книги из ГПНТБ / Строительство железорудных шахт

скали перед бетонированием на верхний ярус проходческого

полка).

Выполнение норм выработки бригадой за январь 1970 г. со­ ставило 160%, а зарплата одного проходчика за смену с учетом районного коэффициента— 18 р. 15 к.

Внедрение плана НОТ позволило ускорить армирование ствола шахты «Эксплуатационная» и снизить стоимость работ. Производи­ тельность труда по армированию возросла по сравнению с норма­ тивами на 25%); в период армирования, экономия от внедрения плана НОТ составила 11 785 руб.

Опыт работы бригады Н. М. Зайнуллина показал, что при правильной организации труда можно стабильно работать по графику 6 м армирования ствола (два яруса) в сутки.

Проходка камеры подземной дробилки на гор. —50 м шахты

«Магнетитовая». Камера подземной дробилки имеет следующие размеры поперечного сечения в свету: ширина внизу 5,6 м, ширина на уровне пят свода 8,3 м, общая высота 15,5 м. Камеру проходили

вразличных по крепости и устойчивости породах. Большая часть пород не позволяла иметь значительных обнажений, поэтому раз­ работка камеры на полное сечение исключалась.

Впрактике проходки подобных выработок на Высокогорском железном руднике широкое применение имеет способ опертого свода. Таким способом успешно были пройдены камеры подзем­ ных дробилок на горизонтах +90 и +30 м. Однако горнотехниче­ ские условия проходки камер на этих горизонтах были несравненно лучше, чем на гор. —50 м, где опасность вывалов подтвердилась при предварительной проходке верхней направляющей выработки.

Вусловиях гор. —50 м следовало ожидать, что свод будет подвер­ гаться значительному давлению и поэтому он должен иметь до­ статочно прочные опоры. Предусмотренная проектом опора свода

ввиде основного венца, уложенного на уровне пяты свода, могла оказаться недостаточной. Это обстоятельство требовало особенно тщательного подхода к выбору способа последовательной проходки сечения камеры.

Наилучшим способом разделения сечения камеры на отдельные части в этом случае следует считать способ, обеспечивающий уста­ новку в первую очередь фундаментных балок в пятах свода. Это достигается проходкой двух верхних направляющих выработок,

сечения которых на 1—1,2 м по ширине выходят за контур се­ чения камеры в свету. После установки фундаментных балок раз­ работка свода могла производиться поперечными заходками шириной 2—3 м, а при достаточной устойчивости пород — общим забоем в направлении к стволу шахты с возведением временной крепи и последующим возведением постоянной крепи свода выра­ ботки.

Безопасность работ при разработке нижней части сечения обес­ печивалась фундаментными балками, обнажение которых на не­ больших площадях вполне безопасно.

31

Способ проходки камеры частями доказан на рис. 7. Последова­ тельность проходки показана римскими цифрами.

После проходки свода и закрепления его постоянной крепью приступили к проходке нижних траншей III—III и возведению по­ стоянной крепи в проектных контурах. Постоянная крепь в тран­ шеях III—III обеспечивала надежные опоры свода, вследствие чего разработку нижней прямоугольной части сечения можно было про­ изводить в полной безопасности.

Подготовительные работы по проходке камеры подземной дро­ билки заключались в следующем: на гор.—50 м (отметка —48 м) была пройдена нижняя направляющая выработка, а из нее пять

Рис. 7. Последовательность проходки камеры дробилки на гор. —50 м:

а — членение сечения камеры; б—последовательность разработки на уровне верхней на­ правляющей выработки; в — конструкция кружальных ребер свода камеры

восстающих до отметки пят; на уровне пят свода была пройдена верхняя направляющая выработка приблизительно по оси камеры. Такая подготовка давала возможность проходить дополнительные выработки под фундаментные балки на ограниченной длине пят свода.

На рис. 8 показаны схема разбивки заходок шириной по 2—2,5 м и возможные участки проходки дополнительных направ­ ляющих выработок под фундаментные балки.

