t , здесь L – длина тупиковой выработки, м; ny – коэффициент, учитывающий утечки из воздухоотвода, 2 d   ny = 1 / 3 k L R + 1 ; m   здесь α – коэффициент аэродинамического сопротивления труб; d – диметр трубы, мм; m – длина звена трубы, м; k – удельный стыковочный коэффициент, при качественной стыковке труб k= 0,0005; R – аэродинамическое сопротивление вентиляционного трубопровода, кµ, αL R = 6,5 5 . d Значения α и R для наиболее распространенных типоразмеров вентиляционных труб и горных выработок приведены в табл. 11.2. При комбинированном способе проветривания первоначально рассчитывают количество воздуха, подаваемого в забой нагнетательным вентилятором, по ранее приведенным формулам для ограниченного потока, подставляя вместо L значение LВС – расстояние от среза всасывающего воздуховода до забоя. Тогда количество воздуха Q, м3/с, удаляемого всасывающим вентилятором, из условия исключения рециркуляции загазованного воздуха определяют для следующих схем: – без перемычек Q ≥ 1,3 Q3; – с перемычкой или завесой Q ≥ 1,1 Q3. 329

Таблица 11.2 Значения коэффициентов аэродинамического сопротивления Вентиляционные трубы и горные выработки

Коэффициент аэродинамического сопротивления α·104

Аэродинамическое сопротивление 100 м труб R, кµ

3,5 3,2 2,9 2,3 2,0

7,28 2,68 0,58 0,16 0,05

4,0 3,2 2,2 1,7

0,52 0,32 0,18 0,11

10

–

12 8 5

– – –

Трубы: металлические диаметром, мм: 500 600 800 1000 1200 из специальной ткани диаметром, мм: 500 600 800 1000 Горные выработки: незакрепленные, пройденные буровзрывным способом закрепленные анкерами с сеткой закрепленные набрызг-бетоном закрепленные бетоном

Для проветривания сквозных выработок необходимое количество свежего воздуха Qз, м3/с, при сооружении нижнего уступа тоннеля в случае пройденной и забетонированной верхней его части составит: SL 10S 2 (3 + ln Co ) . Qз = T + LT + Dпр t t где Lт – длина проветриваемого участка, м; Dпр – приведенный диаметр проветриваемого участка тоннеля, м. Продолжительность проветривания 30-40 мин. Для очистки выхлопных газов (окиси углерода, сернистого газа, окислов азота и др.), получаемых при работе двигателей внутреннего сгорания (бульдозеров, экскаваторов, автосамосвалов и т.д.), необходимо применять каталитические нейтрализаторы типа НКД-180, НКД-110, ВТКН-1, КГГ-3. Приведение забоя в безопасное состояние осуществляется путем тщательного остукивания и оборки отслоившихся кусков породы. Оборка производится с гидроподъемников типа МШТС (табл. 11.3.) с помощью отбойных молотков и ударно-скалывающих машин. Таблица 11.3 Техническая характеристика гидроподъемников Показатели МШТС-2Т Наибольшая высота подъема, м 17,8 Грузоподъемность, кг 400 Угол поворота стрелы, градус 360

Время на оборку составляет 0,5 – 0,7 ч на 1 м подвигания. 330

МШТС-2ТП 11 800-900 360

11.7. Погрузка и транспортировка породы Погрузка породы осуществляется экскаваторами, погрузочными машинами типа ПНБ и одноковшовыми погрузчиками фронтального типа. Наибольшее распространение имеют одноковшовые экскаваторы с прямой лопатой. У них, по сравнению с наземными, укорочена стрела, уменьшен радиус поворота, меньшая длина корпуса. Технические характеристики основных типов экскаваторов приведена в табл. 11.4. Таблица 11.4 Характеристики экскаваторов, применяемых при строительстве тоннелей Тип экскаватора

Вмести- Мощность мость двигателя, 3 ковша, м кВт

Э – 7515

Масса, т

Минимальные размеры тоннеля, м ширина

высота

0,75

84

20,2

7

6

1

55

35,6

10

6

1,25

80

76,3

12

10

ЭО – 7114

2

140

89

18

14

ЭО – 5114

1.2

55

33,4

"Ландсверк" КL250

1

80

33

8,6

5,8

"Бьюссайрус" 42 – В

1

80

33

7

5,3

ЭП – 1 Э – 1251

S= 35 м2

Для окучивания разброса породы после взрывных работ применяются бульдозеры с двигателями внутреннего сгорания, что значительно усложняет проветривание тоннеля. В настоящее время серийно выпускаются бульдозеры типа БЭМ с электрическим двигателем. Находят применение при погрузке пород одноковшовые фронтального типа погрузчики на пневмоколесном и гусеничном ходу (табл. 11.5). Таблица 11.5 Характеристика погрузчиков Тип погрузчика

Вместимость ковша, м3

Высота разгрузки, м

Д – 538 Д – 660 Д – 584 Д – 574 Д – 534

1,25 2,2 3,0 0,85 2,8

2.3 – 3,3 2,8 3,3 331

Мощность электродвигателя N, кВт 95 – 105 200 180 – 240 75 140

Масса, т 8,5 15,8 18,3 8,5 23

Автосамосвал часто из–за малой ширины тоннеля нужно ставить сзади экскаватора, что увеличивает продолжительность цикла поворота на 40–60%, это резко снижает производительность экскаватора. Одноковшовые погрузчики фронтального типа имеют малый размер, высокую мобильность, сменное оборудование с ковшом различной емкости, разрыхлители, челюстные захваты для длинномерных материалов, бульдозерный лемех, малую металлоемкость и высокую производительность – 100 – 180 м 3/ч. Транспортное оборудование. Транспортирование породы осуществляется автосамосвалами, реже рельсовым транспортом. Чаще применяются самосвалы-полуприцепы, они обеспечивают разворот в более узких тоннелях. Подъезд самосвала осуществляется с петлевым разворотом (рис. 11.11, а). Он возможен, когда В ≥ 1,8 l (В – ширина тоннеля, l – длина самосвала). В более узких тоннелях через 80 – 100 м устраиваются ниши длиной 5 м, шириной 3,5 м (рис. 11.11, б) или укладывается металлическая плита на расстоянии 15 – 20 м от забоя с размерами 8×3 м и толщиной 15 мм (рис. 11.11, в).

а)

б)

в)

Рис. 11.11. Схемы разворота автосамосвала в тоннеле

332

Самосвал наезжает передними колесами на плиту и лебедкой разворачивается в рабочее положение. Эта схема применима при В ≥ 1.4 l. Скорость движения самосвала – 18-22 км/ч, а при длине тоннеля менее 1 км снижается на 40-50%. За рубежом для транспортирования породы применяются думперы – челночные автосамосвалы с поворотным управлением. Грузоподъемность 6-15 т (фирмы «Нормет», «Эймко», «Кебл»). При небольшой протяженности тоннеля можно применять погрузочно-транспортные машины типа ПТ-4; 6; 10 и 16 с вместимостью бункера 1,5; 2,5; 4,0 и 6,0 м3 или погрузочнодоставочные ПД-2, 5, 8 и 12 с вместимостью ковша 1; 2,5; 4,5 и 8 м3. При сооружении тоннелей большой протяженности, когда возникают трудности с проветриванием, применяется рельсовый транспорт – вагонетки с колеей 900 мм, вместимостью до 30 м3; в состав входит 4 вагона, которые загружаются фронтальными грузчиками. Анализируя применяемые виды транспорта, можно отметить, что при применении автосамосвалов обеспечивается большая маневренность, простота организации работ, высокая производительность, упрощается процесс отвалообразования. Недостатки автотранспорта: трудоемкость проветривания, применение в связи с этим в небольшой длины тоннелях, сложность маневров, снижение производительности экскаваторов в узких тоннелях. Рельсовый транспорт целесообразно применять при использовании большегрузных составов, сооружении тоннелей большой протяженности, весьма сложном рельефе поверхности. 11.8. Подземные дороги Для безаварийной работы автотранспорта необходимо покрытие из бетона толщиной 15-20 см или из щебня, пропитанного битумом. Лучшим является покрытие, состоящее из щебня толщиной 20 см с размером фракций 40-70 мм, слоя щебня толщиной 10 см с диаметром фракций 10-20 мм и слоя вяжущего толщиной 30-70 мм, состоящего из смеси битума, извести и цемента. Ширина покрытия 7-8 м. По бокам укладываются колесоотбойные брусья. Дорога с таким покрытием обеспечивает эксплуатацию большегрузных самосвалов (до 120 кН на один скат) и скорость движения до 30-40 км/ч. 11.9. Временное крепление тоннелей В качестве временной крепи тоннелей применяются металлическая арочная, анкерная и набрызг-бетонная. Металлическая арочная крепь состоит из двутавровых балок 1 с номером профиля 22-26. Соединение – болтовое с помощью накладок или фланцев (рис. 11.12). Расстояние между арками 0,51,5 м. Для продольной устойчивости устанавливаются межрамные деревянные распорки 2 диаметром 18 см. Пространство между арками перекрывают деревянными или армоцементными затяжками. Установка крепи производится с применением гидроподъемника МШТС. 333

Рис. 11.12. Временная крепь верхнего уступа тоннелей

Анкерная крепь применяется в крепких слаботрещиноватых породах. Длина анкеров 2-2,5 м, диаметр – 16-25 мм. Расстояние между анкерами в ряду и между рядами – 1,2-1,5 м. В сочетании с анкерами применяются опорные плитки или сетка, плетенная из проволок диаметром 6 мм с размером ячейки 60×60 мм (рис. 11.13.). Набрызг-бетонная крепь применяется в прочных однородных породах, не имеющих явно выраженных нарушений и струйного выделения воды. Набрызг-бетон обладает высокой прочностью и хорошим сцеплением с породой, снижает аэродинамическое сопротивление, позволяет лучше использовать площадь сечения, упрочняет породы. В состав набрызг-бетона входит цемент (портландцемент, шлакопортладцемент класса В30 – В40 при расходе 350-400 кг на 1 м3 сухой смеси) и заполнитель (гравий, крупнозернистый песок с диаметром зерен 5-25 мм). Водоцементное отношение составляет 0,35 – 0,45. 334

Рис. 11.13. Временная анкерная крепь с металлической сеткой

Для нанесения набрызг-бетона применяются машины типа БМ, технические характеристики которых приведены в табл. 11.6. Таблица 11.6 Технические характеристики машин для безопалубочного бетонирования Показатель Производительность, м3/ч Дальность подачи, м: по горизонтали по вертикали Крупность зерен, мм Диаметр шлангов, мм Давление, Па: для сухой смеси для воды Толщина наносимого слоя, мм Длина заходки, м Длина защитного слоя над арматурой, см Численность звена, чел. Производительность при толщине 6-8 см, м2

Тип машины БМ – 70 5–6 250 150 100 50 25 30 50 – 90 20 – 30 на 1,5 Па больше от 25 до 70 6 – 10 не менее 2 2 40–45

БМ – 68

Обделка из набрызг-бетона возводится в непосредственной близости от забоя. Слой набрызг-бетона толщиной 25-30 мм наносится сразу после взрывных работ. Чтобы не было оплывания набрызг-бетона, в него вводятся добавки – ускорители схватывания в виде хлористого кальция, жидкого стекла, алюмината натрия, фтористого натрия (2-3% от массы цемента). 335

11.10. Возведение обделки тоннелей В настоящее время наиболее широко применяются обделки из монолитного бетона, набрызг-бетонная, комбинированная из прессованного бетона, железобетонных блоков и тюбингов, металлических тюбингов. Монолитная бетонная обделка. Основным минеральным вяжущим является портландцемент. Крупный заполнитель – щебень размером до 40 мм. Мелкий заполнитель – чистый мытый кварцевый или кварцево-полевошпатовый песок с содержанием пылевидных, глинистых и легких фракций не более 3% и модулем крупности от 1,5 до 4. Состав Ц:П:Щ 1:1,5:3,5; 1:2,5:3,5; В:Ц=0,5-0,55. Расход 280-320 кг/м3, осадка конуса 6 – 8 см, время твердения 2 – 5 ч. Оборудование для изготовления бетона: стационарный центральный бетонный завод при большом объеме горно-строительных работ; стационарный или передвижной бетонный завод у портала с производительностью 10-15 м3/ч; бетонорастворные узлы, располагаемые в тоннеле при их значительной протяженности (3-4 км) и площади сечения более 50 м2 Анализируя условия приготовления и доставки бетонной смеси к месту укладки, можно сказать, что качество бетона стационарного завода значительно выше, так как дозировка составляющих соответствует нормативной, кроме того эти заводы обслуживают строительство ряда объектов, что снижает накладные расходы и стоимость товарного бетона. Недостатком получения бетона с центрального бетонного завода является незначительное расстояние от объектов строительства, не превышающее 4-5 км, а также необходимость иметь хорошие дороги. Предельная продолжительность доставки бетонной смеси при применении цементов с началом схватывания не более 1 часа может быть принята для южных районов не более 30 мин, а северных – до 60 мин. Отсюда расстояние доставки бетонной смеси автосамосвалами – до 3-4 км. Если расстояние больше, применяются автобетоносмесители, автобетоновозы и бетоновозы на рельсовом ходу. Автобетоносмесители бывают двух типов: с гравитационным и принудительным перемешиванием. Первые используются для приготовления пластичных бетонов, вторые – жестких бетонов. Технические характеристики автобетоносмесителей приведены в табл. 11.7. Таблица 11.7 Характеристики автобетоносмесителей Тип автобетоносмесителя Показатели С – 1036 С – 942 3 Объем замеса, м 2 – 2,5 3,2 Частота вращения, об/мин 8,5 – 12 9,15 – 14 Продолжительность перемешивания, мин 15 – 20 15 Скорость движения, км/ч 30 60 Масса, т 3,3 13,3 База МАЗ – 503 КРАЗ – 258 336

Укладка бетонной смеси может быть осуществлена при помощи пневмобетоноукладчиков (табл 11.8.). и бетононасосов (табл 11.9.). Пневмобетоноукладчики нецелесообразно применять при бетонировании густоармированных конструкций в напорных тоннелях и в тоннелях при наличии облицовки из металлической обечайки. Таблица 11.8 Характеристики пневмобетоноукладчиков Показатели Производительность, м3/ч Дальность транспортирования, м: по горизонтали по вертикали

Тип пневмобетоноукладчиков ПБУ–300 ПБУ =500 ПБУ – 800 3 15 24

Диаметр, мм Вместимость камеры, м

3

200 35

200 35

200 35

150

150

150 – 180

0,3

0,5

0,8

Бетононасосы подразделяются на поршневые (типа СБ) и работающие по принципу продавливания бетонной смеси, которые рекомендуются для обеспечения отделки повышенного качества. Таблица 11.9 Характеристики бетононасосов Тип бетононасоса Показатели Производительность, м3/ч Дальность транспортирования, м: по горизонтали по вертикали

5

10

40

«Сквизинг» А В 4-20 6-45

100 10

250 40

250 30

150 20

45 70

Диаметр трубопровода, мм

150

150

290

75-115

100-115

40

40

120

30

38

11

17

60

60-80лс

80лс

3,0 0,83 1,0 1,05

2,46 1,35 1,7 2,84

5,94 2,0 3,17 12,0

4-5,2 1-2,3 1,5-2,3 3,3-7,5

4,6-8,4 1,5-2,3 1,7-3,6 5,9-10,2

Максимальная крупность заполнителя, мм Мощность двигателя, кВт Основные размеры, м длина ширина высота Масса, т

СБ-68

СБ-9

СБ-7

Для возведения отделки применяются различные конструкции опалубки: переставные, сборно-разборные тюбинговые и передвижные механизированные (одно и многосекционные). Переставная опалубка состоит из двух секций длиной 3 м. Каждая секция состоит из кружальных арок, устанавливаемых через 1 м. Каждая арка 337

состоит из двух стеновых и одного сводного звена, сборной деревянной палубы и установочных рашпанов. Опалубка ставится на опорных брусьях (рис 11.14). Отрыв бетона производится при помощи трех винтовых домкратов и фаркопфа. Перемещение опалубки производится лебедкой по опорным брусьям. Затраты труда на монтаж и демонтаж опалубки составляют 13-17 чел.-ч на 1 м, а затраты времени – 3,5-5 ч. Сборно-разборная тюбинговая опалубка ОМТ–1 состоит из 15 металлических тюбингов, в том числе: двух опорных 1, десяти нормальных 2, двух смежных 3 и одного замкового 4 (рис. 11.15).

Рис. 11.14. Переставная опалубка

338

Рис. 11.15. Сборно-разборная тюбинговая опалубка ОМТ–1

Отрыв опалубки производится с помощью винтовых домкратов 5, вмонтированных в тюбинги. Ширина кольца тюбингов – 1,5 м. В один комплект опалубки входит: девять колец – 13,5 м; восемь (12 м) на новую заходку; одно кольцо остается на старой как направляющее. Монтаж опалубки и ее разборка осуществляется при помощи эректора 6, смонтированного на самоходной портальной тележке 7, перемещающейся по рельсовым путям. Эректор может перемещаться по порталу в поперечном направлении. Стрела эректора поворотная, телескопически удлиняющаяся. Монтаж тюбинговой опалубки начинается с установки опорных тюбингов на выровненную бетонную дорожку 10. Опорные тюбинги закрепляются при помощи вертикальных домкратов 11, и для предотвращения смещений опалубки – анкерами 12. Арматурный каркас 13 закрепляется анкерами в бетонной подготовке. Далее при помощи эректора устанавливаются нормальные, смежные и замковый тюбинги, которые соединяются между собойболтами. Механизированная односекционная передвижная опалубка (рис 11.16.) имеет длину 6 – 6,2 м и состоит из портальной рамы – перестановщика 1, верхней секции 2 и двух боковых 3. Портальная рама несет все нагрузки при бетонировании и служит для перестановки. Верхняя и боковые секции соединены шарнирами 6. Давление на перестановщик от верхней секции опалубки передается через четыре опорных домкрата 4, а от боковых секций – через четыре домкрата 5. Для закрепления перестановщика при отрыве опалубки служат зах-

339

Рис. 11.16. Механизированная односекционная передвижная опалубка

ваты 7. Портальная рама-перестановщик устанавливается на рельсовом пути, уложенном на бетонном основании 8. При отрыве верхняя секция опалубки опускается при помощи домкратов 4 на 10-12 см, а боковые секции стягиваются домкратами 5 на 10-20 см. Контрольные вопросы 1. 2. 3. 4. 5.

Какие схемы сооружения тоннелей Вы знаете? Как определяются параметры буровзрывных работ при проходке сплошным забоем? В чем особенности ведения взрывных работ при разработке верхнего уступа? Какие схемы расположения шпуров применяют при разработке нижнего уступа? Какое буровое оборудование может применяться при проходке тоннелей? Укажите область применения различных видов оборудования. 6. Как механизируется процесс заряжания шпуров при проходке тоннелей? 7. Приведите схемы вентиляции тоннелей. Какова их область применения? 8. По каким факторам определяется расход воздуха в забое тоннеля? 9. Какие горные и строительные машины могут применяться для погрузки и транспортировки породы при проходке тоннелей? 10. Каково строение подземных дорог для движения автотранспорта по тоннелю? 11. Какие конструкции временных крепей используются при проходке тоннелей? 12. Как возводится монолитная бетонная обделка тоннелей? Как механизируются бетонные работы? 13. Какое оборудование используется для возведения тюбинговой крепи тоннелей?

