Автор работы: Пользователь скрыл имя, 23 Декабря 2012 в 20:09, научная работа
В настоящее время на рудниках 1 РУ, 2 РУ, 3 РУ ОАО «Беларуськалий» начаты испытания нового способа ведения демонтажа забойного оборудования в низких лавах, где вынимаемая мощность слоя составляет 1,1-1,4 м. До недавнего времени демонтаж забойного оборудования (при доработке выемочного столба) в таких лавах выполнялся из остановленного призабойного пространства лавы высотой не более 1,4 м, то есть в весьма стесненных условиях. Забойное оборудование (забойная крепь, очистной комбайн, конвейер), в основном, имеет большие размеры и вес.
1. Актуальность темы диссертации…………………………………………6-8
2. Краткая горнотехническая и горно-геологическая характеристики разработки калийных пластов на рудниках ОАО "Беларуськалий" столбовой системой разработки………………………………………….9-10
2.1. Физико-механические свойства соляных пород………………………10-12
2.2. Способы проведения, крепления и охраны горных выработок в
калийных рудниках……………………………………………………..…..12-13
2.3. Классификация горных пород по условию устойчивости при их обнажении………………………………………………………………....13-14
3. Расчет устойчивости демонтажных выработок при очистной выемке Третьего калийного пласта лавами в зависимости от их размеров, привязки кровли относительно пласта, ширины охранных целиков
(на примере лавы № 87 рудника 1 РУ)……………………………………..15-21
Заключение…………………………………………………………………...22
Список использованных источников………………………………...……..23-24
Схема расположения демонтажной выработки в выемочном столбе приведена на рисунке 1. Как видно из рисунка демонтажная выработка с одной стороны примыкает к ранее отработанной лаве № 83 и испытывает влияние не только временного опорного давления от собственной лавы № 87, но и остаточного опорного давления от лавы № 83. С другой стороны демонтажная выработка находится в "массиве". Выполним расчет устойчивости демонтажной выработки для этих двух участков. Центральная часть выработки будет находиться в условиях близких к "массиву". Расчет устойчивости выработки, как отмечалось выше, выполню с учетом методики, изложенной в работе [7]. При этом, приведенные в работе номограммы, таблицы, которые используются при расчетах опускаю (из-за большого объема информации) и не привожу в отчете.
1) Расчет для участка
выработки примыкающего к
Конвергенция рассчитывается по формуле:
Vо - средняя скорость конвергенции «кровля-почва» за пределами зоны временного и остаточного опорного давления (зоны влияния очистных работ)(таблица 2.5)[7], мм/год;
t - срок службы выработки (время поддержания), лет;
U1 - относительная конвергенция «кровля-почва» выработки со стороны массива в зоне временного опорного давления собственной лавы, мм/м, (рис. 2.2) ;
h - высота выработки, м;
Рисунок 1 – Выкопировка из плана горных работ в лаве № 87 гор.-430 м
рудника 1 РУ в заключительной стадии доработки столба
К1 - коэффициент, учитывающий влияние соседних выработок (таблица 2.6), К1=1;
К2 - коэффициент, учитывающий пролет выработки, К2 =1.
Vо определяется интерполяцией и принимает значение равное 4,0мм/год
Ширину целика для определения U1 принимаю равной 60, 40, 20, 10 м, следовательно U1 будет равняться соответственно 0, 1, 3, 5 мм/м.
В нашем случае под шириной целика понимается и принимается расстояние до фронта очистных работ (забоя) лавы № 87. Тогда
U(60)=(4,0*0,25+0)*1*1*3,0=3,
U(40)=(4,0*0,25+1)*1*1*3,0=6,
U(20)=(4,0*0,25+3)*1*1*3,0=12,
U(10)=(4,0*0,25+5)*1*1*3,0=15,
2) Расчет для
участка выработки
Конвергенция рассчитывается по формуле:
U2 - относительная конвергенция «кровля-почва» выработки со стороны выработанного пространства смежной лавы в зоне временного опорного давления собственной лавы, мм/м, рис2.3);
- относительная конвергенция «кровля-почва» выработки в зоне остаточного опорного давления смежной лавы, мм/м, (рис. 2.4);
Ширину целика, как и в предыдущих расчетах, принимаю равную 60, 40, 20 м (10 м не принимается в расчет из-за отсутствия данных), соответственно U2 = 0, 8, 20 мм/м; = 15, 17, 27 мм/м.
