книги из ГПНТБ / Проходка шахтных стволов в условиях выбросоопасных пластов

О б р а щ а я с ь

к варианту

углубки

действующего

воздухоподаю-

щего ствола ( I I I группа по

степени

опасности),

можно

показать,

что неизбежные

при

этом простои

шахты могут

быть

исключены,

либо в значительной

степени

сокращены . Это ясно

из следующего.

жение, что работы по углубке ствола выполняют

равномерно

в

течение всей рабочей недели независимо

от того,

проходит

ли

забой

по

породе или ж е им пересекается

выбросоопасный

пласт.

Если

ж е

спланировать проведение ствола

таким образом,

чтобы

ключительно (или как можно

чаще) в общешахтные выходные

дни, то длительность простоев

сократится. Однако при этом воз­

средняя скорость

его

проведения.

Поэтому,

чтобы

избежать за ­

д е р ж к и перехода на угледобычу

с

нового

горизонта,

необходимо

начинать углубку

ствола

I I I категории по

степени

опасности на

следующий

горизонт

заблаговременно .

В

этом

случае

срок

опережения

можно

оценить

по формуле

'о =

—

+

' п р .

(1-26)

"ср

где

t0—заблаговременность

начала

работ по углубке по отно­

шению к требуемому сроку вскрытия нового горизонта,

сут;

н с р — средняя

скорость углубки

вертикальных

стволов,

м/сут.

В

качестве

примера

приведем

расчет

срока

опережения

дл я

углубляемого

ствола

по варианту

І І І У

(табл. 12).

Т а б л и ц а 12

Опережение во времени

начала работ

по углубке по

отношению

к требуемому сроку вскрытия нового горизонта, дни

Углснасы-

щенность, %

при

равномерной

углубке

при

равномерной углубке

в пределах

горизонта,

м

в

пределах горизонта,

м

250-350

350—450 450—550

550—650

250—350

350—450 450—550 550-650

6

133 '?

135

138

140

228

249

275

308

12

146

152

158

166

314

368

422

490

18

159

169

179

192

405

487

569

672

24

172

186

200

218

496

606

706

854

И з л о ж е н н ы е выше рекомендации

по выбору

последовательно­

сти проходки

вертикальных

стволов

и ш а г а

углубки

имеют ряд

недостатков.

В частности, при проведении ствола с поверхности до нижней

технической границы

шахтного

поля

с у м м а р н а я

стоимость

горно­

проходческих

работ

значительно

превышает

затраты

по варианту

с

поэтажной углубкой

ствола

по мере

необходимости.

Причиной

этого является то, что в первом

случае все затраты приходятся на

текущий период,

а

во

втором — проявляется

эффект

закономерно ­

го

возрастания

производительности

труда

с течением

времени.

С

другой

стороны,

проведение

воздухоподающего

ствола

частями

(в

разные

периоды)

неизбежно

связано

с простоями

действующей

шахты

и,

следовательно, потерями

добычи,

тогда

как

в

первом

случае

(проведение

ствола с поверхности сразу до

нижней

техни-

1

' 1

Ж

Ш

V

Ш

Ш

простои меньше,

чем в других вариантах проходки ствола частя­

ми, однако все ж е

значительны.

готовки

нового

горизонта. Д л я

нового горизонта

углубляющийся

ствол становится главным, и на него производится

переключение

подачи

воздуха,

а первый ствол

становится, в свою

очередь, вспо­

мичными и менее трудоемкими. Вскрытие новых горизонтов

ведут

стволами, изолированными от выработок шахты .

2. Скорость

углубки

к а ж д о г о

из стволов будет значительно

больше, чем скорость

углубки одиночного действующего

ствола.

Это сокращает

сроки подготовки

новых горизонтов.

предлагаемой

схемы

мож ­

но отнести следующие:

1.