340

12. СООРУЖЕНИЕ ТОННЕЛЕЙ В ПОРОДАХ СРЕДНЕЙ КРЕПОСТИ И МЯГКИХ 12.1. Способы сооружения тоннелей По трассе тоннелей значительной протяженности могут быть породы с различными физико-механическими свойствами и всевозможными нарушениями (большой трещиноватостью, раздробленностью, отсутствием связи между разрушенными, перемятыми фракциями). В таких условиях проходить тоннель полным сечением невозможно, процесс отделения породы приходится производить отдельными участками с применением временной крепи и средств малой механизации. В этих горно-геологических условиях применяют следующие способы сооружения тоннелей: – последовательное раскрытие профиля на полное сечение; – раскрытие в первую очередь сводчатой части сечения тоннеля или методом опертого свода; – раскрытие в первую очередь сечения тоннеля по контуру или методом опорного ядра. При последовательном раскрытии тоннеля на полное сечение (рис. 12.1) в первую очередь проходят нижнюю 1 и верхнюю 2 штольни на 20-25 м, сбивая их между собой через каждые 6-10 м фурнелями 3, служащими для спуска породы при разработке сводовой части тоннеля (калотты). Нижняя штольня (сечением 12-16 м2 в зависимости от типа и габаритов транспортных средств) располагается в основании тоннеля и служит для транспортирования породы, доставки материалов, оборудования, вентиляции. Верхняя штольня проходится малым сечением 6-8 м2, предназначается для развития работ в калотте. Разработка ее начинается с укладки через 1,5-2 м перпендикулярно к оси штольни в канавки глубиной 0,5 м бревен, называемых малыми швеллерами 4. Далее под верхняки крепи верхней штольни укладывают продольные прогоны (лонгарины) 8, поддерживаемые стойками-штендерами 5, опирающимися на малые швеллеры. По мере выемки горной массы в каждую сторону на 0,6-1,0 м укладывают следующие лонгарины, поддерживаемые штендерами. Между лонгаринами пробиваются распорки 7, а кровля затягивается деревянными затяжками – марчеванами 9. Когда на концах швеллера малой калотты не размещается уже штендер, приступают к разработке большой калотты. Между швеллерами малой калотты делают поперечные траншеи на глубину 0,5 м от уровня основания малого швеллера, в них укладывают большой швеллер 6 (составное по длине бревно диаметром 30-32 см, обтесанное на два канта). Укладка большого швеллера должна быть немного меньше ширины тоннеля на уровне пят. Ранее уложенные лонгарины подпирают штендерами, устанавливаемыми на большой швеллер. 341

9

7

8

5 4

6

11 10

Рис. 12.1. Схема сооружения тоннеля с расширением его на полное сечение: I – V – этапы работ

Штендеры тщательно расклиновывают, удаляют малый швеллер и короткие штендеры. Когда большая калотта будет разработана на полное сечение, приступают к разработке нижней части – штроссы. Для этого в нижней штольне в одной вертикальной плоскости с большими швеллерами укладывают лежаки 10 – толстые отрезки бревен длиной 1,5-1,7 м. По мере разработки боков на них устанавливают штендеры 11, которые воспринимают нагрузку с больших швеллеров. Штендеры необходимо устанавливать так, чтобы они со штендерами большой каллоты образовали прямую линию. 342

После разработки тоннеля на полное сечение возводят обделку снизу вверх с обеих сторон одновременно. Завершив возведение обделки в звене протяженностью 6-8 м, за крепь нагнетают цементный раствор. Преимуществом этого способа является монолитность обделки, широкий фронт работ и довольно высокая скорость строительства – 1,5-2,5 м/сут. К недостаткам можно отнести большой расход материалов на возведение временной крепи, сложность ее конструкции, требующей высокой квалификации рабочих и значительных затрат ручного труда, податливость элементов временной крепи, достигающая 20-25 см, что требует увеличения размеров поперечного сечения в проходке. Из-за этого в черте городской застройки при строительстве тоннелей мелкого заложения этот способ применять нельзя. Сооружение тоннеля с раскрытием в первую очередь сводчатой части сечения или методом опертого свода может осуществляться по одноштольневой или двухштольневой схемам. При применении первой схемы проходят только верхнюю штольню 1, с нее расширяют калотту 2, возводят постоянную обделку 3 и под ее прикрытием разрабатывают среднюю часть штроссы 4, затем ее боковые части 5, 9 с последующим подведением стен обделки под пяты свода 6, 10. В последнюю очередь разрабатывается лотковая часть тоннеля 8 и бетонируется обратный свод 10 (рис. 12.2). Преимуществами одноштольневой схемы является безопасная и производительная разработка калотты, меньшая стоимость. Недостатком этой схемы является сложность в поставке материалов и транспортировке породы изза встречных потоков в одной выработке. Одноштольневая схема может рекомендоваться при строительстве тоннелей небольшой протяженности в устойчивых породах. При двухштольневой схеме производства работ методом опертого свода (рис 12.3, а) сооружение тоннеля начинают с проведения нижней штольни 1, из которой пробивают фурнели 2 и проходят верхнюю штольню 3, затем разраба-

Рис. 12.2. Одноштольневая схема производства работ методом опертого свода 343

тывают калотту 4 и возводят обделку свода 5. После набора бетоном свода 70% прочности (через 6-7 суток) разрабатывают среднюю часть штроссы 6, затем ее боковые части 7, 9 и подводят стены обделки под пяты свода 8,10, разрабатывают лоток тоннеля 11 и возводят обратный свод 12. Технологическая схема с опережающей калоттой (рис. 12.3, б) отличается тем, что в этом случае опережающей выработкой является калотта 1. После бетонирования свода 2 под его защитой разрабатывают центральную часть тоннеля 3, затем боковые части 4, 6 и бетонируют стены 5, 7 тоннеля. Разработку лотка 8 и бетонирование обратного свода 9 осуществляют так же, как и в ранее рассмотренных схемах с одной или двумя штольнями.

Рис. 12.3. Двуштольневая схема производства работ: а – методом опертого свода; б – методом опертого свода с опережающей калоттой; Fк – площадь поперечного сечения каллоты; нумерация позиций соответствует очередности проведения участков тоннеля

Преимущество двухштольневой схемы строительства – независимость транспортных потоков породы и материалов. Это преимущество – предопределяющее, из-за которого двухштольневая схема применяется в большинстве случаев во всем мире при строительстве тоннелей, так как она более универсальна. Работы при двухштольневой схеме начинаются с проведения нижней штольни (рис. 12.4). С отставанием примерно на 30 м проходят верхнюю штольню, которую через каждые 8-12 м сбивают с нижней фурнелями (этап I). Далее у верхней штольни в обе боковые стороны симметрично разрабатывают калотту (этап II). Временная крепь состоит из лонгарин и штендеров. Штендеры опираются через подкладки из досок непосредственно на почву. После разработки калотты на длину 8-12 м возводят обделку свода (этап III). Для этого в пятах свода выравнивают породу и укладывают продольные доски толщиной 50-60 мм или делают подготовку из тощего бетона высотой 344

100-150 мм. Устанавливают кружала, раскрепляют их в продольном и вертикальном положении, возводят обделку (этап IV). Через 4-5 суток после набора бетоном 60% прочности снимают опалубку и приступают к разработке штросса (этап V). После разработки средней части штросса производят подводкку стен обделки до пяты свода (этап VI). I

II

III

IV

VI

V

Рис. 12.4. Этапы работ при сооружении тоннеля по двухштольневой схеме с раскрытием в первую очередь сводчатой части сечения 345

Достоинства этого способа: простота конструкции временной крепи, достаточная ее надежность; малый срок поддержания свода на временной крепи, что уменьшает опасность нарушения устойчивости пород кровли. К недостаткам способа относятся: расчлененность обделки тоннеля между сводчатой частью и стенами, а также в стенах между заходками, что резко снижает ее монолитность; выемка породы в штроссе под пятами свода производится в стесненных условиях; низкая скорость строительства из-за задержек на выдержку монолитной бетонной обделки. Сооружение тоннеля с раскрытием в первую очередь его сечения по контуру или методом опорного ядра начинают с проведения центральной 2 и двух боковых 1 штолен, которые через 6-10 м сбивают между собой поперечными выработками 3, по которым породу с боковых штолен передают на центральную, а по ней на поверхность (рис. 12.5, а). В боковых штольнях возводят обделку стен будущей штольни 1’. После разработки и закрепления первого яруса 4 проходят боковые штольни второго яруса. Часть породы, получаемой от проходки штолен второго яруса, заполняет оставшееся пустое пространство боковых штолен первого яруса, остальная выдается на поверхность. В штольнях второго яруса также возводится обделка 4’. Затем проходятся боковые штольни 3-го 5, иной раз и 4-го ярусов, то есть боковые штольни проходят до уровня пят тоннеля. В них возводится обделка стен тоннеля 5’. К этому времени проходится верхняя штольня 6 и сбивается фурнелями 8 с нижней центральной штольней. С верхней штольни разрабатывается калотта 7, возводится обделка свода 9 с опиранием на пяты ранее возведенных стен. После набора бетоном обделки свода необходимой прочности разрабатывают центральный породный целик 10. Выемка целика производится под защитой обделки с использованием мощной проходческой техники. Отдельные этапы производства работ при сооружении тоннеля показаны на рис. 12.5, б. Этап I соответствует тому моменту, когда боковые штольни 1 нижнего яруса пройдены на длину 20 м и в них возведена обделка; начаты работы по проведению штольни 2 второго яруса. Породу от проведения штольни сбрасывают через выработку 3 на нижнюю штольню, расположенную в плоскости поперечной выработки 4, а затем – на центральную штольню 5. Этап II соответствует моменту, когда разработка боковых штолен закончена и обделка стен тоннеля возведена, пространство между стенами тоннеля заполнено породой 1, которая будет предохранять обделку стен при разработке центрального целика. Проводится центральная штольня 2 и от нее начинается разработка калотты 3. Порода от проведения калотты сбрасывается через центральный фурнель 4 на нижнюю штольню 5. Этап III, А – разработка калотты в кольце закончена, этап III, Б – возведена обделка свода. Этап IV соответствует моменту, когда обделка тоннеля полностью возведена и ведется разработка центрального целика породы. 346

2

3

Рис. 12.5. Схема сооружения тоннеля с раскрытием в первую очередь его сечения по контуру. а – схема разбивки забоя на участки; б – очередность ведения работ

Преимущества схемы: простая, надежная временная крепь; центральный целик разрабатывается в безопасных условиях под защитой обделки; исключена осадка пород. Недостатком является стесненность работ в боковых штольнях, что приводит к понижению качества обделки. Сооружение тоннеля с проведением направляющей штольни в центральной его части с последующим расширением ее до проектного сечения. Параллельно тоннелю 2 (рис. 12.6, а) в этих случаях проводится боковая передовая выработка 3. Центральная направляющая штольня 1 и боковая передовая выработка 3 соединяются диагонально расположенными выработками 4 через 200-250 м. Боковая выработка располагается от тоннеля на расстоянии 20-25 м. Площадь сечения направляющей выработки – 6,7-7 м2. Боковая выработка предназначается для транспортировки породы, вентиляции и как запасной выход. Расширение тоннеля до проектного сечения проводится путем взрывания радиально расположенных шпуров, пробуриваемых из центральной штольни (рис. 12.6, б). Глубина шпуров от 2,5 до 4,5 м.

а)

Б -Б Б

б)

Б

Рис. 12.6. Схема сооружения тоннеля с применением центральной направляющей штольни 348

Способ строительства тоннеля с проведением центральной штольни применяется при сооружении железнодорожных тоннелей большой протяженности. 12.2. Сооружение тоннелей комбайнами Проходческие комбайны, применяемые при строительстве тоннелей, подразделяются на комбайны избирательного действия, роторные и с планетарным рабочим органом. При применении комбайнов избирательного действия разработка забоя тоннеля осуществляется отдельными заходками (рис. 12.7). Сначала проходятся штольни 1 и 2 по бокам (у границ тоннеля), а затем комбайн с образовавшегося целика разрабатывает большую калотту 3. Возводится обделка, после чего разрабатывается оставленный целик 4. Такой способ может применяться в достаточно устойчивых породах, нетребующих применения временной крепи. В отечественной практике применяются комбайны 4ПП-2, 4ПП-5, ПК-9Р и ТК-1с, созданный на основе двух комбайнов типа 4ПП-2. За рубежом разработаны конструкции мощных комбайнов избирательного Рис. 12.7. Схема разработки забоя тоннеля комбайном избирательного действия, обеспечивающих обработку действия всего забоя тоннеля. К ним относятся комбайны фирм «Паурат» и «Эйкгоф». Комбайны этого типа выпускаются двух разновидностей: исполнительный орган смонтирован на ходовой части экскаватора, а для погрузки породы применяется отдельная погрузочная машина; комбайн смонтирован на гусеничной тележке и имеет загребающее устройство для погрузки породы и хвостовой конвейер. Установленная мощность комбайна «Паурат» – 335 кВт, в том числе исполнительного органа 200 кВт. Он может успешно работать по породам с пределом прочности на сжатие до 130 МПа (f=13) и производительностью до 120 м3/ч. Комбайн избирательного действия типа VS-2 «Демаг» с двигателями мощностью 160 кВт, обеспечивающими разработку породы с пределом прочности на сжатие 50-80 МПа (f =5-8) в тоннелях высотой до 9 м и шириной с одной установки (т.е. без маневрирования) до 10 м. Комбайн работает в комплексе с фронтальным погрузчиком, достигая скорости 3 м/сут. Комбайны роторного типа разрабатывают породный массив по всему профилю забоя на полное сечение. Резцовый или шарошечный инструмент размещается по всей плоскости исполнительного органа. В СНГ на таком принципе работает агрегат АПФ–1, предназначенный для проходки тоннелей на полное сечение диаметром 5,3 м по породам с крепостью f= 6-8 (рис. 12.8). 349

Рис. 12.8. Схема производства работ по сооружению тоннеля агрегатом АФП-1: 1 – тоннелепроходческая машина типа АФ; 2 – гидротранспортная установка; 3 – пульповод; 4 – скользящая опалубка; 5 – состав из пневмонагнетателей

Из зарубежных комбайнов этого типа можно отметить комбайны «Роббинс», «Джарва», «Лоуренс» (США), «Вирт» и «Демаг» (ФРГ). Рабочий орган роторных комбайнов выполняется в виде кольцевого диска конической формы, на котором закрепляются дисковые или шарошечные резцы различной конструкции. Для создания необходимого осевого усилия на забой комбайны снабжаются распорным устройством в боковые стенки тоннеля с помощью гидравлических домкратов. Комбайны с планетарным рабочим органом снабжаются 6, 4, 2 дисками с резцами, которые укрепляются на осях общей круговой платформы, перекрывающей весь забой. В результате принудительного вращения платформы диски, перекатываясь по неподвижному внешнему шестеренчатому венцу, в свою очередь вращаются, но в обратном направлении. Резцы, закрепленные на дисках, осуществляя сложную траекторию, разрушают породу. Разрушенная порода захватывается ковшами в лотковой части тоннеля, выгружается вверху на конвейер и далее в транспортное средство. Для подачи рабочего органа на забой корпус комбайна раскрепляется с помощью распорных домкратов в боковые стены тоннеля. Большие объемы разрабатываемой комбайнами породы вызывают необходимость в производительном транспорте. Обычно применяют мостовые конвейеры. Конвейер монтируется на портальной раме и имеет длину, соответствующую длине состава вагонеток, размещаемого под конвейером, с суммарной емкостью, равной объему породы, получаемой с одного шага подвигания комбайна, т.е. 30-40 м3 породы в массиве. Крепление тоннеля вслед за подвиганием забоя осуществляется в зависимости от пересекаемых пород: анкерной крепью с проволочной сеткой в достаточно устойчивых породах; в менее устойчивых – анкерной крепью с металлической сеткой покрытой слоем набрызг-бетона толщиной 2-3 см; в породах со значительными нарушениями, в которых возможны вывалы, устанавливается кольцевая металлическая крепь, состоящая из четырех – пяти сегментов. Для плотного прилегания их к породе создается предварительный распор с усилением до 50 кН. Учитывая большую массу, мощность и громоздкость роторных комбайнов для разработки тоннеля на полное сечение, условия их применения могут быть определены следующим образом: – форма поперечного сечения – круглая, – т.е. для гидротехнических тоннелей, тоннелей метрополитенов глубокого заложения; – предел прочности пород на сжатие – 60-120 МПа; – прямолинейность тоннеля (минимальный радиус закругления – 150-200 м); – протяженность тоннеля –3 км и более. Для снижения энергозатрат на сооружение тоннелей полным сечением были созданы ступенчатые роторные комбайны, принцип действия которых основан на том, что они разрабатывают сечение в несколько этапов. На рис. 351

12.9, а показана двухступенчатая схема сооружения тоннеля, где передовой комбайн 1 разрабатывает забой тоннеля до диаметра 3,5 м. На расстоянии 20-25 м от передового комбайна комбайном-расширителем 2 разрабатывается тоннель до проектных размеров. На рис. 12.9, б показана схема сооружения недлинных тоннелей, при которой предварительно проходят передовую выработку 1, далее забой расширяется комбайном 2 до диаметра 5 – 7,7 м и комбайном 3 до диаметра 10 – 12 м. Преимущества двухступенчатой схемы строительства тоннелей заключается в следующем: предварительное проведение передовой выработки позволяет уточнить горно-геологические условия; так как передовой комбайн и комбайн-расширитель работают попеременно, то установленная мощность агрегата в целом значительно меньше, чем комбайна, разрабатывающего забой тоннеля сразу на полное сечение. При наличии пород с крепостью до f≤8 и большой протяженности тоннеля целесообразнее применять комбайн, обрабатывающий забой на полное сечение. Производительность тоннелепроходческих машин зависит от многих факторов и в первую очередь от конструктивных данных, мощности и энерговооруженности комбайнов, горно-геологических условий и прочности пород, общей организации производства проходческих работ, квалификации рабочих и других факторов. Различают теоретическую, техническую и эксплуатационную производительности тоннелепроходческих машин.

а)

б)

Рис. 12.9. Принципиальные схемы сооружения тоннелей ступенчатыми роторными комбайнами 352

Теоретическая скорость проходки vтр, м/ч, тоннеля комбайном избирательного действия с одной конической фрезой на подвижной штанге (по В.М. Мосткову), определяется формулой ν тр = 60 ⋅ d ф ⋅ В δ ⋅ m / S , где dф –максимальный диаметр конической фрезы, м; В - максимальная величина заглубления исполнительного органа в породу (длина фрезы), м; δ – максимальная толщина стружки срезаемой породы за один оборот исполнительного органа, м (для сланцев, мергеля, алевролитов и аргиллитов с f = 3-6 принимают δ = 0,75-1,5 см; для известняка, песчаника, гранита, гнейса и диабаза с f = 6-14 δ = 0,25-0,75 см; при f = 14-17 δ = 0,1-0,15 см); т – частота вращения фрезы, мин –1; S – площадь поперечного сечения тоннеля, м2. Теоретическая скорость проходки тоннеля комбайном роторного типа vтр, м/ч, равна ν тр = 60 ⋅ δ ⋅ m . Техническую скорость проходки тоннеля vтех определяют с учетом затрат времени на подготовку и осмотр комбайна, перестановку комбайна в период его работы, возведение временной крепи и т.д. по формуле ν тех =ν тр ⋅ К т , где Кт – коэффициент непрерывности работы комбайна, Кт = 0,7-0,8. Эксплуатационная суточная скорость проходки vэ, м/сут, определяется с учетом дополнительных простоев: ν э =ν тех ⋅ К э п ,

где Kэ – эксплуатационный коэффициент непрерывности работы комбайна, по данным практики Кэ = 0,6-0,8; п – суммарная продолжительность сменной работы в часах в течение суток.