Разработку породы под сводом необходимо было производить так, чтобы устранить малейшую возможность оседания его. Для этого свод подрабатывали траншеями шириной несколько бо/ее 2 м с таким расчетом, чтобы в них вписывалась клеть соответствую­ щей толщины и опалубка с небольшим зазором для расклинива­ ния. Траншеи разрабатывали уступным забоем с бурением нисхо­ дящих шпуров и возведением временной деревянной крепи. По-

32

стоянную крепь возводили с небольшим отставанием. Направление работ было принято от торца камеры к стволу.

По окончании проходки подсводных траншей и возведения по­ стоянной крепи свод получал надежную опору, так как ниже опор ширина камеры значительно уменьшилась и вес всего свода пере­ давался на породные целики значительной ширины.

Под защитой свода нижнюю часть сечения камеры разрабаты­ вали путем расширения восстающих сначала на одной стороне камеры с возведением временной, а затем постоянной железобетон­

ной крепи. Другую сторону нижней части сечения камеры разра­ батывали также отдельными участками не более 2—3 м по длине камеры. Последовательность разработки сечения камеры в нижней части возведения крепи видны из рис. 8.

Подземный дробильно-скиповой комплекс шахты «Магнетито- вая-бис» состоял из камеры мостового крана, расположенной на гор. —50 м, со стендом для размещения запасного конуса дро­ билки, камеры питателя и вспомогательных выработок. Руда подается с гор. —50 м в большегрузных вагонетках непосред­ ственно на дробилку, а с вышележащего гор. +30 м — через рудоперепуск и питатель. Дробилка и ее приводы расположены в спе­ циальной камере на гор. —62 м. В фундаменте под дробилку

имеются каналы (рудоперепуски) для дробленой руды, футерован­ ные листовой сталью толщиной 30 мм, переходящие в нижней ча­ сти в скиповой бункер дробленой руды; последний соединяется через камеру дозаторов со стволом шахты.

В дробильно-скиповой комплекс входит ряд вспомогательных выработок: камеры привода питателя, гамма-реле для сигнализа­ ции заполненности бункера и рудоперепусков, аспирационные камеры на гор. +30, •—50 и —100 м, камеры электроподстанции, зумпфового водоотлива, скреперной лебедки, подводящие к комп­ лексу выработки околоствольного двора, и др. Общий объем про-

А - А

~ 61,9м ------

фундаментов под подземную конусную дробилку и ее приводы. Фундамент под конусную дробилку (рис. 9) глубиной 7 м располо­ жен в трещиноватом сиенитовом массиве, что повлияло на выбор его формы в плане: для удобства возведения временной крепи при проходке котлована в трещиноватых породах его сечению была придана круглая форма диаметром 9 м.

В фундаменте, кроме рудоперепусков дробленой руды, под дро­ билкой был предусмотрен ряд каналов для улавливания пыли, обслуживания дробилки и пр. Фундаменты под приводы имеют

34

прямоугольную форму в плане, расположены по обе стороны фундамента под дробилку и представляют собой монолитную кон­

струкцию с последним.

Большая масса дробилки (235,5 т) и ее приводов, а также динамические нагрузки на фундамент, возникающие при работе оборудования, потребовали довольно густого армирования: фунда­ мент имел общий объем около 700 м3 с расходом арматурной стали 13,5 т без учета расхода листовой стали на футеровку рудоперепусков дробленой руды.

Технология и организация работ по бетонированию в значи­ тельной степени были осложнены как специальными требованиями к фундаментам под оборудование с вибрационными и динамиче­ скими нагрузками, так и особыми условиями, связанными со стес­ ненностью фронта работ в подземных условиях, ограниченной пропускной способностью подъема и сложностью транспортирова­ ния бетонной смеси на гор. —50 м и к месту укладки в фундамент. Кроме того, весьма сжатые сроки сооружения дробильно-скипового комплекса требовали очень быстрого монтажа довольно сложного многоярусного арматурного каркаса фундамента.

В целях сокращения сроков монтажа арматурного каркаса было организовано заготовление на поверхности арматурных сеток. Раз­ меры сеток были приняты удобными для транспортирования по стволу, горизонтальным выработкам и восстающим, специально пройденным с гор. —50 м на гор. —62 м, которые использовали впоследствии для самотечного спуска бетонной смеси. Было преду­ смотрено шесть типоразмеров армосеток, одинаково пригодных для всех пяти горизонтальных ярусов арматурного каркаса. Сетки были приняты вязаными, сварку применяли только для придания необ­ ходимой жесткости, обеспечивающей их сохранность при транспор­

В котловане заранее подготовленные сетки связывали одна с другой, образуя горизонтальные арматурные ярусы.