Число

вскрытий

опас­

ных

пластов

возрастает

вдвое. Однако

это

в

какой-

то мере компенсируется

тем,

что,

в

отличие

от

углубки

одиночного

ствола,

часть

вскрытий

ведут с

помощью

способов,

осуществляемых

из выработок

шахты.

2. Общий объем горно­

проходческих

работ

возра­

стает.

Проведем

сравнение

двух

равнозначных

в

отно­

too

zoo

ioo

m

500

soo

700

шении

безопасности

вари ­

Глубина от

поверхности,м

антов:

одиночный

ствол,

проходимый

сразу

до

ниж­

Рис. 8. График зависимости затрат на гор­

ней

технической

границы

нопроходческие работы по схеме двух ство­

шахты, и

предлагаемая

схе­

лов и одного, пройденного до нпжнеіі тех­

ма

двух

стволов,

углубляе ­

нической

границы

шахты,

от

глубины

ствола:

мых

последовательно.

Срав ­

1,

2 и

3 — соответственно

затраты

на

проходку

нение

выполнено

только по

отдельных

стволов

и

суммарные

затраты

прн схе ­

з а т р а т а м

на

горнопроходче­

ме

двух стволов;

4 — затраты

при

с х е м е одного

ствола

ские

работы

с

учетом

уде­

шевления

работ со

временем по

формуле

(1 +

Ѳ ) / С '

(1.27)

0

где

СІ — стоимость

проходки

рассматриваемого

участка

ствола,

приведенная

к периоду

строительства

или

реконструк­

ции шахты, руб.;

Ко —- стоимость

проходки

1 м

ствола

в текущий

период,

руб.;

ht — высота рассматриваемого

участка

ствола, м.

Результаты

расчетов в виде

графика

зависимости

з а т р а т

на

денного

сразу

до нижней технической

границы

шахты,

представ ­

лены

на

рис.

8.

И з

рис. 8 следует, что

при

достаточной

проектной

глубине

шахты

п р е д л а г а е м а я

схема

двух

стволов д а ж е

по з а т р а т а м на

горнопроходческие работы

(без учета

з а т р а т

на

борьбу

с выбро­

сами)

является более

выгодной,

чем

проведение

одного

воздухо-

3

Е. С. Розанцев и д р .

33

п о д а ю щ е го ствола с поверхности

сразу

до

нижней

технической

границы.

По рис. 8 устанавливают ту глубину

шахты, с

которой

схема

двух стволов оказывается более целесообразной.

Д л я

принятых

условий она составляет около 400 м.

Таким

образом,

п р е д л а г а е м а я схема

двух

вертикальных

ство­

лов одного назначения рациональна в

условиях

шахт

глубиной

более

400

м,

и

притом

в

условиях

большой

проектной

мощности.

Г л а в а

I I

ОСОБЕННОСТИ

НАПРЯЖЕННОГО

СОСТОЯНИЯ

УГОЛЬНЫХ

ПЛАСТОВ

И ГАЗОДИНАМИЧЕСКОГО РЕЖИМА ПРИ ПРОХОДКЕ

ВЕРТИКАЛЬНЫХ СТВОЛОВ

§ 1.

Характер

распределения напряжений массива горных пород

вблизи забоя ствола

Вопросу распределения напряжений вблизи забоя ствола вер­

тикальной

выработки

посвящено

всего

несколько

работ

[29,

30,

31, 32]. В работах [29, 32], где применен

аналитический

метод

ис­

следований, проведена только постановка задачи .

В

работах

[30,

31] по результатам моделирования методом фотоупругости

д а н ы

результаты только по осям симметрии.

П о данным многих исследований, выше и ниже

горизонтальной

горной выработки

отмечаются зоны разгрузки от повышенных

на­

пряжений,

а

в

бортах

выработок — зоны

прнгрузки.

- -

Д л я получения

качественной

оценки

характера

распределения

напряжений

вблизи

забоя ствола

примем,

что массив

горной

по­

роды

представляет

собой

упругое

весомое

изотропное

полупрост­

ранство, подчиняющееся уравнениям теории упругости.