12.3. Строительство тоннелей с применением щитов Щитовой способ строительства тоннелей применяется при наличии рыхлых, неустойчивых пород, значительном горном давлении и больших притоках воды, при строительстве в условиях городской застройки, когда должна быть полностью исключена осадка земной поверхности. Конструкции щитов. Щит представляет подвижную металлическую крепь круглого очертания, предохраняющую призабойное пространство тоннеля от обрушения пород и под защитой которой производится выемка породы и возведение постоянной обделки (рис.12.10). 353

А

А–А

1

2

5000

9

6 3 7 8 4 4

1

5

1

5

А

Рис. 12.10. Конструкция щита

Перемещение щита осуществляется гидравлическими домкратами, опорой для которых является торцовая поверхность обделки. Щит состоит из ножевого 6 и опорного 7 колец и оболочки 9. Ножевое кольцо щита служит для подрезания мягких пород и вдавливания в слабые породы. Опорное кольцо является основой несущей конструкции щита, воспринимающей горное давление. Оболочка щита представляет собой цилиндр, сваренный из листовой стали толщиной 40 мм. Оболочка скреплена с опорным кольцом щита. Между ребрами опорного кольца располагаются щитовые домкраты 5. Горизонтальные 3 и вертикальные 2 перегородки обеспечивают жесткость конструкции щита. Выдвижные платформы 8 опираются на горизонтальные перегородки и служат рабочими площадками для проходчиков. Платформы по мере разработки забоя выдвигаются платформенными домкратами 4, ход которых 0,85 м. Для крепления поверхности забоя при наличии слабых, неустойчивых пород применяют забойные домкраты 1. Щиты подразделяются в зависимости от ряда факторов: размера диаметра – щиты диаметром 2,1-5,2 м – для строительства коммунальных и гидротехнических тоннелей; диаметром 5,5-6 м – для перегонных тоннелей метрополитенов; диаметром 8,5-9,6 м – для строительства станций метрополитена и различных транспортных тоннелей; способа разработки породы – на немеханизированные (табл. 12.1) и механизированные (табл. 12.2); по креплению плоскости забоя – щиты с открытой и закрытой головной частью. Открытые щиты применяются при проведении тоннелей в устойчивых породах, закрытые – в неустойчивых. 354

Таблица 12.1 Технические характеристики немеханизированных щитов Тип щита

Показатели

ЩТ-12

Щ-16

Щ-19

Щ-152

Диаметр щита, мм

6230

5930

5730

5660

Длина щита, мм

5000

5000

5410

5015

Число выдвижных платформ

5

3

3

6

Число щитовых домкратов

24

17

18

24

Рабочий ход плунжера домкратов, мм

950

1150

1150

1150

14400

9500

12000

13000

10 6 28

14 4 23

22 4 28

18 8 36

127

125

110

149

Общее усилие всех щитовых домкратов при давлении рабочей жидкости 14 МПа, кН Число домкратов: забойных платформенных Мощность электродвигателей насосов, кВт Общая масса, т

Таблица 12.2

М-105Т (московский щит)

Ленинградский планетарный щит

Киевский щит

ЩН-1

ЩМР-1

ММЩ-1

КТ-1-1,56

КС-ЩН-1

ЩМ-17

Технические характеристики механизированных щитов

Диаметр щита, мм

6230

5560

5560

5624

5640

5624

5624

5624

5624

Длина щита, мм

5720

–

–

4620

4965

4510

–

3345

6000

Мощность привода, кВт

110

100

45

320

320

560

200

240

–

Общая мощность, кВт

124

114

56,4

400

400 0,55,0

670 0,53,0

270

380

–

5

–

14,0

–

–

–

–

135 60 м3/ч

Показатели

Частота вращения 1,5 2,8 3,6 0,7 – рабочего органа, об/мин Частота вращения фрез, 9,47 19,5 – – – – – об/мин Усилие напора, кН 13500 13000 13200 19000 19000 19000 – Масса, т 210 148,5 132 190 200 200 – Техническая 0,6 0,8-1,14 1,0 0,8-1,0 1,2-2,0 1,5-2,0 1,5-1,8 производительность, м/ч Эксплуатационная 200скорость сооружения, – – – 250 300 350 300 м/мес 355

– 250

–

В настоящее время для проходки перегонных тоннелей метрополитенов применяют щиты типа ЩН-1х, ЩН-1с, ЩН-1m c наружным диаметром 5684-6184 мм, а для станционных тоннелей – щиты типа Щ-15, СЩ-8,5, ЛТ-650 с наружным диаметром 8744-9750. Немеханизированными считают щиты, в которых отсутствуют какиелибо специальные органы воздействия на забой с целью разрушения массива. Разработку породы в них (в зависимости от структуры и крепости пересекаемых забоем пород) проводят с помощью ручных инструментов, отбойных молотков, буровзрывного способа или путем вдавливания в породный массив элементов ножевого кольца щита. Все другие проходческие операции в немеханизированных щитах в зависимости от их конструктивного устройства имеют различный уровень механизации. Немеханизированные щиты изготавливают с открытой или закрытой головной частью, т.е. забой выработки остается открытым или же закрепляется с помощью специальных приспособлений и устройств. Щиты с открытой головной частью применяют в самых разнообразных горно-геологических условиях, встречающихся при строительстве тоннелей, в том числе в породах обводненных и слабоустойчивых. В последнем случае головную часть оснащают жесткими площадками, разделяющими забой на ярусы, в которых за счет образования мелких осыпей предотвращается самопроизвольное высыпание породы во внутреннюю часть щита. На рис. 12.11. приведены принципиальные схемы немеханизированных щитов с открытой головной частью. На рис. 12.11, а показана схема щита малого диаметра без рабочей площадки с плоскостью ножевой кромки под углом к горизонтали, равным примерно углу естественного откоса слабоустойчивых пород. Погрузку породы в таких щитах, как правило, осуществляют вручную. На рис. 12.11, б представлена схема аналогичного щита с большой степенью сужения головной части. Такие конструкции применяют для строительства тоннелей во влажных глинистых породах. На рис. 12.11, в показана схема защиты щита, который имеет жесткие площадки 2, рабочую площадку 3 и выдвижной козырек 1.

а)

б)

в)

Рис. 12.11. Схемы немеханизированных щитов 356

Щиты с закрытой головной частью применяют для строительства тоннелей в водоносных глинистых и песчаных породах в сочетании со специальными способами. В щитах такой конструкции забой тоннеля закрепляют шандорной крепью или специальными диафрагмами. Механизированными считают щиты, в которых разрушение породы в забое осуществляют с помощью рабочих органов различного типа. Обязательной для всех механизированных щитов является также полная механизация и других основных процессов проходческого цикла. В механизированных щитах разработка и погрузка породы в забое, ее транспортирование, а также процесс возведения крепи (обделки) механизированы. Степень механизации основных процессов в зависимости от горно-геологических условий строительства тоннеля составляет 90-95%. К механизированным относят щиты, оснащенные горизонтальными комбинированными площадками, жестко закрепленными в ножевом кольце, и содержащие элементы активного дозирования породы. Такие щиты используют при строительстве выработок в слабых породах с использованием метода вдавливания. К группе механизированных относят также щиты, предназначенные для проходки в пластичных глинистых породах и оснащенные в головной части системой активных режущих полос или элементов, которые могут вдавливаться в породу забоя отдельно от корпуса щита или поворачиваться относительно корпуса в плоскости поперечного сечения тоннеля. Рациональной границей при выборе вида щита с точки зрения экономической целесообразности при одинаковых горно-геологических условиях следует считать горизонтальные выработки протяженностью для механизированных от 400 м и более, для немеханизированных – до 400 м. В настоящее время все страны мира в основном применяют механизированные щиты самых различных конструкций. Не останавливаясь на их особенностях, отметим, что существующие механизированные щиты классифицируют по ряду характерных признаков, среди которых основными являются способы разработки породы в забое, ее погрузки и возведения обделки. При разработке породы в забое наибольшее распространение в практике строительства тоннелей получили механизированные щиты, имеющие следующие типы исполнительных (рабочих) органов: роторный, планетарный, избирательного действия, качающийся, экскаваторный, а также щиты с комбинированными площадками. Исполнительные органы роторного типа наиболее универсальны, так как щиты, снабженные ими, дают возможность проводить тоннели практически в любых горно-геологических условиях: от обводненных песчаных до пород, которые разрушаются шарошечным инструментом. Исполнительные органы роторного типа бывают с плоской план-шайбой (дисками), имеющей щели для выхода породы (рис. 12.12), винтовой поверхностью со стороны забоя, радиальными лучами, на которых закрепляются резцы (рис. 12.13), и комбинированные. 357

Рис. 12.12. Схема исполнительного органа с план-шайбой: 1 – щит; 2 – щели с резцами; 3 – план-шайба; 4 – привод

Рис. 12.13. Схема исполнительного органа с радиальными лучами: 1 – радиальные лучи; 2 – резцы

При строительстве тоннелей в слабых породах наиболее целесообразно применять исполнительные органы с винтовой план-шайбой, так как в этом случае забой наилучшим образом удерживается от обрушения, поскольку в каждый момент времени все точки рабочей поверхности ротора соприкасаются с ним и тем самым исключается проседание поверхности земли. Исполнительные органы с плоской или винтовой план-шайбой обычно имеют пластинчатые резцы. Число лучей роторных исполнительных органов колеблется от 2 до 8, а резцов на лучах – от 3 до 18 и более. В настоящее время в нашей стране и за рубежом находят применение исполнительные органы роторного типа, частота вращения которых колеблется от 0,5 до 10 с –1; она может быть постоянной (в большинстве случаев) или регулироваться (реже). Почти всегда центральная часть ротора представляет собой забурник, имеющий резцы, что обеспечивает проведение тоннеля в заданном направлении. Большая часть роторных исполнительных органов оснащена копир-резцом для облегчения поворотов щита в нужном направлении, а также оконтуривающим резцом (резцами) для разработки породы по контуру выработки диаметром несколько большим диаметра щита, что позволяет сохранить ножевую кромку последнего от повреждений, уменьшить трение по боковой поверхности и облегчить передвижку щита. Довольно часто, особенно в щитах с многолучевым ротором, последний выдвигается в сторону забоя за пределы плоскости ножевой кромки щита, что обеспечивает лучшую выемку относительно крепких пород и частичное совмещение во времени разработки забоя с креплением тоннеля. Шаг выдвижения обычно принимают несколько большим половины заходки. Исполнительные органы планетарного действия используют в щитах, предназначенных для проведения тоннелей в сухих и плотных суглинках, глинах, в том числе кембрийских, мергелях и глинистых сланцах. 358

а)

б) 4 5

Рис. 12.14. Схемы исполнительных органов планетарного действия: а – трехлучевой (девятидисковый) щит; б – пятилучевой (пятидисковый) щит

В трехлучевом варианте исполнительных органов планетарного действия (рис. 12.14, а) резцы 2, разрушающие породу, закреплены на дисках 1, каждый из которых вращается вокруг своей оси. В то же время каждый диск закреплен на водиле 3, которое вращается на центральном валу щита. При перемещении водила вдоль оси щита к забою и вращении дисков резцы совершают относительно последнего сложное планетарное движение. Исполнительный орган разрабатывает породу по всей поверхности забоя или прорезает концентрические щели, а целики между ними отбиваются скалывателями. Центральная часть забоя разрушается забурником 4. В пятилучевом варианте (рис. 12.14, б) исполнительный орган состоит из дисков 1, резцов 2 и водила 3. Контур забоя образуется резцами оконтуривающего диска 4, положение которого регулируется специальным устройством, а центральная часть разрушается диском 5. Исполнительные органы избирательного действия предназначены для проведения выработки в породах с f = 1-3, а также с f = 3-6 при применении резцов повышенной твердости. Разрушение породы происходит в результате вращения резцовой коронки, закрепленной на стреле, перемещающейся за счет гидравлических домкратов как в горизонтальном, так и в вертикальном направлениях. Возможные схемы исполнительных органов представлены на рис. 12.15; они могут быть однобарабанными, т.е. с одной коронкой (рис. 12.5, а), двухбарабанными (12.15, б), дисковыми (рис. 12.15, в) и комбинированными, т.е. с конвейером в стреле (рис. 12.5, г). Стрелками здесь показаны направления возможного движения коронки и стрел. 359

а)

в)

б)

г)

Рис. 12.15. Схемы исполнительных органов избирательного действия

В проходческих щитах наибольшее распространение получил исполнительный орган с одной резцовой коронкой на стреле. Размеры диаметра коронки колеблются от 600 до 1000 мм. Применение щитов с указанным исполнительным органом является весьма эффективным. За рубежом создают щиты большего диаметра с двумя коронками и более на двух подвижных стрелах. С помощью качающихся исполнительных органов горная порода разрушается за счет попеременного (касательного) перемещения рабочего инструмента на определенный угол. По конструкции исполнительные органы отличаются друг от друга числом секторов и лучей, что определяется углом качания, числом валов, углом наклона рабочей плоскости к оси щита, типами инструмента и привода. Щиты с качающимися рабочими органами можно применять для проведения тоннелей в породах с f = 0,5-1,2 при использовании пластинчатых резцов и с f = 1-5 – стержневых резцов; если f > 5, то качающийся исполнительный орган оснащают шарошками. Экскаваторные исполнительные органы относятся к органам цикличного действия, так как имеют рабочий и холостой или прямой и обратный циклы работ режущего инструмента. Принципиальная схема действия таких органов приведена на рис.12.16. разрушение и частичное транспортирование породы в забое осуществляют с помощью ковша, который может работать по принципу прямой (рис. 12.16, а, в) или обратной (рис. 12.16, б) лопаты. Ковш вместе со всей системой рычагов в некоторых щитах может перемещаться по их высоте (рис. 12.16, в). Объем ковша изменяется от 0,05 до 1,14 м3 и более. Во многих щитах большого диаметра исполнительный орган смонтирован на монтажных площадках, которыми щит разделен на ярусы. 360

а)

б)

в)

Рис. 12.16. Схемы экскаваторных исполнительных органов

Применение щитов с экскаваторным исполнительным органом весьма эффективно для разработки пород с f < 1,5. Экскаваторные исполнительные органы широко используют в щитах диаметром 3,9-12,2 м, изготавливаемых фирмами "Перини", "Мемко", "Роббинс" (США), "Тирисима", "Камацу" (Япония) и др. Принцип действия исполнительных органов с комбинированными площадками основан на внедрении во время передвижения щита в породу горизонтальных рассекающих площадок, которыми оснащена его головная часть, и образовании на них осыпи под углом естественного откоса. Излишки породы на площадке падают в нижнюю часть щита и подхватываются погрузочным органом. Щиты могут быть снабжены следующими видами комбинированных площадок (рис. 12.17): поворотными с приводом (рис. 12.17, а, б), с конвейером в хвостовой части (рис. 12.17, в), раздвижными (рис. 12.17, г), поворотными бесприводными соответственно на пружинной опоре (рис. 12.17, д) и с упругими элементами (рис. 12.17, е), выдвижными (рис. 12.17, ж). Поворотные комбинированные площадки с приводом состоят из жестко закрепленных в головной части щита ножевой 1 (рис. 12.17, а, б) и задней поворотной 2 частей. Последняя может поворачиваться вокруг оси 3 домкратом 4 посредством тяги 5 или троса 6. Принцип действия других видов комбинированных площадок ясен из приведенных рисунков. Нумерация позиций аналогична вышеприведенной. В щитах малого диаметра площадки каждой ячейки поворачиваются одним домкратом 7 (рис. 12.17, г, ж). В щитах среднего и большого диаметров можно применять домкратную систему. Щиты с такими исполнительными органами предназначены для строительства тоннелей в сыпучих и малоустойчивых песчаных породах. Механизированные щиты, в отличие от немеханизированных, имеют режущий орган, представляющий дисковые фрезы, расположенные на водиле. Количество фрез и резцов зависит от конструкции щита. Например, у щита М-105к их всего две, которые вращаются в одном направлении с водилом.

361

а)

б)

г)

д)

в)

ж)

е)

Рис. 12.17. Схемы исполнительных органов с комбинированными площадками

В результате вращательного движения водила и дисков 1 резцы, укрепленные на дисках, разрушают породу, которая ковшами 2 отбрасывается через лоток 3, расположенный в верхней части щита, на конвейер 4 (рис. 12.18). Щит предназначен для сооружения тоннелей в плотных глинах, мергелях и глинистых сланцах с пределом прочности пород на одноосное сжатие 8-17,5 МПа. У ленинградского механизированного щита (рис. 12.19) режущий орган представляет крестовину-водило 4, на котором расположено шесть дисковых фрез 3. Вращение передается на вал водила и шестерню, связанную солнечным колесом, которое приводит во вращение шестерни дисковых фрез. В результате планетарного движения резцы дисков описывают гипоциклоиду, скалывая породу по поверхности забоя. Разрушенная порода ковшами 5, укрепленными на периферии водила, захватывается на почве тоннеля и высыпается в приемный лоток 1, расположенный в верхней части щита, из которого она поступает на конвейер 2. Щит предназначен для строительства тоннелей в однородных сухих глинах с пределом прочности на сжатие до 5-8 МПа. 362

Рис. 12.18. Механизированный щит М-105К

1

2

3 4 5

Рис. 12.19. Механизированный планетарный щит 364

У щита ЩМ-1 Киевский (табл. 12.2) рабочий орган 1 представляет собой вращающийся конический ротор, имеющий двухзахватную винтовую поверхность с размещенными на ней пластинчатыми строгающими ножами и стержневыми резцами (рис 12.20). Срезаемая порода забирается подгребными ребрами 4 и передается на желоб 2 конвейера 3. Щит ЩМ-1 предназначен для строительства тоннелей в породах с пределом прочности на сжатие от 2 до 35 МПа. На базе основных конструктивных узлов щита ЩМ-1 создан механизированный щит ЩМР со сменными резцами, который может быть применен при строительстве тоннелей в породах с пределом прочности на сжатие от 2 до 40 МПа. Для разрушения пород с пределом прочности на сжатие от 8 до 80 МПа создан механизированный щит ММЩ-1, рабочий орган которого представляет собой пять лучевых сегментов со сменными породоразрушающими шарошками для крепких пород и с резцами или пластинчатыми ножами для пород средней крепости и мягких (рис. 12.21). Наряду с вышеописанными механизированными щитами, успешно применяется щит КТ-1-5,6 с фрезерным рабочим органом и планетарным вращением (табл. 12.2). Щит может работать в сухих глинах с прослойками песчаников, имеющих предел прочности на сжатие 6-20 МПа.

1 2 3 4 Рис. 12.20. Рабочий орган механизированного щита ЩМ-1 365

Рис. 12.21. Механизированный щит ММЩ-1

Разработан механизированный щит КС-ЩН-1 для работы в устойчивых породах с пределом прочности на сжатие 15-50 МПа. Щит оборудуется фрезами, обеспечивающими фланговое разрушение породы с крупным сколом. Щиты ТЩБ-7Э, КТ 5, 6-Б2, КМ-43 снабжены экскаваторным исполнительным органом, которым можно разрабатывать породу прочностью до 20 МПа. В щитах КТ1-5,6Д2, КТ-8,5Д2 для разработки скальных и полускальных пород с прочностью до 50 МПа экскаваторные органы заменяются на фрезерные избирательного действия типа УПП-2. Для монтажа крепи в хвостовой части щита расположены тюбинго- или блокоукладчики. Сборку крепи начинают с укладки лоткового блока. Последующие блоки устанавливают симметрично с обеих сторон снизу вверх до полного замыкания кольца. 12.4. Возведение обделки Конструкция обделки тоннелей может быть из чугунных и железобетонных тюбингов и блоков. Чугунные тюбинги применяются при наличии неустойчивых, обводненных и водонасыщенных пород, а также в тех случаях, когда необходимо обеспечить полную герметичность тоннеля и когда тоннель является весьма ответственным сооружением с большим сроком службы. В настоящее время в значительно большем объеме применяется обделка из сборного железобетона, чаще всего – железобетонных тюбингов. 366

Наибольшее распространение для обделки метрополитенов получили железобетонные тюбинги с плоским лотком. В состав одного кольца обделки входят три нормальных тюбинга 1, два смежных 2, один замковый 3 и лотковый 4 блок (рис. 12.22, а). Ширина кольца 1 м, толщина тюбинга по ребру 30 см, по спинке 15 см. Соединение тюбингов в кольце и колец между собой осуществляется при помощи штырей, замковый блок фиксируется шпонками 5. а)

б)

Рис. 12.21. Виды сборных обделок тоннелей

На рис. 12.21, б представлена унифицированная железобетонная обделка. Кольцо состоит из шести нормальных тюбингов 1, одного лоткового 2 и замкового вкладыша 3. Ширина кольца 1 м, толщина 20 см. Несущая способность 0,40-0,48 МПа. Укладка элементов обделки производится под защитой хвостовой части оболочки щита тюбинго- или блокоукладчиками. Тюбингоукладчик представляет собой металлоконструкцию 1, на которой смонтирован поворотный рычаг 2 с захватом 3, механизмов вращения 4 и выдвижения 5 поворотного рычага (рис. 12.23, а). Тюбингоукладчик передвигается непосредственно по обделке или кронштейнам, закрепленным на обделке. По заказу вал тюбингоукладчика может быть изготовлен полым для расположения в нем конвейера, что позволяет породу из забоя выдавать без остановки работы укладчика. На рис. 12.23, б показана схема блокоукладчика для перегонного тоннеля, состоящего из металлоконструкций 1, выдвижных площадок 2, поворотного рычага 3 с захватом для блоков 4, механизма выдвижения штанг рычага 5, механизма передвижения укладчика 6.