Для монтажа арматуры в котловане рудоперепуски дробленой руды были футерованы листовой сталью толщиной 30 мм.

В нижней части рудоперепуск имел квадратную форму, а в верх­ ней — цилиндрическую. Поскольку футеровка должна быть уста­ новлена очень точно, для фиксирования ее положения был сварен достаточно жесткий каркас из уголковой стали. Каркас состоял из угловых стоек и ригелей, расположенных на отметках арматурных ярусов. Этот же каркас был использован для укрепления верти­ кальной арматуры и армосеток.

Работы по установке арматуры и футеровки производили в те­ чение пяти дней е помощью лебедок, расположенных на гор. —62 м.

Необходимо бетонировать фундамент под оборудование с вибра­ ционными и динамическими нагрузками непрерывно, причем в каж­ дой точке бетона одного горизонтального слоя должен перекры­ ваться бетоном последующего слоя не позднее чем через 2 ч. Выполнение этого требования обеспечивалось следующими органи­ зационными мероприятиями:

1. Бетонную смесь приготовляли в двух бетономешалках, при­ чем производительность каждой из них была достаточной для удовлетворения потребности в бетонной смеси при непрерывном бетонировании фундамента. Кроме того, на поверхности была уста­ новлена третья бетономешалка на случай выхода из строя основных.

2.Бетонный завод, расположенный вблизи ствола, был обеспе­ чен сменным запасом цемента и инертных материалов. На попол­ нении этих запасов были заняты три автосамосвала.

3.Бетонную смесь спускали в контейнерах емкостью 0,85 м3. Всего в работе находилось шесть контейнеров: два из них находи­ лись под загрузкой бетонной смесью на бетонном заводе, два

вагонетках на гор. —50 м от ствола до бетоноспускных гезенков были использованы два электровоза; при расстоянии откатки до 120 м два электровоза обеспечивали практически непрерывную по­ дачу бетонной смеси по трубам, подвешенным в гезенках, "к рас­ пределительным желобам на гор. —62 м.

На случай прекращения подачи бетонной смеси специальным проектом бетонирования фундамента, выполненным трестом Востокшахтопроходка совместно с кафедрой шахтного строительства Свердловского горного института, предусматривалось оставление «рабочих швов». При прекращении подачи бетонной смеси в ранее уложенный бетон заделывали арматурные штыри на глубину, равную 40 диаметрам прута арматурной стали.

Однако хорошая организация работ позволила провести бето­ нирование строго в соответствии с техническими условиями — без перерывов в подаче бетона, а следовательно, и без устройства ра­ бочих швов.

36

Для выполнения бетонных работ была разработана специаль­ ная инструкция, с которой были ознакомлены инженерно-техниче­ ские работники и рабочие.

Для бетонирования фундамента применяли и бетон марки 200 на шлако-портландцементе марки 400. Состав бетонной смеси по объему— 1 :2 :3. Расход цемента составляет 380 кг на 1 м3 бетон­ ной смеси. Водоцементное отношение было принято равным 0,5.

Минимальная продолжительность перемешивания бетонной смеси 60 с. Продолжительность транспортирования бетонной смеси от бетономешалок до места укладки не более 45 мин. Вибрирова­ ние бетонной смеси производилось глубинными вибраторами И-116 до полного уплотнения, которое достигается при прекраще­ нии оседания смеси, появлении цементного молока на поверхности и прекращении выделения воздушных пузырьков. Расстояние между последовательными позициями вибраторов — не более 1,5 радиуса их действия, т. е. не более 20—30 см.

При приготовлении бетонной смеси производился постоянный контроль ее консистенции. Подвижность смеси определялась не менее 3 раз в смену на бетонном заводе и на месте укладки бетона.

Бетонная смесь с гор. —62 м до места укладки транспортиро­ валась по фанерным трубам диаметром 300 мм и деревянным рас­ пределительным желобам, жестко укрепленным на специально со­ оруженном полке над фундаментом. Высота свободного падения бетонной смеси (без труб) не допускалась более 2,5—3 м. По мере бетонирования фундамента нижние концы труб обрезали.