При проходке

ствола

шахты

напряжения

перераспределяются:

к напряжениям, существующим в массиве под действием

собст

венного веса

породы

(crz,

о>, оѳ,

xzr),

добавляются

дополнительные

напряжения

(ст*, о*,

а*,

\ г ) , исчезающие

на бесконечности.

Д е ­

формации

в

направлении

вертикальной

и

горизонтальной

осей

W

осевой

симметрии

все н а п р я ж е н и я и

деформации

не

зависят

от

координатного

угла

Ѳ.

Таким образом, вопрос сводится к

решению

осесимметричной

задачи теории упругости об упругом

полупространстве,

имеющем

цилиндрическую

вертикальную выемку радиуса

R

и глубины

H

(рис. 9,а).

Н а

поверхности

выемки

внешние

нагрузки

отсутст­

вуют, а на бесконечности имеют место

напряжения,

определяемые

собственным

весом

породы.

Д л я

решения

задачи

использован

один из

вариантов

метода

граничных особенностей,

при

помощи

которого

строится

система

оу '

° 0 ' V

)> М 0 Г

У Т

быть

вычислены,

если

функ­

ции

P(S)

и

Q(S)

из­

вестны.

Устремим

точку

Рис. 9.

Схема

распределения сил

в

M

к точке

М 0 ,

л е ж а щ е й

окрестности

цилиндрического

выреза

в

на

поверхности

выработ­

изотропной

среде:

а — распределение

сил по

предполагаемому

ки.

Обозначим

через

контуру

выработки;

б — ступенчатая

эпюра

Pz(So)

и

Рг(So)

аксиаль­

сил

ную

и

радиальную

со­

ставляющие

усилий, действующих

на этой

поверхности.

Усилия

Pz(S0)

и

Л-(So)

могут

быть

вычислены

по

формулам

Pz (S0 )

-

PÏ (S0 ) + I

[Р (S) fp (S,

S0 )

+

Q (S) fQ

(S,

S0 )] dS

(1.28)

и

Pr (S0 )

=

P°r (S0 )

+

,f [Pt (S) F P (S,

S0 )

+

Q (S) F q

(S,

S0 )] dS,

(1.29)

где

P°z

(S0 ) =

— o ° =

yH;

P°r(S0)

=

-%%

=

0

при 2 =

Я ,

г <

fl;

P° (S„) =

-

a? =

Я Т Я ;

P° (So) =

-

%°rz

=

0

при z <

Я ,

г =

Я;

V — коэффициент

Пуассона .

/>, / Q ,

И .FQ определяют

В

формулах

(1.28)

и

(1.29)

функции

F p

влияние

сил

Р

и

Q. П о д

L понимается

контур

меридионального

сечения выемки от точки Di до точки D2

(см. рис. 9,a). Подбором

функций

P{S)

и

Q(S)

м о ж н о

добиться,

чтобы

н а п р я ж е н и я

в

слу­

чае полупространства

с выемкой и без выемки, но с силами

Р и Q,

были

одинаковыми. Д л я

этого

достаточно

принять

равными

нулю

левые

части уравнений

(1.28) и (1.29),.так как поверхность

выемки

принята

свободной

от

нагрузок.

Разобьем полуконтур D\Do на рис. 9, а на некоторое число

уча­

стков и ограничимся требованием, чтобы

интегральные уравнения

удовлетворялись лишь при значениях S0,

соответствующих

сред­

ним точкам

участков.

Приближенно

заменим непрерывную

эпю ­

ру Р и Q ступенчатой линией, предполагая значения этих

функций

постоянными

в пределах к а ж д о г о участка.