367

а)

б)

Рис. 12.23. Тюбинго- и блокоукладчики

Так как блоки обделки собираются в кольцо без связей, на укладчике размещаются кружала с выдвижными балками 7 для поддержания блоков при их укладке. Технические характеристики тюбинго- и блокоукладчиков приведены в табл. 12.3. Наряду с укладчиками рычажного типа применяют дуговые и кессонные блокоукладчики. При сооружении тоннелей щитами применяется также обделка из монолитно-прессованного бетона, применение которого обеспечивает плотный Таблица 12.3 Технические характеристики тюбинго- и бетоноукладчиков Показатели Крутящий момент на валу рычага, кН·м Частота вращения вала рычага, об/мин Наибольшее усилие выдвижения штанги, кН Скорость движения штанги, м/мин Общая установленная мощность, кВт Общая масса, т 368

Тюбингоукладчик 23-28 2,0-2,4 30 5,0 40 17-18

Блокоукладчик 30 1,6-2,2 30 1,2 39 25-29

контакт обделки с окружающими породами, в связи с чем отпадает необходимость первичного нагнетания тампонажного раствора за обделку, исключаются осадка земной поверхности, чеканка швов между элементами сборной обделки, гидроизоляционные работы. Состав смеси монолитнопрессованного бетона Ц:П:Щ=1:2:2, осадка конуса 6-8 см, водоцементное отношение 0,5-0,55; расход цемента 450-500 кг/м3, марка бетона 400. При возведении обделки из монолитно-прессованного бетона применяется три технологические схемы: – внедрение головной части щита в породу забоя тоннеля и прессование бетона хвостовой части реактивными усилиями щитовых домкратов; – независимое и параллельное производство работ по выемке породы и возведению обделки с применением распорного и прессующего колец; – сочетание выемки породы механизированным щитом и прессования бетонной смеси в две стадии. Сущность первой схемы заключается в том, что бетонная смесь нагнетается в пространство, ограниченное с наружной стороны оболочкой щита 2, с внутренней – опалубкой 4, сзади – ранее возведенной тоннельной обделкой 5, со стороны забоя – прессующим кольцом 3 (рис. 12.24, а). Во время перемещения щита вперед реактивными усилиями щитовых домкратов 1 происходит прессование бетонной смеси, при этом заполняется пространство, освобождаемое хвостовой оболочкой щита, и уплотняется грунт вокруг обделки. Давление прессования бетонной смеси – 1,5-3,0 МПа. Эта схема применяется при строительстве тоннелей в песчаных и глинисто-песчаных грунтах. Вторая схема применяется при строительстве тоннелей в устойчивых породах. Выемка породы производится при помощи щита или другой горной машины. Прессование бетонной смеси осуществляется установкой состоящей из двух колец – распорного 1 и прессующего 3 (рис. 12.24, б). Распорное кольцо с помощью клиновых устройств раскрепляется в породу и домкратами 2 через прессующее кольцо прессует бетонную смесь обделки. После окончания прессования распорное кольцо освобождается от распора клиновым устройством и домкратами перемещается на новую позицию, раскрепляется, перемещает прессующее кольцо и операция повторяется. Третья схема применяется при строительстве тоннелей в глинах и более твердых, но малоустойчивых породах. Принцип работы основан на сочетании выемки породы механизированным щитом и прессованием бетонной смеси в две стадии. Вначале бетонную смесь прессуют при низком давлении (до 0,5 МПа) за счет сопротивления передвижения распорного кольца 2 с оболочкой 4 (рис. 12.23, в). Высокое давление прессования (до 3,0 МПа) достигается домкратами 3 распорного кольца 2, раскрепленного в породы стен тоннеля. Распорное кольцо служит одновременно опорой для механизированного щита 1 при его передвижении и для домкратов 3, прессующих бетонную смесь. 369

1

3

2

4

5

а)

1

2

3

б) 1

2

3

4

в)

Рис. 12.24. Схемы возведения монолитно-прессованной обделки

Преимуществом этой схемы является независимость усилий прессования бетонной смеси от усилий внедрения щита в породу, что позволяет иметь постоянное усилие прессования бетонной смеси. Технологическая схема строительства тоннелей с монолитно-прессованной обделкой представлена на рис. 12.25. Проходческий комплекс включает в себя щит 1 (типа ТЩБ-7м, ТЩБ-1, ТЩБ-7э), переставную опалубку 2, механизм перестановки опалубки 3, транспортный мост 4, передвижную платформу 5 с транспортером 6, пневмоукладчик 7 с бетоноводом 8. В хвостовой части щита размещено прессующее кольцо, в котором предусмотрено устройство для подачи бетона за опалубку. Передвижку щита на новую заходку (0,5-0,7 м) выполняют после подачи бетона за опалубку. Щитовые домкраты вместе с прессующим кольцом упираются в свежеуложенный бетон, запрессовывая его в кольцевое пространство между опалубкой и породным массивом, и перемещают щитовой комплекс к забою. После передвижки щита и отвода прессующего кольца в новое положение задние секции опалубки перемещаются вперед. Совмещение во времени работ по разработке забоя, погрузке породы и возведению постоянной крепи обеспечивает высокую эффективность и при370

371

Рис. 12.25. Технологическая схема сооружения тоннеля с монолитно-прессованной обделкой с помощью проходческого комплекса; размеры даны в метрах

менение щитов при строительстве тоннелей. Так, при строительстве линий метрополитена в Ленинграде с использованием щита KT1-5,6 был установлен мировой рекорд скорости проходки тоннеля 1253 м/мес. Максимальная скорость достигала 50 м/сут, а сменная – 20 м при максимальной часовой скорости 3 м.

Контрольные вопросы 1. 2. 3. 4. 5. 6. 7. 8. 9. 10. 11. 12. 13. 14.

Какие способы сооружения тоннелей Вы знаете? В чем заключается метод опертого свода? В чем особенности одноштольневой и двухштольневой схем проходки? Какова последовательность работ при сооружении тоннеля методом опорного ядра? В чем сущность сооружения тоннеля с проведением направляющей штольни? Какие комбайны избирательного действия применяются для проходки тоннелей? В какой последовательности может осуществляться разработка забоя тоннеля комбайнами избирательного действия? Какие комбайны роторного типа Вы знаете? Назовите рабочие органы таких комбайнов? В каких условиях тоннели проходятся с применением щитов? Какие типы щитов Вы знаете? В чем их конструктивные особенности? Назовите виды исполнительных органов механизированных щитов. Какие виды обделок применяют для крепления тоннелей? Как механизируется процесс возведения обделки из сборных конструкций? Как возводится монолитно-прессованная обделка?

372

13. СТРОИТЕЛЬСТВО ПОДЗЕМНЫХ СООРУЖЕНИЙ ОТКРЫТЫМ СПОСОБОМ 13.1. Общие сведения Сущность способа заключается в том, что для строительства подземного сооружения вначале с поверхности земли вскрывают котлован или траншею, на дно которых опирают конструкцию возводимого сооружения. После окончания строительно-монтажных работ в котловане (траншее) последний засыпают грунтом с восстановлением дорожного покрытия над подземным сооружением. Открытый способ работ применяют на свободной от сооружений территории при строительстве коллекторных тоннелей, прокладываемых на небольшой глубине (до 6 м), насосных станций, метрополитенов мелкого заложения (одно- или двухпутные перегонные тоннели, станции, притоннельные и пристанционные сооружения). Открытый способ работ широко используют при прокладке трубопроводов различного назначения в районах массового жилищного строительства, при возведении подземных переходов под улицами, магистралями. При строительстве подземных сооружений различают три способа работ по их возведению: котлованный, траншейный и с применением передвижкой крепи. 13.2. Котлованный способ Котлованным принято называть способ работ, при котором конструкцию подземного сооружения возводят в предварительно вскрытом на полную глубину котловане. После монтажа конструкции подземного сооружения и устройства гидроизоляции осуществляют обратную засыпку котлована и восстанавливают дорожное покрытие или благоустраивают поверхность земли. Форма и размеры котлованов и их глубина зависят от формы и габаритов подземного сооружения, особенностей городской застройки и инженерно-геологических условий. В зависимости от названных выше условий стены котлованов могут быть с естественными откосами (рис. 13.1, а), вертикальными (рис. 13.2, б) и комбинированными (рис. 13.2, в, г). Котлованы с естественными откосами применяют в устойчивых грунтах при наличии достаточно свободной городской территории. Крутизна откосов определяется физико-механическими свойствами грунтов и глубиной котлована. Котлованы с вертикальными стенами используют при невозможности устройства котлованов с естественными откосами. Чаще всего такую конст рукцию применяют при строительстве подземных сооружений вблизи зданий в условиях плотной городской застройки. 373

а)

б)

в)

г)

Рис. 13.1. Схемы конструкций котлованов: 1 – откос; 2 – тоннель; 3 – свая

Если позволяет планировка территории, то можно возводить комбинированные стенки котлованов. Такую конструкцию используют для частичного разгружения откосов и в том случае, если грунты по глубине котлована неоднородные. Такие конструкции позволяют уменьшить материалоемкость крепи котлованов. Для крепления вертикальных стен котлованов, разрабатываемых в грунтах естественной влажности, чаще всего применяют металлические сваи. В качестве свай используют стальные балки двутаврового сечения с № 30 по № 60 или же трубы диаметром 200-400 мм, а также железобетонные или бетонные (буронабивные) сваи. Металлические сваи 3 (рис. 13.2) погружают вдоль котлована или траншеи на расстоянии 0,5-1,5 м одна от другой с заглублением ниже котлована на 3-5 м. Пространство между сваями может крепиться с помощью деревянных досок 5 толщиной 5-7 см, железобетонных плит или нанесения покрытия в связных грунтах из набрызг-бетона. Для придания устойчивости сваи распирают одним или двумя рядами расстрелов 2 в зависимости от глубины котлована и интенсивности бокового давления. Для равномерного распределения усилий в местах опирания расстрелов к сваям прикрепляют продольные пояса 4 из швеллеров № 24 или № 26. При глубине траншей или котлованов менее 3-4 м можно применять сваи консольного типа. В котлованах глубиной более 10 м ставят два ряда расстрелов. Последние могут быть деревянные (из двух соединенных между собой бревен диаметром 20-30 см) или металлические различных сечений: швеллерные, состоящие из швеллеров № 30 или 40 с накладками из листов через 0,8-1,2 м; трубчатые диаметром 15-20 см или в редких случаях в виде сквозных ферм. На одном или обоих концах расстрел имеет выдвижные части длиной 1,7 м из двух швеллеров, которые служат для раскрепления его на сваи посредством металлических клиньев и вкладышей. Давление грунта, воспринимаемое промежуточными сваями, передается на подкосы 1, имеющиеся по концам расстрелов. Расстояние между расстрелами в продольном направлении составляет обычно 3,6-4,5 м, но может быть увеличено до 10 м при условии усиления продольных поясов. 374

Рис. 13.2. Временная крепь котлованов

В случае если подземное сооружение возводят в котловане шириной более 20 м, можно применять промежуточные ряды свай, раскрепляемых распорной крепью. Рассмотренные выше конструкции весьма материалоемки. Так, в среднем при глубине котлована 6-7 м на 100 м его длины при ширине 8-10 м на крепление затрачивается 250-300 т металла и 60-70 м3 обрезных досок. Причем, как показывает опыт, значительный процент этого металла и почти 100 % досок не извлекаются после завершения строительства. В последнее время вместо систем крепления с применением расстрелов для удержания в проектном положении свай или шпунта используют анкерную крепь (рис. 13.3). Замковую часть анкеров (рис. 13.3, а) располагают за пределами возможной призмы обрушения. В качестве оттяжек, соединяющих заанкерованную в грунте часть с продольными поясами, применяют стальные трубы, стержни периодического профиля диаметром 18-40 мм, а также высокопрочную проволоку в виде пучков, прядей или канатов с пределом прочности на разрыв до 180 МПа. Предельное усилие, которое способен выдержать анкер со стержневыми оттяжками, составляет 150-500 кН, с трубчатыми – 300-1500 кН, а с проволочными – 500-2500 кН. Анкеры располагают по длине котлована через 3-5 м в один или несколько ярусов по высоте с углом наклона к горизонту а = 25-30°. В некоторых случаях устраивают горизонтальные анкерные оттяжки (рис. 13.3, б). В таком случае последние помещают в траншеях и закрепляют на специальных сваях или же железобетонных массивах, которые располагают за возможной призмой обрушения. 375

А-А

Б-Б

А

А Б

2

а)

Б

2

б)

Рис. 13.3. Схемы крепления стен котлованов: 1 – сваи; 2 – пояса; 3 – котлован; 4 – контур подземного сооружения; 5 – анкеры; 6 – призма обрушения; 7 – маячная свая

Удачно совершенствуется крепь котлованов и траншей путем возведения стен котлованов из монолитного или сборного железобетона способом «стена в грунте» и особенно в сочетании с анкерной крепью. Устройство котлованов с применением временной крепи включает следующие технологические операции (рис. 13.4): подготовительные работы (I), забивку свай (II), разработку грунта (III), планировку дна котлована (IV), устройство бетонной подготовки (V), гидроизоляцию лотка (VI), монтаж обделки (VII), гидроизоляцию стен и перекрытия (VIII), обратную засыпку конструкции и планировку (IX), извлечение свай (X). В зависимости от последовательности выполнения перечисленных выше операций, различают параллельную и последовательную схемы производства работ. В первом случае одновременно выполняют все технологические операции на различных участках. Такая схема организации работ возможна, если подземный объект имеет длину более 100-150 м. Во втором случае каждую технологическую операцию осуществляют после завершения предыдущей по всей длине объекта. Такую схему организации работ применяют при строительстве сравнительно коротких подземных объектов (менее 100-150 м) или когда невозможно развернуть широкий фронт работ. 376

377

Рис. 13.4. Технологическая схема строительства тоннеля в котловане со свайной крепью: 1 – установка для извлечения свай; 2 – каток; 3 – ограждение котлована; 4 – козловой кран; 5 – трейлер; 6 – бадья для бетона; 7 – экскаватор; 8 – установка для забивки свай; 9 – автосамосвал; 10 – бульдозер

При последовательной схеме производства работ сокращается длина технологического участка, уменьшается потребность в рабочей силе, однако несколько замедляется скорость строительства. Независимо от принятой схемы проведения работ основные биологические операции выполняются аналогичным образом. Подготовительные работы. При строительстве подземных сооружений в городских условиях к подготовительным работам относятся: перекладка подземных коммуникаций; мероприятия по обеспечению сохранности зданий, фундаменты которых расположены в зоне обрушения котлована; устройство водоотводных канав или отвалообразований, предохраняющих котлован от затопления ливневыми дождями или талыми водами. Для установки свайного ограждения вдоль бровок будущего котлована вскрывают контрольные траншеи глубиной до 1,5-2 и шириной 0,5-0,8 м для выявления мест расположения подземных коммуникаций. Забивка свай. Металлические сваи забивают молотами, вибропогружателями, дизель-молотами. Вибропогружателями и вибромолотами обычно оснащают краны-экскаваторы, имеющие большую маневренность. Реже в качестве базовой машины применяют копровые установки. Молот для забивки свай выбирают по методике, изложенной в СНиП III-9-74 «Основания и фундаменты». Расстояние от места забивки свай до расположения действующих коммуникаций (газопровод, водопровод, канализация и т.д.) должно составлять не менее 3 м, а в зимний период не менее 5 м. При значительном (на 1 м и более) сезонном промерзании грунта целесообразно перед забивкой свай предусмотреть бурение лидерных скважин на глубину промерзания. В некоторых случаях во избежание шума и вибрации, сопровождающих забивку свай, их устанавливают в заранее пробуренные скважины, закрепляя в донной части (до уровня дна котлована) бетоном. Пространство между стенками скважины и сваей засыпают песком. При применении в качестве крепления стен котлованов железобетонных буровых свай вначале с шагом 1,5-1,8 м пробуривают скважины и устанавливают в них стальные трубы диаметром около 1 м. Затем в них опускают арматурные каркасы и укладывают бетонную смесь. По мере укладки бетона обсадные трубы извлекают. С помощью специальных вкладышей в железобетонных сваях оставляют вертикальные каналы, которые служат направляющими для затяжки. В качестве последней могут быть использованы деревянные доски и сборные железобетонные панели. Разработка грунта с естественными откосами. Для этого обычно используют ковшовые экскаваторы вместимостью рабочего органа 0,5-1 м3 и бульдозеры. Преимущественно применяют экскаваторы, оборудованные драглайнами, позволяющие отрабатывать забой большого размера. При небольшой глубине котлованов могут быть использованы экскаваторы с прямой лопатой. Угол откоса котлованов зависит от физико-механических свойств грунтов. Обычно он составляет 35-45°. 378

Разрабатываемый грунт отсыпают в отвал или же грузят в автосамосвалы. При выемке грунта в отвал его вначале отсыпают в наиболее удаленные места отвала с постепенным приближением к бровке откоса траншеи. В местах пересечения котлована с подземными коммуникациями должны оставаться перемычки, разработку которых осуществляют вручную. При небольшой ширине котлована, соответствующей радиусу черпания экскаватора, на недостаточной глубине черпания выемку грунта можно проводить или за два прохода экскаватора вдоль оси траншеи, или с предварительной нарезкой траншеи бульдозером. В случае выемки котлованов экскаваторами по зигзагу, когда радиус черпания экскаватора не позволяет проходить грунт по всей ширине котлована с одной стоянки, выемку грунта проводят с двух стоянок: с первой разрабатывают основную часть траншеи в наиболее удаленное место отвала, со второй – оставшуюся часть котлована в отвал, приближающийся к бровке откоса котлована. Если необходима разработка широких котлованов в два прохода экскаватора с дополнительной перекладкой грунта из временного отвала в постоянный, работы делят на три операции: первая заключается в разработке грунта части котлована во временный отвал; вторая – в перекидке грунта экскаватором из временного отвала в постоянный и третья – в разработке оставшейся части грунта котлована экскаватором в постоянный отвал. Длина заходки при этом не должна превышать 25 м. Отвал следует размещать с нагорной стороны котлована для перехвата поверхностных вод. Разработка грунта с вертикальными стенками. При этом ширину котлована принимают на 30-50 см больше ширины возводимого сооружения на случай отклонения свай при их забивке (погружении) и для того, чтобы при их извлечении не повредить обделку тоннеля. Если применяют сборные обделки, полное уширение котлована может доходить до 2,2-2,4 м в зависимости от условия устройства гидроизоляции. При малой глубине котлованов (не более 10 м) грунт разрабатывают сразу до проектной отметки с помощью экскаваторов, которые устанавливают на поверхности земли. При этом выемку грунта следует вести от середины котлована к бортам с оставлением у свай берм шириной не менее 1 м. Край грунта срезают и перемещают в зону действия экскаватора с помощью бульдозеров, находящихся на дне котлована. Разработанный грунт грузят в автосамосвалы, и часть его вывозят в отвал, а часть используют для обратной засыпки котлована. При большой глубине последнего грунт разрабатывают отдельными ярусами. Загрузка автосамосвалов в этом случае происходит в котловане, для чего в определенных местах устраивают съезды. В процессе разработки грунта при незначительном притоке подземных вод выполняют открытый водоотлив насосами, установленными на поверхности земли или в котловане. Одновременно с разработкой грунта тщательно укрепляют стены котлована досками, заводимыми за полки свай. Дощатая крепь должна быть плотно расклинена между грунтом и сваями и не иметь щелей. 379