Бетонная смесь уплотнялась глубинными вибраторами И-116, при этом рабочие передвигались по специальным съемным трапам. Уплотнение смеси вблизи горизонтальных арматурных ярусов про­ изводили штыкованием.

Испытания через 28 дней контрольных бетонных кубиков, изго­ товленных в котловане фундамента, показали удовлетворительную прочность бетона — не менее 200 кгс/см2.

Вся работа по бетонированию фундамента была выполнена в течение трех суток, причем в отдельные смены в котлован уклады­ валось до 80 м3 бетона. Опыт, полученный на шахте «Магнетито- вая-бис», свидетельствует о том, что непрерывное бетонирование фундаментов под оборудование с вибрационными нагрузками вполне возможно и в сложных подземных условиях.

Если в сводовой части камер имеются вывалы, заполнение пустот может быть произведено пустой породой или бетоном. За­ полнение пустот лесом в выработках с большим сроком службы недопустимо из-за гниения леса, вследствие чего пустоты восста­ навливаются и возможно обрушение. Заполнение пустот породой технически вполне возможно, но связано с большими затратами труда, так как способов механизации заполнения закрепного про­ странства в настоящее время не имеется.

Заполнение пустот бетоном потребует не только больших трудо­ вых затрат, но и большого количества вяжущих веществ и

37

инертных материалов. В связи с этим исполнителями работы было предложено закрепное пространство камеры подземной дробилки заполнять тощим бетоном через три скважины, пробуренные с гор. +30 м, а пустоты за крепью камеры электроподстанции и приводов дробилки — через скважины, пробуренные с гор. —50 м.

Проходка откаточных выработок по двухцикличному графику.

В Нижне-Тагильском ШПУ подготовлена и осуществлена органи­ зация проходки горизонтальных откаточных выработок по двух­ цикличному графику.

В декабре 1967 г. была начата проходка по двухцикличному графику откаточного штрека к 1-му Каменскому месторождению горнопроходческой бригадой В. Я- Кулеш. Перед началом проходки отделом организации труда был разработан план НОТ, реализация которого позволила получить экономию в 28105 руб. Бригада В. Я. Кулеш за 1968 г. прошла 1067 м штрека, или в среднем по 89 м в месяц при плане 65 м.

Коэффициент крепости породы по шкале проф. М. М. Протодьяконова /=12, порода — трещиноватые сиениты.

Шпуры бурили перфораторами ПР-22 с пневмоколонками П-13 н виброгасящими каретками КР-1а. Всего в забое было пять перфо­ раторов— три рабочих и два резервных. Буры изготовлены из шестигранной буровой стали с коронками крестообразной формы Т-40 или КО-40 диаметром 40 мм, армированными твердым спла­ вом ВК-15. Сжатый воздух для бурения и уборки породы подавался к перфораторам и погрузочной машине по металлическим трубам диаметром 76 мм. Давление сжатого воздуха 5—6 кгс/см2. Вода для перфораторов подавалась так же по металлическим трубам диаметром 50 мм под давлением 3—4 кгс/см2.

До перехода на работу по двухцикличному графику порода убиралась малопроизводительной машиной ПМЛ-5. После перехода на двухцикличный график применили более производительные ма­ шины ППН-2 (две машины: одна — в работе, другая — в резерве). Погрузка породы производилась через перегружатель в вагонетки емкостью 4 м3.

Проходку квершлага к 1-му Каменскому месторождению вела комплексная бригада но три человека в смену. Все члены бригады имели смежные профессии (проходчик, машинист погрузочной ма­ шины, машинист электровоза). Работа велась по трехсменному графику при семичасовом рабочем дне и пятидневной рабочей неделе. Работы по наращизанию вентиляционных металлических труб, постоянных путей, контактного провода, освещения произ­ водились в шестой день недели рабочими, не входящими в состав проходческой бригады. Заряжание и взрывание шпуров в забое производил один взрывник, ему помогал один проходчик, имеющий «Единую книжку взрывника».