Вычисляя

интегралы

вида

Ç f(S,

So)dS,

где L — длина

соответ­

ствующего участка, заменим

интегралы

в (1.28) и (1.29)

конеч­

п

(1.30)

+ Q* W ? * = 0 ( / = 1 , 2 ,

, m)

5^1

,

(1.31)

£

Pk

(a,)f* +

Qk (or)% = ЬуН

(/ = (m +

1),

.

n)

где

n

— о б щ е е

число

участков на полуконтуре

DlD0;

m — ч и с л о

участков

на

горизонтальной

части

границы;

{Gr)fk

— н а п р я ж е н и е

о> в средней точке

/-ого участка

от

загру -

жения

k-ото участка вертикальной равномерно

р а с ­

пределенной

единичной

нагрузкой

и т. д.

После

того как неизвестные

Рк

и QK

( £ = 1 , • .. , п)

в

системах

уравнений

(1.30)

и (1.31)

будут

найдены,

н а п р я ж е н и я

и д е ф о р м а ­

ции в любой точке M

полупространства

с

выемкой

вычислены

путем

умножения

матриц

ЦоіІ и

\\Х\\.

(I ам

|| =

H a

H • II X I I ,

(1.32)

Um

Qi

Рг

II X

II

=

Qi

Ым

Рп

(Хгг)м

Qn

WPMT,

WQML

WQ

UPM

Vi

, uA,a

• (T/-z)a1 ' (Тлг)лі

В этих

формулах WM,

Um, (a*) AT И т. д. — и с к о м ы е

деформации

и напряжения в точке M;

WM, W9, и т. д . — деформации

и на -

пряжения

в точке M от единичных значений РП и Q n .

н а п р я ж е н и я

Решение интегральных

уравнений, определяющих

и деформации упругого массива, ослабленного шахтным

стволом,

проведено

с помощью обоб­

6і

,

6 Г

.

6 е

Рис.

12. Характер деформируемости упругого

изотропного

масси­

ва вблизи забоя ствола диаметром 6 м

его

забоя

существуют н а п р я ж е н и я и перемещения,

распределен­

ные

аналогично

представленным на рис. 11 и

12. При

этом

пере­

мещения в

массиве, возникшие

в этот период,

могут быть охарак ­

теризованы

к а к

перемещения

упругого

восстановления

пород.

Д л я

оценки

влияния диаметра ствола на распределение

напря ­

жений

вблизи забоя ствола построены графики

распределения на-

. .

_

ю

іг

Z

U-

В

8

10

Расстояние от забоя по оси стдо/га,м

Расстояние от борта ствола,

м

Рис. 14.

График

зависимости

напряжений от диаметра ствола:

-в направлении

оси ствола;

б — в

радиальном

направлении

от борта ствола; /—4

— диа ­

метр ствола, соответственно 2, 4, б и 8 м

Используя

представления

С. Г. Лехнпцкого [34],

Э.

Айзак-

сона [35] и др. о распределении

напряжений

в окрестности

прой­

денного ствола, для

радиальных

напряжений

имеем

а. =

р (

і _

£ ^ ,

(1.35)

где

Р — величина начального

бокового распора,

определяемого

весом

толщи пород.

З а д а в а я с ь

различными значениями а и г, можно

оценить влия ­

ние

диаметра

ствола

и в радиальном направлении

от ствола.

Н а

рис.

14,о представлен

график

зависимости напряжений от

диа-

6

1

H-700M

H ••500 H

0

Çr

H =JO0M

іY

г

<• s

s

w

tz /*

Расстояние am забоя по оси

ствола,»

Рис. 15. Распределение напряжении а:

при

размой

глу­

бине

расположения

забоя

ствола:

а — 300

м; б — 500

м; в — 700 м; г

— характер распределения

на­

пряжений по осевой линии ствола

метра ствола в

радиальном

направлении

от

его

борта в

сторону

массива горных

пород. К а к

видно

из графика, изменение

диамет ­

забоев

стволов.

М о ж н о принять,

что при увеличении

глубины

при неизменных

остальных условиях,

о к р у ж а ю щ и х забой

ствола, характер

распре­

деления

напряжений

остается неизменным. Тогда

н а п р я

ж е н и я в