После разработки котлована на определенную глубину по обеим его сторонам между сваями устанавливают продольные горизонтальные связи в виде поясов из швеллерных или двутавровых балок, которые распирают поперечными расстрелами или же удерживают анкерами. Монтаж балок поясов и расстрелов осуществляют стреловыми гусеничными или колесными кранами, установленными на бровке котлована, или козловыми кранами. При анкерном креплении после установки обвязочных поясов под заданным углом к горизонту пробуривают скважины. В них помещают трубы, стержни или пучки высокопрочной проволоки, которые заделывают по всей длине или только в донной части скважины. После этого натягивают анкеры и закрепляют их на поясах при помощи накладной анкерной плиты и фиксирующей гайки. Натяжение анкерных оттяжек осуществляют отдельными ступенями по 20-30 % расчетного усилия с выдержкой времени между каждым этапом. Конечное усилие, равное 1,3-1,5 расчетного, выдерживают в течение часа. В процессе натяжения анкеров, также после их закрепления регистрируют усилия натяжения мерных оттяжек и выявляют возможное снижение этих усилий за счет податливости грунта. После раскрепления свайного ограждения котлован разрабатывают до проектной отметки и осуществляют зачистку дна котлована с помощью бульдозеров. Расчет элементов крепи котлованов. Элементы временной крепи котлованов следует рассчитывать по прочности, устойчивости и деформациям под воздействием бокового давления грунта и временных нагрузок на призме обрушения, а также на действие монтажных нагрузок, возникающих на различных этапах строительства подземного сооружения. Параметры свайного ограждения ориентировочно могут быть определены по номограммам (рис. 13.5.), разработанным специалистами Метрогипротранса. Глубину погружения свай ниже дна котлована ориентировочно принимают равной Н/2 в рыхлых породах, Н/3-Н/4 – в плотных грунтах (Н – глубина котлована). Прочность сваи проверяют по формуле Mmах / W ≤ Ru , где Мmах – максимальный изгибающий момент; W – момент сопротивления профиля сваи; Ru – расчетное сопротивление материала сваи при изгибе. Продольные пояса рассчитывают по схеме многопролетной неразрезной балки с пролетами, равными расстоянию между осями расстрелов или анкеров, загруженной усилиями, передающимися со свай. Расстрелы рассчитывают на действие усилий, передающихся со свай: Np = Рi l, где Рi – усилие, приходящееся на 1 м длины ограждения стен; l – расстояние между расстрелами. 380

а)

в)

б) Рис. 13.5. Номограммы для расчета: а – консольных свай; б – свай с одним ярусом расстрелов; в – досок затяжки

381

Сечение расстрела подбирают исходя из условия Np /(F φ) ≤ Rc , где F – площадь поперечного сечения расстрела; φ – коэффициент продольного изгиба; Rc – расчетное сопротивление материала сваи при сжатии. При применении анкеров расчет сводится к определению их числа и несущей способности, которая должна быть достаточной для восприятия анкерами возникающих усилий в элементах временной крепи. Возведение и гидроизоляция конструкции. Конструкцию подземного сооружения чаще всего выполняют из сборных элементов, объемных секций и секций замкнутого сечения, реже – из монолитного железобетона. Работы по возведению конструкции при свайном креплении котлована выполняют следующим образом. После разработки и зачистки котлована в его основание укладывают слой бетона толщиной 10 см (так называемую подготовку), затем устраивают стяжку, т.е. на подготовку наносят слой раствора толщиной 4 см, хорошо выровненный и заглаженный. Одновременно с устройством подготовки вдоль боковых стен котлована возводят защитные стенки для гидроизоляции. Последние могут быть возведены из асбоцементных листов толщиной 10-12 мм, кирпича, шлакоблоков, железобетонных плит толщиной 3 см, армированных двумя сетками из проволоки диаметром 5-6 мм. Возведение защитных стен из железобетонных плит сводится к следующим работам. Первоначально на расстоянии 50-70 см от стен котлована и 1-1,5 м друг от друга размещают стойки, которые связывают между собой досками и раскрепляют распорками, устанавливаемыми по высоте стен. К стойкам прибивают обрешетку из досок толщиной 25 мм и шириной 200 мм, к которой крепят железобетонные плиты размером 120×60×4 см. Обрешетку обшивают плитами снизу вверх, начиная со дна котлована. Поверхность плит в местах, где имеются неровности, а также швы между ними заполняют цементным раствором и тщательно выравнивают. После устройства подготовки и возведения защитной стенки приступают к гидроизоляционным работам. Для этого по подготовке дна котлована и всей высоте защитных стенок наносят в два слоя гидроизоляционный материал главным образом на резинобитумной основе (бризол, изол). После окончания изоляционных работ в лотке для предотвращения повреждения изоляции укладывают защитный слой из цементного раствора толщиной 2-3 см и приступают к монтажу обделки. Вначале укладывают лотковые блоки, затем – стеновые. После выверки правильности установки лотковых и стеновых блоков стыки между ними бетонируют с предварительной сваркой выпускной арматуры. До кладки плит перекрытия на опорную поверхность стеновых блоков наносят слой цементного раствора, обеспечивающий плотную посадку плит на стены. Зазор 382

между стеновыми блоками и гидроизоляционной стенкой заливают цементным раствором. Монтаж сборной обделки осуществляют при помощи стреловых или козловых кранов. Возведение обделки из сборного железобетона в котловане с естественными откосами имеет некоторые особенности. До монтажа обделки проводят гидроизоляцию лотка и устанавливают защитную стенку высотой 1 м. После монтажа обделки ее оклеивают гидроизоляционным материалом. Обратную засыпку котлована ведут по мере изоляции обделки одновременно с обеих сторон. Несоблюдение этого правила может привести к сдвижению конструкции тоннеля относительно проектной оси. При возведении цельносекционной обделки последовательность работ следующая: устройство подготовки, монтаж секций с помощью кранов и гидроизоляция стыков. Готовую конструкцию засыпают грунтом. За стены насыпают песчаный грунт слоями 20-30 см с поливкой водой и уплотнением. Засыпка за стены подземного сооружения должна проводиться одновременно с двух сторон во избежание одностороннего бокового давления грунта. На перекрытие грунт насыпают слоями по 50-60 см, уплотняя его послойно. После засыпки грунта за стены подземного сооружения демонтируют расстрелы, пояса обвязки и извлекают сваи. В последнюю очередь выполняют отделочные и монтажные работы в подземном сооружении, осуществляют восстановительные работы на поверхности и ликвидируют строительную площадку. 13.3. Траншейный способ Траншейным (рис. 13.6) называют способ работ, при котором сначала в узких траншеях возводят стены подземного объекта (тоннеля, камеры), а затем вскрывают поверхность земли на всю ширину (иногда на всей площади) подземного объекта, устраивают перекрытие и производят обратную засыпку котлована. Под защитой перекрытия затем разрабатывают породу в центральной части и возводят бетонную подушку. Траншейный способ применяют в условиях плотной городской застройки под узкими улицами для быстрейшего восстановления движения городского транспорта. Основными технологическими операциями при траншейном способе производства работ являются прокладка траншей, монтаж основных несущих элементов и разработка грунта внутри подземного сооружения (рис. 13.7). Прокладку траншей и монтаж основных несущих элементов подземного сооружения в последние годы осуществляют способом «стена в грунте». Этот способ предусматривает разработку грунта в траншеях шириной 0,5-1 м под защитой г линистого раствора, который выполняет роль временной 383

а)

б)

в)

Рис. 13.6. Последовательность работ при траншейном способе: а – возведение стен; б – устройство покрытия; в – готовое подземное сооружение

Рис. 13.7. Схема строительства тоннеля траншейным способом: 1 – пионерная траншея; 2 – грейфер; 3 – армокаркас; 4 – бетонолитная труба; 5 – экскаватор; 6 – автосамосвал; 7 – бетононасос

крепи, образуя на поверхности стен траншей тонкую (0,5-30 мм) и достаточно плотную и прочную пленку. Наличие глинистой пленки предотвращает избыточную фильтрацию раствора в грунтовый массив и удерживает от обрушения вертикальный откос траншей. Глинистая пленка является также своеобразным экраном, обеспечивающим передачу на грунт статического и динамического давлений глинистого раствора. Удельный вес глинистого раствора подбирают из расчета, чтобы его давление превышало активное давление грунта и воды. Обычно удельный вес глинистого раствора изменяется от 10,5 до 12 кН/м3. После разработки траншеи в нее опускают арматурные каркасы и через бетонолитные трубы укладывают бетонную смесь, вытесняя глинистый раствор. В отдельных случаях монтаж несущих конструкций подземного сооружения выполняют из сборных элементов. Наряду со сплошными траншейными стенами применяют стены из взаимно пересекающихся или касающихся бетонных или железобетонных буронабивных свай. 384

После устройства траншейных стен вскрывают поверхность между стенами до требуемой отметки и устраивают перекрытие (см. рис. 13.7). Готовое перекрытие покрывают гидроизоляцией и засыпают грунтом с последующей его планировкой. После этого приступают к разработке грунта. Разработка грунта внутри сооружения может быть различной в зависимости от вида и размеров подземного сооружения. При строительстве протяженных сооружений (пешеходные, автотранспортные тоннели) разработку грунта (см. рис. 13.7) осуществляют в один прием со стороны портальных участков с помощью малогабаритных экскаваторов, бульдозеров, породопогрузочных машин. Транспортируют породу в автосамосвалах, реже в вагонетках или конвейерах. При строительстве многоярусных сооружений (типа подземных гаражей) разработку грунта ведут слоями в направлении сверху вниз. На поверхность земли породу можно выдавать бадьями с помощью крана через отверстия, оставленные в перекрытии, или же автосамосвалами, перемещающимися по специально устроенным пандусным съездам. Конструкции междуярусных перекрытий возводят по двум технологическим схемам: сверху-вниз (рис. 13.8, а) и снизу-вверх (рис. 13.8, б).

Рис. 13.8. Последовательность работ при строительстве многоярусных подземных сооружений: I – возведение несущих стен в траншеях; II – вскрытие котлована и возведение верхнего перекрытия; III – обратная засыпка и восстановление поверхности; IV – разработка грунта и возведение многоярусных перекрытий; I' – возведение несущих стен в траншеях; II' – разработка грунта на проектную глубину котлована и закрепление стен; III'– возведение междуярусных перекрытий; IV' – засыпка котлована 385

По первой схеме грунт вынимают на высоту яруса подземного сооружения и сразу же возводят междуярусное перекрытие, после этого цикл повторяют до тех пор, пока не будут возведены все ярусы. Преимущество такой схемы заключается в том, что междуярусные перекрытия выполняют роль распорок, обеспечивающих устойчивость траншейных стен. Недостатком ее является усложнение работ по разработке грунта. По второй схеме одновременно с разработкой грунта осуществляют крепление траншейных стен с помощью расстрелов или анкеров. После разработки грунта на проектную глубину приступают к возведению междуярусных перекрытий в направлении снизу-вверх. При этом демонтируют пояса и расстрелы. Преимуществом такой схемы является простота работ по разработке грунта, возможность применения высокопроизводительных землеройных машин, а основным недостатком - необходимость дополнительного раскрепления траншейных стен. 13.4. Передвижные крепи При применении передвижной крепи подземные сооружения вводят с помощью специальных щитов незамкнутого профиля, передвигающихся за счет отталкивания от собранной обделки (такие щиты иногда называют полущитами). Они выполняют роль временной передвижной крепи, предотвращающей обрушение породы при ее разработке. Под защитой щита возводят обделку тоннелей. По мере его продвижения и возведения обделки оставшееся пространство между возведенной обделкой и поверхностью земли засыпают грунтом. В отличие от котлованного способа, при котором стены выработки по всей длине закрепляют временной крепью, применение передвижной крепи исключает стационарное ограждение от котлована. При этом значительно сближаются операции по разработке и погрузке грунта и возведению постоянной крепи. Передвижную крепь применяют при строительстве различных тоннелей неглубокого заложения (до 12 м) с цельносекционной обделкой вблизи зданий и сооружений, а также различного рода подземных коммуникаций в любых нескальных необводненных грунтах, за исключением неустойчивых илистых иди плывунных. Учитывая достоинства и недостатки открытого и щитового способов строительства, на практике осуществляют разработки принципиально новой техники и технологии строительства подземных сооружений на малых глубинах, позволяющих исключать шум и вибрацию, осадку поверхности земли и строить в непосредственной близости от фундаментов зданий, сохранив их целостность, что в конечном итоге должно привести к значительному сокращению стоимости и сроков работ. Так, в 1961 г. была создана и испытана мо386

дель передвижной механизированной крепи, предложенная инженером B.C. Пикулем, затем при строительстве перегонных тоннелей Московского метрополитена были опробованы проходческие щиты для открытого способа работ конструкции Метрогипротранса и ЦНИИСа. При испытании указанных выше щитов максимальная скорость проходки тоннеля составила 6 м/сут при затратах труда 35 чел.-ч на 1 м тоннеля, что в 2-2,5 раза меньше по сравнению с обычной технологией возведения тоннеля открытым способом со свайным ограждением. Однако, несмотря на ряд значительных преимуществ по сравнению с обычной технологией, эти конструкции не получили широкого применения на практике из-за сложного управления в процессе перемещения. Для возведения коллекторных тоннелей открытым способом в условиях плотной городской застройки специалистами Главмосинжстроя разработана передвижная механизированная крепь ПMK (рис. 13.9), которая представляет собой пространственную распорную передвижную металлическую крепь Н-образной формы в плане, состоящую из двух частей, разделенных между собой домкратной секцией 3. Передняя ножевая часть 5 предназначена для разработки забоя, хвостовая 2 – для монтажа секции обделки. Угол наклона боковых стен в ножевой части равен 50°. Для уменьшения выталкивающего усилия, возникающего на наклонной части, ножевая секция имеет вертикальную часть, составляющую 1/3 от общей высоты конструкции. На конце боковых стен предусмотрены фартуки 1 длиной 1,5 м, предназначенные для предотвращения обрушения бортов траншеи в пространство строительного зазора. Последний величиной 250 мм образуется при перемещении ПМК за счет толщины ее боковых стен и монтажного зазора между конструкцией обделки и стенками ПМК. Домкратная секция служит для обеспечения перемещения ПМК. В ней смонтированы гидродомкрат перемещения 4, гидропривод, пульт управления. Кроме того, она играет роль жесткой связи между боковыми стенами, воспринимающей нагрузки, как от грунтового массива, так и от перемещения. А-А А

Рис. 13.9. Принципиальная конструкция ПМК для строительства тоннелей

387

А

Нижняя часть домкратной секции для профилировки почвы выработки, оборудованная подрезным ножом 7, опираясь на дно траншеи, является днищем ПМК. В донной части домкратной секции установлены гидродомкраты – два подрезного ножа и два нижнего маневра 8. Последние предназначены для плавного изменения направления ПМК в профиле и совместно с верхними домкратами перемещения позволяют обеспечивать устойчивое поведение ПМК при ее перемещении в грунтовом массиве. Для увеличения маневренных свойств конструкции в ножевой части установлены два гидродомкрата управления 6, которые закреплены на боковых стенах. Цикл работ при строительстве тоннелей с применением ПМК состоит из следующих основных операций: разработки грунта экскаватором с погрузкой его в автосамосвалы, перемещение ПМК и экскаватора с засыпкой образовавшегося строительного зазора специальным заполнителем, устройства дренажного слоя основания и монолитного железобетонного днища коллектора, монтажа сборной железобетонной обделки тоннеля, устройства гидроизоляции конструкции тоннельной обделки и обратной засыпки заизолированного участка тоннеля. Разработку грунта осуществляют в пределах ножевой части экскаваторами, оборудованными обратной лопатой, на длину, равную длине секции тоннельной обделки. Ширина котлована должна быть на 0,6-0,8 м меньше ширины ПМК. Оставшийся у боковых стен грунт подрезается боковыми стенами ПМК. Одновременно с выемкой грунта с помощью гидродомкратов перемещается и ПМК, постоянно врезаясь ножевой частью в разработанный экскаватором забой. Образовавшийся строительный зазор ликвидируют заполнением последнего материалом с большой текучестью. В качестве такого заполнителя рекомендуют применять прокаленный до температуры 200°С песок, который в таком состоянии имеет нулевое сцепление. Обделку тоннеля монтируют под защитой хвостовой части при помощи самоходных кранов на пневмоколесном ходу (например, К-161). Кран устанавливают и перемещают непосредственно на перекрытии уже смонтированной части тоннеля строго по его оси. Монтаж ведут после перемещения ПМК параллельно с разработкой грунта. Гидроизоляцию осуществляют вслед за проходкой тоннеля с незначительным отставанием. Затем проводят обратную послойную засыпку конструкций с поливкой и уплотнением. С помощью ПМК в г. Москве был построен коллектор р. Неглинной, два коллектора для прокладки инженерных коммуникаций, один для пешеходного перехода. Общая протяженность тоннелей, возведенных с применением ПМК, составляет более 1100 м. При этом средняя скорость проведения составила 5 м/смену, а максимально достигнутая – 8 м/смену, фактическая трудоемкость на 1 м коллекторного тоннеля составила 105 чел.-ч, что в 1,7 раза ниже, чем при традиционном способе строительства тоннелей с устройством свайной распорной крепи. 388

Таким образом, опыт применения ПМК показал, что она позволяет эффективно и качественно в практически любых грунтовых условиях, за исключением скальных, строить различные инженерные тоннели в крайне стесненных городских условиях и непосредственной близости к зданиям и сооружениям на глубине до 10 м. Строительство осуществляют сравнительно бесшумно, без просадки поверхности земли и, что самое главное, без устройства дефицитной, дорогостоящей и трудоемкой временной металлической распорной крепи стен тоннеля.

Контрольные вопросы 1. 2. 3. 4. 5.

В чем сущность открытого способа строительства подземных сооружений? В какой последовательности осуществляется строительство котлованным способом? Какие виды котлованов применяют? От чего зависит выбор формы котлована? Какие схемы и конструкции крепления котлованов Вы знаете? Какое буровое оборудование может применяться при проходке тоннелей? Укажите область применения различных видов оборудования. 6. Назовите основные технологические операции при строительстве подземных сооружений котлованным способом? Какие средства механизации используются при этом? 7. По каким факторам рассчитываются элементы крепи котлованов? 8. Как возводится обделка и осуществляется гидроизоляция подземных объектов, сооружаемых котлованным способом? 9. В чем сущность траншейного способа сооружения подземных объектов? 10. В каких условиях целесообразно применение способа «стена в грунте»? 11. Каковы особенности ведения работ при строительстве многоярусных подземных сооружений? 12. В чем назначение и сущность передвижной крепи? Какова ее область применения? 13. Каковы конструктивные особенности передвижной механизированной крепи ПМК? 14. Охарактеризуйте технологическую схему проведения подземных сооружений с использованием передвижной механизированной крепи?