На основании проведения хронометражных наблюдений были установлены значительные потери рабочего времени, которые со­ ставляли 14% от основного рабочего времени. Эти потери времени

38

обусловлены в основном недостатком порожних вагонеток, частыми поломками старых погрузочных машин ПМЛ-5, загазованностью выработок при нагнетательной схеме вентиляции. При новой орга­ низации работ максимально сократились потери рабочего времени. За счет изменения схемы вентиляции и недопущения отставания отсасывающих труб от забоя более 30 м сократилось время на проветривание забоя до 20 мин.

Цикл проходки начинался с подготовки к уборке породы. На­ ращивание временного рельсового пути производили один раз в сутки. Вместо «рубок» применяли швеллерные балки, которые клали на головки рельсов, прилегающих к породному навалу. Длина швеллера равна 6—6,5 м.

Обязанности между членами звена распределялись таким обра­ зом: один из проходчиков грузил породу машиной, второй управ­ лял электровозом, третий сопровождал порожние и груженые вагоны, четвертый во время уборки породы готовил буровой инстру­ мент к работе и обслуживал перегружатель.

Состав из 10 вагонеток 1ВО-10 обеспечивал погрузку породы, отбитой за один цикл. После полной уборки породы машинист электровоза доставлял груженый состав к стволу, а три проходчика обуривали забой.

Согласно паспорту буровзрывных работ в забое бурили 31 шпур средней глубиной 1,23 м. Кроме того, бурили шпуры для водосточной канавки и для временных проходческих комму­ никаций.

При бурении забоя применяли вертикальный центрально-клино­ вой вруб, состоящий из восьми шпуров глубиной 1,4 м, располо­ женных к плоскости забоя под углом 75—90°. Подвигание забоя за один цикл составляло 0,9—1,25 м. Коэффициент использования шпура составлял 0,8, в отдельные циклы он достигал 0,9.

В качестве взрывчатого вещества использовали детонит 10А. Расход ВВ на один цикл составил 32,8 кг, на 1 м3 отбитой горной массы 3,1 кг. Способ взрывания — огневой. На заряжание и про­ ветривание забоя после взрыва затрачивали 30 мин.

Бригада В. Я. Кулеша за год прошла одним забоем по двух­ цикличному графику 1067 м штрека с выемкой 9878 м3 породы. Продолжительность цикла в среднем составила 3,5 ч, минималь­ ная 3 ч; производительность труда одного проходчика в среднем за год 3,38 м3, максимальная 3,88 м3. Выполнение норм выработки в среднем за год по бригаде достигло 120%.

Средняя скорость проходки квершлага к 1-му Каменскому месторождению составила 89 м/мес с превышением норматива про­ ходки горизонтальных горных выработок в 1,4 раза.

Опыт работы бригады В. Я. Кулеша показал, что при правиль­ ной организации труда, применении комбинированной вентиляции, обеспечении бригады всем необходимым можно стабильно работать по двухцикличному графику.

39

§ 8. Проходка горно-капитальных выработок на шахтах Гороблагодатского рудоуправления

Для строительства шахт Гороблагодатского рудоуправления в 1959 г. было организовано Кушвинское шахтопроходческое управ­ ление. С 1959 по 1971 г. управлением пройдено пять стволов, осу­ ществлена углубка трех стволов, сдано в эксплуатацию два гори­ зонта с дробильно-скиповыми комплексами № построена шахта

«Валуевская».

Проходка ствола шахты «Ново-Вентиляционная». С поверхно­ сти (отм. +260 м) до глубины 3 м ствол проходили по делювиаль­ ным глинам буровато-се­

тонной крепи 250 мм. Для проходки ствола шахты «Ново-Вентиляционная» ис­

пользовали следующее оборудование: одну подъемную машину БМ-2500/2030 А, три бадьи емкостью 1,5 м3, десять перфораторов

•ПР-ЗОК, два подвесных насоса ППН-50ХІ2, один грузчик КС-3, две лебедки для грузчика 4-2, один двухэтажный подвесной полок, один став вентиляционных труб диаметром 600 мм, один став водо­ отливных труб диаметром 100 мм, один став труб для сжатого воздуха диаметром 100 мм, одну спасательную лестницу, одну створчатую опалубку ОС—5,5.

Способ проходки ствола — совмещенный. Бригада проходчиков работала по скользящему графику (непрерывная рабочая неделя при четырех сменах в сутки). Проходческое звено состояло из четырех человек: для бурения шпуров дополнительно по взрыву работали еще два человека.

40