389

14. ОРГАНИЗАЦИЯ РАБОТ И РАСЧЕТ ТЕХНИКО-ЭКОНОМИЧЕСКИХ ПОКАЗАТЕЛЕЙ ПРИ ПРОВЕДЕНИИ ГОРНЫХ ВЫРАБОТОК 14.1. Схемы организации работ при строительстве горизонтальных и наклонных выработок В зависимости от схемы организации работ основные проходческие

процессы выполняют последовательно, при частичном совмещении и параллельно. Исходя из этого, различают три технологические схемы проходки горных выработок: последовательную, совмещенную и параллельную. Последовательная технологическая схема характеризуется разновременностью работ по выемке породы и возведению постоянной крепи в одном подготовительном забое. Совмещенная технологическая схема характеризуется частичным совмещением работ по возведению постоянной крепи в забое и бурению шпуров. Параллельная технологическая схема предполагает одновременность работ по погрузке породы или бурению шпуров и возведение постоянной крепи. Выемку породы или бурение шпуров ведут в забое, а постоянную крепь возводят с отставанием от забоя. При проведении наклонных выработок наиболее широкое распространение получила последовательная схема организации работ. Учитывая стесненность работ в забое и угол наклона выработки, безопасность работ может быть достигнута только при последовательном выполнении работ проходческого цикла, но при этом темпы проходки будут невысокие. 14.2. Состав проходческого цикла Проходческие процессы, связанные с проведением горных выработок подразделяются на основные и вспомогательные. К основным процессам при проведении выработок буровзрывным способом относятся: бурение шпуров; погрузка горной массы; возведение постоянной крепи; настилка постоянного пути. К вспомогательным процессам, необходимым для выполнения основных, относятся: возведение временной крепи; водоотлив; освещение; наращивание транспортных коммуникаций; прокладка труб и кабелей и т.д. При проведении выработок проходческими комбайнами в состав основных процессов входят: работа комбайна; обслуживание комбайна (замена зубков, профилактический осмотр и др.); крепление выработки. К вспомогательным процессам относятся те же, что и при буровзрывном способе проходки. Совокупность основных проходческих процессов, необходимых для подвигания забоя выработки на заданную величину, называют проходческим циклом, а время, в течение которого они выполняются, – продолжительно390

стью цикла. Продолжительность цикла выбирают из расчета завершения его в целое число смен или выполнения в смену целого числа циклов, что значительно упрощает организацию работ и учет выполненной работы каждым звеном бригады. Продолжительность цикла на проведение наклонных выработок чаще принимают кратной продолжительности смены (от 1 до 4 смен). 14.3. Определение трудоемкости работ, длительности цикла и состава звена Трудоемкость работ проходческого цикла определяется с помощью Единых норм времени или Единых норм выработки. В первом случае трудоемкость работ определяется произведением объема работ Wi на установленную норму времени Нвр, т.е. Т i = Wi ⋅ Н вр . Во втором случае – делением объема работ на принятую норму выработки Нвыр: Wi . Тi = Н выр Принятая норма определяется с учетом коэффициентов отклонения Кi от норм: ′ ⋅ Кi . Н вр = Н вр Расчет трудоемкости работ по каждому процессу проходческого цикла сводится в табл. 14.1. Таблица 14.1 Определение трудоемкости работ Норма вреВиды норОбъем § и табл. мени или Коэффициент Принятая Единица мируемых работ ЕНиР или выработ- отклонения норма измерения работ ЕНВ Wi Кi Hвр ки Н ′ вр Бурение шпуров … Итого

Трудоемкость работ Тi, чел.-ч (чел.-см)

м

ΣТi

Состав звена проходчиков устанавливают, исходя из общей трудоемкости работ Тц, чел.-см., которую определяют на цикл или 1 м: Тц =

∑Т i , tц

где tц – продолжительность цикла, ч. 391

Учитывая нормы размещения проходчиков в забое (1 человек на 2-3 м площади забоя вчерне), возможности перевыполнения норм выработки до 10-12%, принимаем состав звена на цикл nяц . Тогда коэффициент перевыполнения норм выработки составит: Т К пер = цц . nя При установлении явочного состава проходчиков nяц на один цикл следует соблюдать основное правило цикличной организации труда: расчетная продолжительность цикла должна быть кратна продолжительности смены. При комбайновом способе проведения выработки объемы работ определяются, исходя из величины шага рамной крепи (ширины элементов сборной крепи) или на 1 м выработки. 14.4. Определение продолжительности процессов проходческого цикла Продолжительность работ t, ч, выполняемых последовательно, определяется по формуле ti =

Ti K взр nяц К пер

,

где Квзр – коэффициент взрывных работ, Квзр= 0,8-0,85; nяц – число проходчиков в звене. При совмещении двух и более процессов определяют их общую продолжительность, одинаковую для всех процессов: t совм =

(Т1 + Т 2 + ... + Т i )К взр nяц К пер

.

Продолжительность взрывных работ (заряжание, взрывание, проветривание, приведение выработки в безопасное состояние) определяется по формуле t взр = t ц (1 − К взр ).

Суммарная величина продолжительности процессов проходческого цикла с учетом продолжительности взрывных работ должна быть равна длительности цикла, т.е. t1 + t2+ ··· + tn = tц . При комбайновой проходке выработок продолжительность процессов проходческого цикла определяется по формуле без учета взрывнх работ. 392

14.5. График организации работ На основании полученных данных строится график организации работ. Исходными данными для его составления являются продолжительность каждого процесса и число занятых рабочих. При этом продолжительность последовательно выполненных работ должна быть равна продолжительности цикла, а также обеспечиваться постоянная занятость всех рабочих звена в любой момент времени. Форма построения графика организации работ представлена в табл.14.2. Таблица 14.2 График организации работ ПродолжиНаименование Объем Трудоемкость, Число тельность работ работ чел.ч рабочих 8 работ, ч Бурение шпуров …

Часы смены (цикла) 9

10 11 12 13 14

14.6. График выходов На основании графика организации работ, квалификационного состава проходческой бригады составляют график выходов рабочих (табл.14.3). Он будет составлен правильно, если число рабочих соответствующей квалификации в каждую смену и в целом за сутки соответствует расчетным данным. Таблица 14.3 График выходов рабочих Профессия и квалификация

I

Число рабочих в смену II III IV

В сутки

Проходчик V разряда | …

14.7. Организация работ при строительстве комплекса выработок околоствольного двора В околоствольных дворах ряд конструктивно сложных выработок, камер и сопряжений проводят несколькими этапами, каждый из которых состоит из однородных работ, отличающихся местом их выполнения. Проект технологии строительства таких выработок предусматривает определение числа этапов, способа производства и механизации работ на каждом этапе, норм времени для каждого вида работ и вычисление затрат времени и труда. 393

Например, при проведении по буровзрывной технологии насосной камеры двумя слоями сверху вниз и креплении ее бетонной сводчатой крепью возможны следующие этапы: I – выемка породы и возведение временной крепи в верхнем слое на всю длину камеры (шпуры бурят ручными бурильными молотками, породу грузят скреперной установкой, деревянную временную крепь возводят вручную); II – возведение бетонной крепи свода и торцевых стенок камеры в области свода (бетонную смесь подают за инвентарную опалубку комплексом БУК-1); III – выемка породы в нижнем слое (шпуры бурят бурильными молотками, породу грузят скреперной установкой); IV – возведение постоянной крепи стен; V – выемка породы в котлованах под стационарные насосы и двигатели; VI – возведение фундаментов под оборудование, бетонирование пола камеры, настилка постоянного пути; VII – установка монтажных балок. Проведение сопряжения также может выполняться в несколько этапамов: I – выемка породы и возведение временной крепи; II – возведение постоянной крепи из монолитного бетона; III – настилка постоянных рельсовых путей и стрелочных переводов. Объемы однородных работ определяют по этапам на всю камеру. Объем работ по бурению Viб, м, на 1-м этапе:

Viб = qiб ViВ , где qiб – количество шпурометров для выемки 1 м3 породы в массиве; VI В – объем породы в массиве, вынимаемой на i-м этапе, м3. Объем работ по возведению рам временной крепи ViK, рам.:

ViK = Lк / L , Lк – длина камеры вчерне, м; L – расстояние между рамами, м. Объем работ по возведению постоянной крепи из монолитного бетона Viб, м3: где

Viб = (S пр − S св ) Lк K изл ,

где Кизл – коэффициент излишка сечения, Кизл = 1,03-1,06; Snp – сечение камеры в проходке, м2; Sсв – сечение камеры в свету, м2. Объем работ по выемке породы на i-м этапе Vin, м3: Vin = S пр Lк K изл . Если камера или сопряжение имеют переменное сечение по длине, то при подсчете объемов работ дополнительно разбивают выработку на участки. После определения объемов работ рассчитывают количество человекочасов (трудоемкость) по каждому этапу: n

Ti = ∑Vin H врin , i

где Vin – объем n-й работы i-го этапа; Нврin – норма времени n-й работы i-го этапа. 394

Зная трудоемкость работ, можно определить время и построить график организации работ на каждом этапе по методике, используемой при определении этих параметров для горизонтальных и наклонных выработок. При проходке камер и выработок небольшой длины обычно ограничиваются подсчетами общего времени выполнения этапов работ и составлением календарного графика в сутках. График организации работ увязывает все процессы проходческого цикла во времени и пространстве, регламентирует операции по времени, строго исходя из технических возможностей машин, механизмов и квалификации проходчиков. На графике четко определяется последовательность операций, их совмещение во времени и определяется расстановка каждого проходчика. В качестве примера рассмотрим организацию работ при проведении выработок околоствольного двора и камеры гараж-зарядной. Новокузнецким ШПУ комбината «Кузбассшахтострой» была организована скоростная проходка выработок околоствольного двора шахты «Абашевской». К началу скоростной проходки были пройдены и закреплены постоянной крепью узлы 12, 13, 14 и выработки между ними, часть обгонной ветви между узлами 14 и 15 (рис. 14.1). Забой обгонной ветви околоствольного двора был оснащен двумя породопогрузочными машинами ППМ-4 и двумя бурильными машинами БУ-1. Для надежной работы проходческой бригады организовали резерв из одной породопогрузочной машины и одной бурильной установки. Принятая схема размещения оборудования и транспорта приведена на рис. 14.2. Пересекаемые породы представлены аргиллитами с коэффициентом крепости f = 4-6 и песчаниками с коэффициентом крепости f = 8-10. Сечение выработки в свету 14,2 м2, в проходке 18,4 м2, протяженность участка 160 м. Бригада героя соц. труда И.Е. Сизых была укомплектована из 68 человек. В её состав были введены электрослесари и машинисты электровозов. Предусматривалось проведение обгонной ветви при непрерывной рабочей неделе в 4 смены. Одна часть бригады в составе 32 человек осуществляла проходку выработки на временном креплении, а другая часть бригады занималась подготовкой к бетонированию и бетонированием. Постоянная крепь принята из монолитного бетона толщиной в стенах – 300 мм, в своде – 250 мм. Бурение шпуров осуществлялось одновременно двумя бурильными установками. Согласно схеме расположения шпуров (рис.14.3) был принят центральный призматический вруб, а глубина шпуров составила 2,2 м. При проведении выработки по аргиллитам количество шпуров составляло 62, а по песчаникам – 85. Кроме того, при прохождении по песчаникам был отработан и применен паспорт буровзрывных работ с контурным взрыванием. Это позволило 30 м выработки пройти без временного крепления. В качестве ВВ применялся аммонит АП-4 ЖВ, а в качестве СВ использовались электродетонаторы ЭД-8-Э и ЭД-КЗ. 395

Рис. 14.1. Схема околоствольного двора шахты «Абашевская»: – выработка, пройденная за месяц; – выработка, закрепленная за месяц

При проведении выработки по аргиллитам в качестве временной крепи была принята арочная трехзвенная металлическая крепь с деревянной затяжкой. Возведение временного крепления максимально совмещалось с бурением шпуров. Погрузка породы производилась с помощью двух породопогрузочных машин, работающих одновременно. Маневровые работы и откатка вагонов производились аккумуляторным электровозом. Возведение постоянной крепи осуществлялось с отставанием от забоя на 70 м и велось заходками по шесть метров с помощью инвентарной опалубки. Бетон готовили на заводе и доставляли к стволу в автосамосвалах, далее до забоя – в вагонетках. Для выполнения работ на поверхности была создана специальная бригада, работающая по сдельной оплате. Технологическая схема проходки и крепления выработки приведена рис. 14.4. При данной организации работ были достигнуты следующие технико-экономические показатели: производительность труда проходчиков на выход – 1,24 м3; производительность труда за месяц – 32,4 м3; уложено бетона – 650 м3; пройдено выработки в готовом виде – 155,5 м; пройдено выработки в свету – 2207,6 м3; бурение шпуров производилось за 1 час 40 мин, погрузка породы за три часа, установка рам временного крепления и затяжка производились за 1 час 30 минут. Эти показатели довольно высоки, и добиться их можно только при четкой организации труда проходчиков. График организации работ по скоростному проведению обгонной ветви околоствольного двора приведен на рис. 14.5. 396

397

Рис. 14.2. Схема размещения оборудования и транспорта в обгонной ветви околоствольного двора шахты «Абашевская»

Рис. 14.3. Схема расположения шпуров в забое обгонной ветви околоствольного двора

398

2 5

3

4

Рис. 14.4. Схема проходки ветви околоствольного двора на шахте «Абашевская»: 1 – погрузочная машина; 2 – вентиляционный став; 3 – вагон с породой; 4 – инвентарная металлическая наборная опалубка из металлических кружал и листов; 5 – вагон с бетоном

Сооружение камеры гараж-зарядной объемом 3004 м3 производилось бригадой И.М. Чернова из шахтостроительного управления №2 треста Горловскуглестрой. Проектом, разработанным Днепрогипрошахтом, предусматривалась в качестве постоянной крепи металлоарочная крепь из СВП-27 с железобетонной затяжкой. Камера гараж-зарядной расположена вкрест простирания пород, представленных на 80% песчаниками с f = 10-14 и на 20% песчанистыми сланцами с f = 7-9. Площадь сечения камеры в свету 18,5 м2, в проходке – 23,2 м2; рельсовый путь – из рельсов Р-33 с колеей 900 мм. Обмен вагонов в призабойном пространстве осуществлялся с помощью накладной плиты-разлиновки. 399

Объем на цикл

Время на цикл

ед. изм.

колво

час

Приведение забоя в безопасное состояние

–

–

0

30

2. Бурение шпуров по забою

м

209

1

40

Установка временной крепи забоя выработки

рам

2

1

30

шпур.

86

1

00

5 Проветривание

–

–

0

20

6 Погрузка породы

м3

40

3

30

м

2

0

30

м3

8,4

8

00

–

–

0

30

№ 1.

3.

Наименование операций

4. Заряжание, взрывание

Настилка временного рельсового пути Возведение постоянной 8. бетонной крепи 7

9. Резерв времени

мин 8

I смена 9

10

11

II смена 12

13

14

15

Рис. 14.5. График организации работ по скоростному проведению обгонной ветви околоствольного двора шахты «Абашевская»

16

17

18

19

Режим работы принимался из расчета четырех смен по шесть часов, при шестидневной рабочей неделе с общим выходным днем в воскресенье. Бригада состояла из пяти звеньев по шестнадцать человек. Буровзрывные работы вели по паспорту, который предусматривал двойной ступенчатый вруб. По забою бурили 67 шпуров, м: 1,7 – два шпура; 2,2 – 5 шпуров и 2 – 60 шпуров. В качестве ВВ использовали скальный аммонит №1 прессованный с диаметром патрона 45 мм для врубовых шпуров и диаметром 36 мм для остальных; средства взрывания – электродетонаторы мгновенного действия ЭД-8Э, короткозамедленного – ЭД-КЗ и замедленного – ЭД-ЗД. Подвигание забоя за цикл составляло 2 м при достигнутом коэффициенте использования шпуров 0,95. Проходческий цикл начинался с приведением забоя в безопасное состояние (оборка нависающих кусков породы, проверка состояния временной и постоянной крепей), затем забуривали под балки полка шпуры по 0,5 м и устанавливали переносной полок, который перекрывали щитами длиной 3 м из досок 40 мм (рис.14.6). а)

Сопряжение №20

Сопряжение №22

Сопряжение №19

б)

в)

Рис. 14.6. Схема проходки камеры гараж-зарядной: а – расположение камеры на плане околоствольного двора; б – схема размещения породопогрузочных машин в забое; в – схема расположения шпуров 401

После этого три проходчика с полка размечали забой под бурение и приступали к бурению шпуров под анкера перфораторами ПР-27ВБ. Затем устанавливали анкерную временную крепь, орошали из шланга взорванную породу под полком, после чего четыре проходчика убирали породу породопогрузочными машинами ППН-lc и ППН-3 в вагонетки УВГ-3,3. После уборки породы приступали к бурению шпуров в верхнем сечении, установке рам постоянного крепления и перекрытию их железобетонной затяжкой, а также настилке рельсового пути. Бурение шпуров (27 шт.) с полка в верхнем сечении осуществлялось за одну смену. Остальные (нижние) шпуры (40 шт.) добуривали четыре проходчика во вторую смену. Таким образом, за 26 рабочих дней было пройдено 184 м выработки в объеме 3004 м3 в свету. Производительность проходчиков составила 1,73 м3/выход. Достигнутые результаты явились следствием тщательной подготовки скоростной проходки, для чего совместно с администрацией действующей шахты были разработаны организационно-технические мероприятия, обеспечивающие: – своевременную доставку бригаде необходимых материалов, оборудования и запасных частей; – профилактический контроль, осмотр и ремонт машин и механизмов службами отделов главных механиков ШСУ №2 и шахты; – создание резервов узлов, машин и механизмов на случай их поломки; – выделение опытных мастеров-взрывников в каждую смену; – выделение одного электровоза и одного гировоза в каждую смену и обеспечение обслуживающим персоналом породного комплекса ствола №5 и грузолюдского ствола №4; – ежесуточное подведение итогов работы бригады проходчиков. Каждая скоростная проходка требует усилий большого коллектива специалистов, но они почти всегда оправданы, так как именно при работе бригад в скоростном режиме происходит его становление, закрепляется мастерство, проверяются расчеты инженеров. Институтами КузНиишахтостроем и ВНИИОМШСом разработаны альбомы технологических схем проходки горных выработок, которые основываются на расчетных и практических данных ряда угольных бассейнов и имеют широкий диапазон горно-геологических и производственно-технических условий, для которых они составлены. Для конкретных условий в альбоме представлены: технологическая схема проходки выработки; график организации работ; схема размещения оборудования и расстановки рабочих; паспорт БВР. В прил. 2-4 представлены три технологические схемы проведения капитальных выработок. 402

14.8. Организация работ при проведении горизонтальных и наклонных выработок буровзрывным способом Высокий уровень организации труда является одним из путей повышения технико-экономических показателей проведения горных выработок. Это подтверждает опыт скоростных проходок, когда были достигнуты с применением серийного проходческого оборудования высокие скорости проведения только за счет улучшения организации труда в забое, четкой регламентации трудовых действий каждого проходчика. Для каждого забоя устанавливают недельный и суточный режимы работы. Наиболее рациональным является непрерывный недельный режим работы при трех – или четырехсменной работе в сутки. Четырехсменный суточный режим работы при непрерывной рабочей неделе является наиболее предпочтительным. В этом случае ремонтные и подготовительные работы выполняют, совмещая их с другими операциями цикла, а ремонтные работы ТО-I и ТО-II (техническое обслуживание по согласованному графику механика участка с бригадиром) в основном в выходные дни. Работы по проведению выработок ведут комплексными бригадами. Бригаду возглавляет бригадир. При проведении выработок скоростными методами создаются укрупненные проходческие бригады. В состав такой бригады помимо проходчиков входят взрывники, электрослесари и подсобные рабочие, оплачиваемые по сдельно-прогрессивной системе в зависимости от скорости проведения выработок. Опыт проведения бремсберга и схема размещения оборудования в забое представлены на рис. 14.7. Бремсберг проводился буровзрывным способом вниз по угольному пласту параллельно с ходком. Площадь сечения выработок в проходке 15,4 м2, в свету – 12,2 м2, протяженность – 2500 м. Мощность пласта 2,1-2,3 м, угол падения 7-10°, вмещающие породы сложены переслаиваниями алевролитов и песчаников с f = 3-8. Присечка пород осуществлялась со стороны кровли и составляла 40%. Забой каждой выработки был оснащен бурильной установкой БУЭ-1М на гусеничном ходу, погрузочной машиной 2ПНБ-2 и скребковым конвейером СР-70М. Крепь выработок – металлическая арочная из профиля СВП-27, шаг установки рам – 0,5 м, затяжка кровли и боков – железобетонная. Крепь, материалы и оборудование доставляли в вагонетках и на платформах по постоянному пути из рельсов Р-33 на железобетонных шпалах. Из забоя горную массу транспортировали скребковым конвейером СР-70М на ленточные конвейеры 1Л-80. Приводные и натяжные головки всех конвейеров крепили металлическими анкерами ШК-IМ длиной 1,6-1,8 м в породах почвы. Выработки сбивались ходками через каждые 100 м. Работы велись по четырехсменному графику с одним общим выходным по воскресеньям и одним выходным по скользящему графику. Скорость проходки ровнялась 100-110 м/мес, производительность труда проходчиков – 2,83 м3/чел.-смену. 403

а)

б)

Рис. 14.7. Схема размещения оборудования в грузовом бремсберге: а – при бурении шпуров; б -при погрузке породы; 1 – бурильная установка БУЭ-1М (на гусеничном ходу); 2 – погрузочная машина 2ПНБ-2; 3 – скребковый конвейер СР-70М; 4 – ленточный конвейер 1Л-80

Опыт проведения конвейерного уклона длиной 1390 м представлен на рис. 14.8. Площадь сечения уклона в проходке – 22,4 м2, в свету – 19,1 м2, угол наклона – 12-14°. Вмещающие породы – песчаники, обладающие высокой устойчивостью. Бурение шпуров осуществлялось бурильной установкой СБУ-2М, погрузка породы – погрузочной машиной 2ПНБ-2У в скип вместимостью 5 м3, Основные размеры скипа, м: длина 5,86, ширина 1,83, высота 1,55, ширина колец 1,55. В уклоне использовался совмещенный рельсовый путь: для скипа шириной колеи 1520 мм, вагонеток ВГ-3,3 и платформ шириной колеи 900 мм. Для этого укладывали три нитки рельсов Р-33 на деревянных шпалах – две крайние для перемещения скипа и одну между ними на расстоянии 900 мм от крайней нитки для откатки по ним вагонеток и платформ. По мере подвигания забоя наращивали временный путь из отрезков рельсов длиной 2 м, через 8 м заменяли постоянным путем из рельсов Р-33 длиной 8 м. Для маневров погрузочной машины и бурильной установки использовалась предохранительная лебедка 3ЛП. Выработку крепили арочной крепью из профиля CВП-27 и сплошной железобетонной затяжкой; шаг установки крепи – 0,5 м. Для увеличения устойчивости крепи через каждые 2 м анкеровали рамы четырьмя анкерами длиной 1,6-1,8 м к бокам выработки (по два анкера на сторону). Водоотливная канавка устраивалась с отставанием от забоя на 60 м с помощью отбойных молотков и бетонировалась. 404

а)

б)

Рис. 14.8. Схема размещения оборудования в конвейерном уклоне: а – при бурении шпуров; б – при погрузке породы; 1 – лебедка 3ЛП; 2 – погрузочная машина 2ПНБ-2У; 3 – бурильная установка СБУ-2М; 4 – скип

На проведении уклона была занята бригада численностью 30 человек. Режим работы – четыре смены по 6 ч с общим выходным по скользящему графику. Бригада была разделена на шесть звеньев по пять человек. Пять звеньев работали в забое, шестое занималось проведением канавки, затяжкой боков с отставанием от забоя на 15 м, устройством ходового отделения и доставочными работами. Продолжительность цикла 31 ч, подвигание за цикл 2 м. Среднемесячные темпы проведения уклона равнялась 42 м, производительность труда проходчиков – 1,67 м/чел.-смену. 14.9. Организация работ при проведении выработок проходческими комбайнами При комбайновом способе строительства организация работ должна обеспечивать максимально возможное использование рабочего времени комбайна, максимальное совмещение во времени основных процессов проходческого цикла, сокращение времени подготовительно-заключительных операций, ликвидацию простоев. Обычно режим работы проходческой бригады принимается с 30-часовой рабочей неделей и двумя общими выходными днями или 36-часовой неделей с одним общим выходным днем. В общие выходные дни специализированная общешахтная бригада осуществляет работы по наращиванию транспортной сети, монорельсовой или напочвенной дороги, коммуникаций и пр. 405

Комплексная проходческая бригада может состоять из пяти равноценных по качественному составу звеньев. Три звена заняты непосредственно проведением выработки. Два звена в ремонтно-подготовительную смену доставляют в забой элементы крепи, резцы, рештаки и прочие материалы, производят планово-предупредительный ремонт и осмотр горнопроходческой техники. Рабочая смена начинается с обработки забоя, погрузки и транспортировки горной массы. Другие рабочие в это время занимаются подготовкой крепи к ее возведению в забое, затяжкой боков выработки вне зоны работы комбайна, погрузкой породы по бокам выработки. Время непрерывной работы комбайна зависит от его производительности, прочности породы, допустимой величины обнажения массива, технического состояния комбайна, квалификации машиниста и других факторов. Исходя из организационнотехнических факторов при существующей организации труда коэффициент использования проходческого комбайна составляет 0,15-0,30. В связи с этим при конструировании новых комбайнов нет смысла стремиться к дальнейшему увеличению технической мощности комбайна. Центр тяжести должен быть перенесен на совершенствование организации труда в проходческих бригадах, на повышение коэффициента использования рабочего времени комбайнов. В качестве примера высокой организации работ комбайновой проходки на рис. 14.9 представлен график организации работ при проведении штрека комбайном 4 ПУ со скоростью 1290 м/мес. Площадь поперечного сечения штрека – 6 м2, крепь – анкерная (две швеллерные полуарки и пять металлических анкеров длиной 1,8 м). Транспортирование угля осуществлялось конвейером С-53 с перегружателем. Бригада проходчиков состояла из 13 человек. В смену выходили 4 человека. Режим работы – три 7-часовые смены в сутки, пятидневная рабочая неделя с двумя общими выходными днями. Средняя скорость проведения за сутки составила 41,9 м и изменялась от 32 до 62 м. Производительность труда проходчиков на выход 20 м3 (3,23 м). На шахте «Комсомолец» ПО «Ленинскуголь» проводили комбайном ГПКСН грузовой и вентиляционный уклоны площадью сечения в проходке 12,1 м2, в свету – 10,7 м2 по пласту мощностью 1,45 м с углом падения 5-8°. Непосредственная кровля пласта представлена алевролитами с f = 4-5, почва – аргиллитами с f =3-4. Выработки проводили с присечкой пород кровли, доля присекаемых пород составила 50-52%. Исполнительный орган комбайна был оснащен резцами РКС-2. На отдельных участках коэффициент крепости присекаемых пород достигал 6-7. Отбитую горную массу грузили комбайном на скребковые конвейеры С-53 и транспортировали по ним на откаточный горизонт. 406

Операции

Осмотр забоя Работа комбайна, м Установка забойного круга и временной крепи, м Наращивание конвейера и става вентиляционных труб, м Установка крепи Осмотр и техническое обслуживание комбайна Осмотр забоя Сдача смены

Рис. 14.9. График организации работ при проведении штрека со скоростью 1290 м/мес

Уклоны крепили металлической арочной крепью СВП-22 с шагом установки 0,8 м, кровлю затягивали железобетонной затяжкой, бока – металлической решетчатой. Крепежные и другие материалы доставляли в выработки с помощью лебедок ЛВО-24 и ЛВД-34 в волокушах. Для уменьшения пылеобразования при работе комбайна по выемке горной массы производили предварительное увлажнение угля в массиве с помощью двух скважин диаметром 43-45 мм. Длина скважин принималась равной суточному подвиганию забоя, массив увлажняли в ремонтноподготовительную смену. Работы по проведению уклона вели в четыре шестичасовые смены: одна ремонтно-подготовительная и три непосредственно проходческие. Состав звена – 4 проходчика. Среднемесячная скорость проведения уклонов равнялась 161 м, максимальная – 270 м, среднемесячная производительность труда проходчиков – 0,45 м/чел.-смену (4,82 м/чел.-смену), максимальная – 0,6 м/чел.смену (6,42 м/чел.-смену). 407

На шахте «Распадская» за 31 рабочий день комбайном ГПКС пройдено 503 м бремсберга площадью сечения 10,9 м2 по угольному пласту. Бремсберг проводили сверху вниз под углом 10-12°. Средняя мощность пласта 3,6 м, породы кровли и почвы сложены алевролитами и песчаниками с f = 5-9, коэффициент крепости угля 1,2-1,6. Комбайн применяли совместно с погрузочной машиной 1ПНБ-2. Отбитую горную массу грузили на почву бремсберга, оттуда погрузочной машиной перегружали на скребковый конвейер С-53А. Далее горную массу транспортировали на сбоечный скребковый конвейер и ленточный конвейер КЛ-150, который был установлен в конвейерной бремсберге. Схема размещения оборудования и расстановка рабочих в выработке показана на рис. 14.10. Материал доставляли в забой на платформах по рельсовому пути, который наращивали по мере подвигания бремсберга звеньями по 8 м. Скребковый конвейер наращивали после подвигания забоя на 7,5-10 м. Выработку крепили металлической рамной крепью с шагом установки 1 м; кровлю и бока затягивали железобетонной затяжкой. В состав проходческой бригады входили пять проходческих звеньев по четыре человека в каждом. Кроме того, в первую смену выходили два машиниста комбайна, которые производили ремонт и профилактику комбайна. Доставку материалов осуществляли тремя звеньями по три человека в каждом. Выемка горной массы

Возведение крепи

– расстановка рабочих Рис.14.10. Схема расположения оборудования и расстановки рабочих в путевом бремсберге: 1 - комбайн; 2 - скребковый конвейер; 3 - погрузочная машина

408

Среднесуточные скорости подвигания забоя составили 16,3 м, максимальные – 21,7 м, производительность труда проходчика – 7,78 м3/чел.-смену или 0,994 м/чел.-смену. Высокие скорости проведения бремсберга в значительной мере были обусловлены применением погрузочной машины 1ПНБ-2 в комплексе с комбайном. Благодаря этому удалось более чем на 25% увеличить машинное время работы комбайна.

Контрольные вопросы 1. Какие схемы организации работ при строительстве горизонтальных и наклонных выработок буровзрывным способом Вы знаете? 2. Какие основные и вспомогательные процессы входят в состав проходческого цикла при буровзрывном и комбайновом способах отрывки горной массы? 3. Как определяются трудоемкость работ, длительность цикла и состав звена. 4. Как определяется продолжительность процессов проходческого цикла. 5. Что такое график организации работ. Каков порядок его построения? 6. Как составляется график выходов рабочих? 7. Какие основные принципы положены в основу организация работ при строительстве комплекса выработок околоствольного двора? 8. Как могут быть организованы работы при проведении горизонтальных и наклонных выработок буровзрывным способом? 9. В чем особенности организация работ при проведении выработок проходческими комбайнами?

409

ЗАКЛЮЧЕНИЕ В настоящем учебном пособии авторы, основываясь на передовых достижениях горной науки и практики, а также личном опыте производственной, научно-исследовательской и учебно-методической работы, попытались максимально полно рассмотреть основные вопросы механизации, технологии и организации сооружения горизонтальных и наклонных горных выработок. В пособии проанализированы не только проблемы проходки и крепления выработок угольных шахт, но и освещены вопросы строительства транспортных тоннелей в различных горно-геологических условиях, а также подземных объектов городской инфраструктуры, сооружаемых открытым способом. Особое внимание уделено конструкциям крепей и технологиям крепления горных выработок шахт и тоннелей, как основным факторам, во многом определяющим материалоемкость, трудоемкость и стоимость строительства. Впервые для подобных учебных пособий столь детально рассмотрены вспомогательные работы при проведении выработок, путевое хозяйство подземного рельсового транспорта и вопросы организации горнопроходческих работ. Учебная дисциплина «Технология строительства горизонтальных и наклонных выработок», являясь одной из основных дисциплин подготовки горных инженеров-строителей по специальности 090400 «Шахтное и подземное строительство», постоянно совершенствуется и пополняется в соответствии с новейшими достижениями отечественной и мировой горной науки, а также с учетом задач, стоящих перед угольной промышленностью. Перспективы и направления развития данной дисциплины напрямую зависят от состояния угольной промышленности России, которая в течение последних 10 лет претерпела значительные изменения в результате предпринятой правительством страны реструктуризации. Достаточно сказать, что уровень добычи угля по России снизился с 400 млн. т в 1990 г. до 260 млн. т в 2000 г., а по Восточному Донбассу с 21,5 млн. т в 1993 г. до 9,7 млн. т в 2000 г. Обновление угольной отрасли России в соответствии с программой реструктуризации планировалось осуществить за счет реконструкции действующих предприятий, строительства и ввода в эксплуатацию шахт нового технического уровня взамен закрываемых, особо убыточных, неперспективных шахт. Реализация такой программы позволила бы России через 8-10 лет получить совершенно обновленную отрасль, осуществив прорыв на качественно более высокий технико-экономический уровень, не уступающий современным, наиболее эффективным угледобывающим предприятиям зарубежных стран. Развитие горной науки, создание более надежной, увеличенной единичной мощности и производительной техники предполагают возможность 410

резкого повышения в России производительности труда по добыче, сооружения шахт, разрезов и обогатительных фабрик нового современного уровня эксплуатации и технико-экономических показателей. Так, в настоящее время по заказам угольных компаний проектные институты выполнили ряд проектов угледобывающих предприятий нового технического уровня, которые по своим технико-экономическим показателям не уступают аналогичным предприятиям мирового класса. Это, например, шахты «Обуховская-1», «Шерловская-Наклонная», «Кадамовская», «Калиновская» в Восточном Донбассе и «Соколовская», «Котинская», шахта №7, «Талдинская-Южная» в Кузбассе. В основу проектов этих шахт положены современные решения на основе достижений отечественной и зарубежной горной науки. Для работы на строительстве и эксплуатации таких шахт, а также транспортных тоннелей и подземных объектов различного назначения требуются высококвалифицированные специалисты, владеющие обширными знаниями в области механизации, технологии и организации подземного строительства. В связи с этим требуется дальнейшее совершенствование специальных дисциплин, которое должно включать: изучение основ строительной геотехнологии, передовых методов и средств, используемых в мировой практике освоения подземного пространства; овладение информационными системами и технологиями, применяемыми в строительстве и горном деле; освоение методов рациональной организации горнопроходческих и строительно-монтажных работ; изучение основных методик и принципов проектирования горнодобывающих предприятий современного технического уровня, отвечающих требованиям мировых стандартов. Только овладев таким комплексом знаний и навыков, современный горный инженер-строитель сможет успешно начать свою профессиональную деятельность.

411

БИБЛИОГРАФИЧЕСКИЙ СПИСОК РЕКОМЕНДУЕМОЙ ЛИТЕРАТУРЫ

1. Правила безопасности в угольных шахтах. – М.: Недра, 1995. – 242 с. 2. Сыркин П.С., Мартыненко И.А., Удовиченко В.М. Шахтное и подземное строительство. Проектирование и строительство горных предприятий: Учеб. пособие/ Юж.-Рос. гос. техн. ун-т – Новочеркасск: ЮРГТУ, 2002. – 522 с. 3. Шахтное и подземное строительство: Учеб. для вузов: В 2 т./ Б.А. Картозия, Ю.Н. Малышев, Б.И. Федунец и др. – М.: АГН, 1999. 4. Смирняков В.В., Вихарев В.И., Очкуров В.И. Технология строительства горных предприятий: Учеб. для вузов. – М.: Недра, 1989. – 573 с. 5. СНиП II-94-80. Строительные нормы и правила. Нормы проектирования. Подземные горные выработки. – М.: Стройиздат, 1982. – 30 с 6. Технология строительства подземных сооружений. Строительство горизонтальных и наклонных выработок: Учеб. для вузов/ И.Д. Насонов, В.А. Федюкин, М.Н. Шуплик, В.И. Ресин – М.: АГН, 1998. – 317 с. 7. Технологические схемы проведения горизонтальных выработок буровзрывным способом. – Харьков: ВНИИОМШС. 1988.– 139 с. 8. Технология строительства наклонных выработок: Учеб. пособие/ И.А. Мартыненко, П.С. Сыркин, М.С. Данилкин и др./ Юж.-Рос. гос. техн. ун-т. – Новочеркасск: НГТУ –1994. – 124 с. 9. Гузеев А.Г., Гудзь А.Г., Пономаренко А.К. Технология строительства горных предприятий. – Киев, Донецк: Выща шк., 1986. – 392 с. 10. Покровский Н.М. Комплексы подземных горных выработок и сооружений: Учеб. пособие для вузов – М.: Недра, 1987. – 248 с. 11. ЕНиР. Сборник Е36. Горнопроходческие работы. Вып.1. Строительство угольных шахт и карьеров. – М.: Стройиздат, 1988. – 208 с. 12. Руководство по проектированию вентиляции угольных шахт. – Макеевка, Донбасс: изд-во МакНИИ, 1989. – 258 с. 13. Каретников В.Н., Клейменов В.Б., Нуждихин А.Г. Крепление капитальных и подготовительных горных выработок: Справ. – М.: Недра, 1989. – 571 с. 14. Строительство сопряжений горных выработок / П.С. Сыркин, В.А. Минин, М.С. Данилкин, А.Н. Садохин – М.: Недра, 1997. – 324 с.

412

15. Технология строительства выработок, сопряжений и камер околоствольных дворов шахт: Учеб. пособие/ П.С. Сыркин, В.А. Хямяляйнен, И.А. Мартыненко, М.С. Данилкин/ Новочерк. гос. техн. ун-т. – Новочеркасск: НГТУ, 1996. – 184 с. 16. Горнопроходческие машины и комплексы: Альбом конструкций и схем: Вып.1 Погрузочные, буропогрузочные, погрузочно-транспортные машины и скреперные установки/ Под ред. Г.Ш. Хазановича – Новочеркасск: Юж.-Рос. гос. техн. ун-т, 2001. – 152 с. 17. Машины и оборудование для шахт и рудников: Справ./ С.Х. Клорикьян, В.В. Старичнев, М.А. Сребный и др. – М.: Изд-во МГГУ, 2000. – 471 с. 18. Научно-технические проблемы шахтного строительства: Сб. науч. тр./ Шахтинский ин-т ЮРГТУ. Новочеркасск: ЮРГТУ, 2000. – 269 с. 19. Совершенствование проектирования и строительства угольных шахт: Сб.науч. тр./ Шахтинский ин-т ЮРГТУ. Новочеркасск: ЮРГТУ, 2001. – 244 с.

413

Приложение 1 Аэродинамические характеристики вентиляторов местного проветривания

Аэродинамическая характеристика вентилятора ВМ-5М

Аэродинамическая характеристика вентилятора ВМ-6М

Аэродинамическая характеристика вентилятора ВМЦГ-7

Аэродинамическая характеристика вентилятора ВМЦ-8

Аэродинамическая характеристика вентилятора ВМ-8М

Аэродинамическая характеристика вентилятора ВМЭ-12

414

Технологическая схема проведения грузовой ветви околоствольного двора

Приложение 1

Продолжение прил. 1

График организации работ Наименование операций Прием-сдача смены Бурение шпуров Разметка шпуров Подгон бурильной установки БУЭ-2 Управление бур. установкой БУЭ-2 Очистка шпуров Отгон бурильной установки БУЭ-2 Взрывные работы Заряжание и взрывание Охрана зоны взрывания Проветривание Приведение забоя в безопасное состояние

Погрузка породы Подгон машины 2ПНБ-2, вагонов Управление машиной Маневровые работы Отгон машины 2ПНБ-2 Укладка времянок Возведение крепи Установка предохранительной крепи Подгон бетоноукладчика Перестановка опалубки Укладка бетона Проверка направления Отгон бетоноукладчика Наращивание труб вентиляции Укладка временного пути Наращивание труб сжатого воздуха, водоотлива Устройство канавки, фундамента Вспомогательные работы

Объем Кол-во Время по на цикл проход- графику чиков, ед. к-во ч мин изм. 8 чел.

м 2,25 м 4,5

6 3 1 2 3 1 2 6 5 1 – 3 3 3 1 2 1 3 4 3 3 4 4 4 4 3 6

0 2 0 0 2 0 0 1 0 0 0 0 3 0 2 3 0 0 5 0 0 1 3 0 0 0 0

05 30 10 10 10 10 10 00 30 30 30 15 30 10 50 10 20 20 00 15 10 00 20 05 10 10 30

м

4,5

3

0

30

м 2,25

2 2

3 0

55 40

м шт. шт. шт. шт. шт.

175 70 1 1 70

шт. 70

м3 47,2

м 2 м3 6,16 2,25

Смены I

II

III часы 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20 21 22 23 24 1

IV 2

3

4

5

6

7

Примечание: работы по снятию временных путей, настилке постоянных и переносу стрелочных переводов производится один раз в неделю – в выходной день

416 – проходчик – порожняя вагонетка – груженая вагонетка

– погрузочная машина 2ПНБ-2

– электровоз

– взрывник

– вагонетка с бетоном

– бетоноукладчик БУК-2

Условные обозначения

Схема обмена вагонеток

Крепление

Погрузка породы

– бурильная машина БУЭ-2

Бурение шпуров

Схема размещения оборудования и расстановка рабочих по процессам цикла

Окончание прил. 1

Паспорт буровзрывных работ

Замедление, мс

Длина забойки, м

90

ЭД-8ПМ

0

1,1

9 – 22 23 – 36 37 – 51

2,5 2,5 2,5

1,2 1,0 1,0

90 90 90

90-85 90-85 90-85

25 50 75

1,3 1,5 1,5

52 – 70

2,5

1,0

85

85

100

1,5

за один прием

Тип электродетонаторов

90

к вертикали

1,4

к горизонтали

2,5

№№ шпуров, взрываемых за один прием

Величина заряда, кг

1–8

ЭДКЗ-ПМ-25

Углы наклона, град

Приемы взрывания

Показатели по шпурам Длина шпура, м

Схема расположения шпуров

Шпуры 53-69 заряжаются угленитом Э-6

Показатели по буровзрывным работам Ед. Кол-во изм.

Ед. изм.

Колво

шт.

70

Расход ВВ на цикл

Кол-во шпурометров на цикл

м

175

Тип эл.-детонаторов – ЭД-8-ПМ, ЭДКЗ-ПМ-25

КИШ

–

0,9

Полиэтил. рукава на цикл

шт.

3

Гидроампулы

шт.

140

Показатели Кол-во шпуров на цикл

Тип ВВ – ПЖВ-20; Э-6

Показатели

76, в т.ч.

кг Э-6 – 17,0

418

Приложение 2 Технологическая схема проведения порожняковой ветви околоствольного двора Расположение оборудования в забое

График организации работ

Продолжение прил. 2

Примечание: работы по снятию временных путей, настилке постоянных и переносу стрелочных переводов производится один раз в неделю – в выходной день

Продолжение прил. 2

График организации работ Наименование операций

Объем Кол-во Время по на цикл проход- графику чиков, ед. к-во ч мин изм. 8 чел.

– – м 114,5 шт. 1 шт. 45 м 114,5 шт. 45 шт. 1 – – шт. 45 – – Приведение забоя в безопасное состояние – – м3 25,6 Уборка горной массы Подгон машины ППМ-4м к забою шт. 1 Погрузка породы м3 25,6 Раскайловка и подкидка породы – – Работа на стрелке – – Отгон машины ППМ-4м от забоя шт. 1 Возведение металлич. арочной крепи арок 2 Выдвижение приспособления для м 2 установки верхняков Прием-сдача смены Бурение шпуров Подгон бурильной установки Разметка шпуров Бурение шпуров Продувка шпуров Отгон бурильной установки Взрывные работы Заряжание шпуров Взрывание и проветривание

Навеска верхняков Затяжка верхняков

Установка ножек и соединит. планок Проверка направления, затяжка боков и забутовка закрепного пространства

Укладка временного пути Наращивание труб вентиляции Устройство водоотливной канавки Ревизия машины ППМ-4м Ревизия бурильной установки Прочие работы

10 4 2 2 4 2 2 – 6 – – 2–5 2 2 2 1 2 4–6

0 1 0 0 1 0 0 0 0 0 0 1 0 1 1 1 0 1

05 40 10 10 20 10 10 40 20 20 10 25 10 10 10 10 05 05

4

0

10

шт. шт. –

2 2 –

4 4 4

0 0 0

05 10 20

–

–

6

0

20

м м м шт. шт. –

2 5 4 1 1 –

4 2 4 1 1 1–4

0 0 0 1 1 5

20 40 55 40 40 20

Смены I

II

III часы 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20 21 22 23 24 1

IV 2

3

4

5

6

7

Примечание: работы по снятию временных путей, настилке постоянных и переносу стрелочных переводов производится один раз в неделю – в выходной день

420

Крепление

Погрузка породы

Бурение шпуров

3. Погрузка породы

2. Укладка пути

1. Бурение шпуров

I вар II вар

6. Устройство канавки

5. Ревизия БУР-2

4. Ревизия ППМ-4м

Условные обозначения

I вар II вар

Расстановка рабочих по операциям цикла

7. Возведение металической арочной крепи

I вар II вар

Продолжение прил. 2

Окончание прил. 2

Паспорт буровзрывных работ

к горизонтали

к вертикали

Тип электродетонаторов

Замедление, мс

Длина забойки, м

1–8

2,5

1,4

90

90

ЭД-8ПМ

0

1,1

9 – 22 23 – 36 37 – 51

2,5 2,5 2,5

1,2 1,0 1,0

90 90 90

90-85 90-85 90-85

1,3 1,5 1,5

52 – 70

2,5

1,0

85

85

ЭДКЗ-ПМ-25

25 50 75 100

1,5

за один прием

№№ шпуров, взрываемых за один прием

Величина заряда, кг

Углы наклона, град

Приемы взрывания

Показатели по шпурам Длина шпура, м

Схема расположения шпуров

Шпуры 53-69 заряжаются угленитом Э-6

Показатели по буровзрывным работам Ед. Кол-во изм.

Ед. изм.

Колво

шт.

70

Расход ВВ на цикл

Кол-во шпурометров на цикл

м

175

Тип эл.-детонаторов – ЭД-8-ПМ, ЭДКЗ-ПМ-25

КИШ

–

0,9

Полиэтил. рукава на цикл

шт.

3

Гидроампулы

шт.

140

Показатели Кол-во шпуров на цикл

Тип ВВ – ПЖВ-20; Э-6

Показатели

76, в т.ч.

кг Э-6 – 17,0

Паспорт буровзрывных работ

Ед. Колизм. во

Сечение в свету м2 Сечение в проходке м2 Коэффициент крепости – 7–9 пород Плотность установки рам/м 1,0 3-звенной арочной крепи из СВП-22 Расход ж.-б. затяжки шт./м 61 Временная крепь вы- ком1 движная предохранит. плект Количество путей шт. 1

Кол-во шпуров Длина шпуров, м Величина заряда, кг Длина забойки, м Коэффициент заполнения Степень замедления, мс Очередность взрывания

Наименование

Схема расположения шпуров

Данные о шпурах и зарядах № шпуров

Характеристика выработки

1–6

6

2,75 1,6 1,31 0,52

7 – 16

10

17–25

0

I

2,5

1,2 1,42 0,43 25

II

9

2,5

1,2 1,42 0,43 50

III

26–37

12

2,5

1,2 1,42 0,43 75

IV

38-45

8

2,5 1,2 1,42 0,43 100

V

Итого 45 114,5

Основное оборудование

Показатели буровзрывных работ

Ед. Колизм. во Машина породопогрузочная ППМ-4м шт. 1 Установка бурильная БУР-2 шт. 1 Электровоз АМ-8Д шт. 2 Вагонетки УВГ-3,3 шт. 18

Ед. Кол-во изм. Расход ВВ (победит ВП-4) на 1 м кг 28,6 Расход ВВ на цикл кг 57,2 Удельный расход ВВ кг/м3 2,23 КИШ – 0,8 Расход эл.-детонаторов на цикл: ЭД-8-ПМ шт. 6 ЭДКЗ-ПМ-25 шт. 39 Взрывной прибор ПИВ-100м шт. 1 Расход ампул гидрозабойки шт. 90

Наименование

Приспособление для установки комверхняков плект 1

Молотки отбойные МО-6к Вентилятор

шт. 2 расшт. почету Аппарат контроля метана АМТ-3 шт. 1 Аппарат контроля воздуха АКВ-20 шт. 1

Наименование

Окончание прил. 2

422

Приложение 3 Технология проведения выработки с применением бурильных установок БУР-2, погрузочных машин 1ППН-5, перегружателей ПСК-1 темпами 190 м/мес

424 – перегружатель порожняя вагонетка контейнер с крепью

– погрузочная машина

– электровоз

Условные обозначения

Схема обмена вагонеток

Крепление

Бурение шпуров

–. бурильная установка

Заряжание шпуров

Бурение шпуров

Расстановка рабочих по операциям цикла

–взрывник

– проходчик

– груженая вагонетка

Продолжение прил. 3

Продолжение прил. 2

График организации работ Наименование операций

Объем Кол-во Время по на цикл проход- графику чиков, ед. к-во ч мин изм. 8 чел.

– – м 114,5 шт. 1 шт. 45 м 114,5 шт. 45 шт. 1 – – шт. 45 – – Приведение забоя в безопасное состояние – – м3 25,6 Уборка горной массы Подгон машины ППМ-4м к забою шт. 1 Погрузка породы м3 25,6 Раскайловка и подкидка породы – – Работа на стрелке – – Отгон машины ППМ-4м от забоя шт. 1 Возведение металлич. арочной крепи арок 2 Выдвижение приспособления для м 2 установки верхняков Прием-сдача смены Бурение шпуров Подгон бурильной установки Разметка шпуров Бурение шпуров Продувка шпуров Отгон бурильной установки Взрывные работы Заряжание шпуров Взрывание и проветривание

Навеска верхняков Затяжка верхняков

Установка ножек и соединит. планок Проверка направления, затяжка боков и забутовка закрепного пространства

Укладка временного пути Наращивание труб вентиляции Устройство водоотливной канавки Ревизия машины ППМ-4м Ревизия бурильной установки Прочие работы

10 4 2 2 4 2 2 – 6 – – 2–5 2 2 2 1 2 4–6

0 1 0 0 1 0 0 0 0 0 0 1 0 1 1 1 0 1

05 40 10 10 20 10 10 40 20 20 10 25 10 10 10 10 05 05

4

0

10

шт. шт. –

2 2 –

4 4 4

0 0 0

05 10 20

–

–

6

0

20

м м м шт. шт. –

2 5 4 1 1 –

4 2 4 1 1 1–4

0 0 0 1 1 5

20 40 55 40 40 20

Смены I

II

III часы 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20 21 22 23 24 1

IV 2

3

4

5

6

7

Примечание: работы по снятию временных путей, настилке постоянных и переносу стрелочных переводов производится один раз в неделю – в выходной день

Продолжение прил. 3

График организации работ Наименование операций Прием-сдача смены Бурение шпуров Разметка шпуров Подгон установок БУР-2 (2 шт.) Управление установкой БУР-2 (левой) Управление установкой БУР-2 (правой) Очистка шпуров Отгон установок БУР-2 (2 шт.) Взрывные работы Заряжание и взрывание шпуров Охрана зоны взрывания Проветривание Приведение забоя в безопасное состояние

Объем Кол-во Время по на цикл проход- графику чиков, ед. к-во ч мин изм. 8 чел.

м 195 шт. 78

шт. 78 шт. шт. 70

м3 53,4 Погрузка породы Подгон погруз.машин и перегружателей Управление машинами Контроль за погрузкой Маневровые работы Укладка времянок Отгон погруз.машин и перегружателей арка 4,5 Возведение крепи Навеска верхняков (предохран. крепи) Установка стоек Затяжка, забутовка пустот за крепью Проверка направления м 7,7 Наращивание труб вентиляции* м 15,4 Укладка временного пути* Наращивание труб сжатого воздуха, м 15,4 водоотлива м 7,7 Устройство канавки

6 6 2 4 3 3 2 4 6 5 1 – 2 6 6 2 2 2 4 6 4–6 4 4 2–6 6 1 3–6

0 1 0 0 1 1 0 0 1 0 0 0 0 1 0 0 0 1 0 0 2 0 1 1 0 0 2

10 40 15 15 10 10 15 15 00 30 30 30 30 40 15 55 55 10 15 15 30 30 00 55 05 20 40

5

0

20

5

1

55

Смены I

II

III часы 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20 21 22 23 24 1

IV 2

3

4

5

6

7

Примечания: * – работы производятся один раз в сутки отдельным звеном; работы по снятию временных путей, настилке постоянных и переносу стрелочных переводов производится один раз в неделю – в выходной день

Паспорт буровзрывных работ

Ед. Колизм. во

Сечение в свету м2 Сечение в проходке м2 Коэффициент крепости – пород Плотность установки рам/м 3-звенной арочной крепи из СВП-22 Расход ж.-б. затяжки шт./м Временная крепь вы- комдвижная предохранит. плект Количество путей шт.

8,8 12,8

Кол-во шпуров Длина шпуров, м Величина заряда, кг Длина забойки, м Коэффициент заполнения Степень замедления, мс Очередность взрывания

Наименование

Схема расположения шпуров

Данные о шпурах и зарядах № шпуров

Характеристика выработки

1–6

6

2,75 1,6 1,31 0,52

0

I

7 – 16

10

2,5

1,2 1,42 0,43 25

II

1,0

17–25

9

2,5

1,2 1,42 0,43 50

III

61

26–37

12

2,5

1,2 1,42 0,43 75

IV

1

38-45

8

2,5 1,2 1,42 0,43 100

V

1

Итого 45 114,5

7–9

Основное оборудование

Показатели буровзрывных работ

Ед. Колизм. во Машина породопогрузочная ППМ-4м шт. 1 Установка бурильная БУР-2 шт. 1 Электровоз АМ-8Д шт. 2 Вагонетки УВГ-3,3 шт. 18

Ед. Кол-во изм. Расход ВВ (победит ВП-4) на 1 м кг 28,6 Расход ВВ на цикл кг 57,2 Удельный расход ВВ кг/м3 2,23 КИШ – 0,8 Расход эл.-детонаторов на цикл: ЭД-8-ПМ шт. 6 ЭДКЗ-ПМ-25 шт. 39 Взрывной прибор ПИВ-100м шт. 1 Расход ампул гидрозабойки шт. 90

Наименование

Приспособление для установки комверхняков плект 1

Молотки отбойные МО-6к Вентилятор

шт. 2 расшт. почету Аппарат контроля метана АМТ-3 шт. 1 Аппарат контроля воздуха АКВ-20 шт. 1

Наименование

Окончание прил. 3

Окончание прил. 3

Паспорт буровзрывных работ

Замедление, мс

Длина забойки, м

ЭД-8ПМ

0

1,1

10 – 23 24 – 38 39 – 55

2,5 2,5 2,5

1,2 1,0 1,0

90 90 90

90-85 90-85 90-85

25 50 75

1,3 1,5 1,5

56 – 78

2,5

1,0

85

85

100

1,5

за один прием

Тип электродетонаторов

90

к вертикали

90

к горизонтали

1,4

Величина заряда, кг

2,5

ЭДКЗ-ПМ-25

Углы наклона, град

1–9

№№ шпуров, взрываемых за один прием

Приемы взрывания

Показатели по шпурам Длина шпура, м

Схема расположения шпуров

Шпуры 57-77 заряжаются угленитом Э-6

Показатели по буровзрывным работам Ед. изм.

Колво

шт.

78

Расход ВВ на цикл

Кол-во шпурометров на цикл

м

195

Тип эл.-детонаторов – ЭД-8-ПМ, ЭДКЗ-ПМ-25

КИШ

–

0,9

Полиэтил. рукава на цикл

шт.

3

Гидроампулы

шт.

156

Показатели Кол-во шпуров на цикл

Тип ВВ – АП-5ЖВ; Э-6

Показатели

Ед. Кол-во изм. 84, в т.ч.

кг Э-6 – 21,0

Приложение 4 Аэродинамические характеристики вентиляторов местного проветривания

Аэродинамическая характеристика вентилятора ВМ-5М

Аэродинамическая характеристика вентилятора ВМ-6М

Аэродинамическая характеристика вентилятора ВМЦГ-7

Аэродинамическая характеристика вентилятора ВМЦ-8

Аэродинамическая характеристика вентилятора ВМ-8М

Аэродинамическая характеристика вентилятора ВМЭ-12

Продолжение прил. 4

График организации работ Наименование операций Прием-сдача смены Бурение шпуров Разметка шпуров Подгон установок БУР-2 (2 шт.) Управление установкой БУР-2 (левой) Управление установкой БУР-2 (правой) Очистка шпуров Отгон установок БУР-2 (2 шт.) Взрывные работы Заряжание и взрывание шпуров Охрана зоны взрывания Проветривание Приведение забоя в безопасное состояние

Объем Кол-во Время по на цикл проход- графику чиков, ед. к-во ч мин изм. 8 чел.

м 195 шт. 78

шт. 78 шт. шт. 70

м3 53,4 Погрузка породы Подгон погруз.машин и перегружателей Управление машинами Контроль за погрузкой Маневровые работы Укладка времянок Отгон погруз.машин и перегружателей арка 4,5 Возведение крепи Навеска верхняков (предохран. крепи) Установка стоек Затяжка, забутовка пустот за крепью Проверка направления м 7,7 Наращивание труб вентиляции* м 15,4 Укладка временного пути* Наращивание труб сжатого воздуха, м 15,4 водоотлива м 7,7 Устройство канавки

6 6 2 4 3 3 2 4 6 5 1 – 2 6 6 2 2 2 4 6 4–6 4 4 2–6 6 1 3–6

0 1 0 0 1 1 0 0 1 0 0 0 0 1 0 0 0 1 0 0 2 0 1 1 0 0 2

10 40 15 15 10 10 15 15 00 30 30 30 30 40 15 55 55 10 15 15 30 30 00 55 05 20 40

5

0

20

5

1

55

Смены I

II

III часы 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20 21 22 23 24 1

IV 2

3

4

5

6

7

Примечания: * – работы производятся один раз в сутки отдельным звеном; работы по снятию временных путей, настилке постоянных и переносу стрелочных переводов производится один раз в неделю – в выходной день

График организации работ

Продолжение прил. 4

Примечания: * – работы производятся один раз в сутки отдельным звеном; работы по снятию временных путей, настилке постоянных и переносу стрелочных переводов производится один раз в неделю – в выходной день

Окончание прил. 4

Паспорт буровзрывных работ

Замедление, мс

Длина забойки, м

ЭД-8ПМ

0

1,1

10 – 23 24 – 38 39 – 55

2,5 2,5 2,5

1,2 1,0 1,0

90 90 90

90-85 90-85 90-85

25 50 75

1,3 1,5 1,5

56 – 78

2,5

1,0

85

85

100

1,5

за один прием

Тип электродетонаторов

90

к вертикали

90

к горизонтали

1,4

Величина заряда, кг

2,5

ЭДКЗ-ПМ-25

Углы наклона, град

1–9

№№ шпуров, взрываемых за один прием

Приемы взрывания

Показатели по шпурам Длина шпура, м

Схема расположения шпуров

Шпуры 57-77 заряжаются угленитом Э-6

Показатели по буровзрывным работам Ед. изм.

Колво

шт.

78

Расход ВВ на цикл

Кол-во шпурометров на цикл

м

195

Тип эл.-детонаторов – ЭД-8-ПМ, ЭДКЗ-ПМ-25

КИШ

–

0,9

Полиэтил. рукава на цикл

шт.

3

Гидроампулы

шт.

156

Показатели Кол-во шпуров на цикл

Тип ВВ – АП-5ЖВ; Э-6

Показатели

Ед. Кол-во изм. 84, в т.ч.

кг Э-6 – 21,0