U(60) = (4,0*0,25+0+15)*1*1*3 = 48 мм
U(40) = (4,0*0,25+8+17)*1*1*3 = 60 мм
U(20) = (4,0*0,25+20+27)*1*1*3 = 144 мм
На основании выполненных
прогнозных расчетов устойчивости демонтажной
выработки можно сделать
- конвергенция "кровля-почва" демонтажной выработки по ее длине неодинакова. Наибольшие значения отмечаются со стороны ранее отработанной смежной лавы № 83;
- со стороны ранее отработанной лавы, даже на расстоянии 20м от забоя лавы № 87, демонтажная выработка накапливает конвергенцию, которая превышает предельно допустимые значения
U ≤ 0,03b, где
b- ширина выработки, м;
в нашем случае U ≤ 0,03*3,0 = 0,09 м или 90 мм.
- для поддержания выработки в безопасном состоянии необходимо принимать меры ее охраны и крепление анкерной крепью.
Применение анкерной крепи.
Как показал предыдущий раздел отчета демонтажная выработка нуждается в мерах охраны и креплении. В качестве меры охраны, согласно таблице 2.7[7],принимаю компенсационную щель в кровле выработки.
Проведение компенсационной щели в подготовительных (а в нашем случае демонтажной) выработках на стадии отработки выемочного столба должно осуществляться впереди лавы вне зоны влияния временного опорного давления. Протяженность зоны временного опорного давления (L) определяется по формуле:
L = -38,6 + 0,29Н – 0,000079Н2, м (5) [3.1]
L = -0,38 + 0,29*450 – 0,000079*4502 = 75,9 м
В подготовительных выработках,
расположенных со стороны отработанного
или отрабатываемого с
Глубина компенсационной щели hщ определяется из выражения:
где b - ширина выработки, м.
hщ ≥ 0,25*3.0 = 0.75 м
Принимаю глубину компенсационной щели равную 0,8 м.
Расчет параметров анкерной крепи
Исходными данными для выполнения расчетов являются:
– геологический разрез пород кровли на высоту 2,0 м в масштабе 1:1 или же в масштабе 1:10, 1:20 с указанием на геологическом разрезе количества и общей мощности прочных слоев. Данные взяты со скважины № 563;
– сведения о форме поперечного сечения, размерах выработки в поперечном сечении (в том числе ширине выработки в наиболее широкой части), и в плане (для выработок камерного типа и сопряжений);
– сведения о расположении выработки и соседних, пройденных от нее на близком расстоянии;
– глубина заложения выработки;
– схема ведения горных работ (для подготовительной выработки);
– конструктивные и силовые параметры анкерной крепи;
– проектируемые способы охраны.
Расчет параметров установки анкерной крепи включает в себя:
– расчет необходимой мощности скрепляемых анкерами КАМВ пород или высоты зоны возможного обрушения для анкеров КАЗ;
– расчет полной длины анкера и выбор ближайшего типоразмера крепи;
– определение расстояния между анкерами (шага установки анкеров по длине выработки);
– определение количества рядов анкерной крепи (шага установки анкеров по ширине для расширенных выработок, сопряжений, камер, перерубок).
Необходимая мощность скрепляемых анкерами КАМВ пород Мmin в кровле выработок при использовании в качестве способа охраны компенсационных щелей рассчитывается по формуле:
Мmin = hщ + , где (7) [4.3]
γ – объемный вес пород в массиве, кН/м3; γ = 21 кН/м3;
– усредненный предел прочности пород на сжатие, МПа, принимается в соответствии с типом кровли по таблице А.1
Приложение А [7];
Рх – нагрузка от сил бокового распора пород на скрепленную анкерами кровлю, кН/м2. Значение Рх определяется из выражения:
Рх = , где (8) [4.2]
, , - коэффициенты, учитывающие соответственно влияние очистных работ, способ охраны и концентрацию напряжений в зоне выработок, принимаются по таблицам В.1, В.2, В.3 Приложение В[7];
Учитывая данные таблицы В.3, из-за отсутствия в ней позиции связанной с демонтажной выработкой, принимаю коэффициент = 2,0(на основании фактических данных, подлинных в лаве № 87).
nуср - усредненный коэффициент Пуассона, принимается в зависимости от типа кровли по таблице А.1, Приложение А[7].
Рх = 3,0*0,5*2,0*450*21*
Мmin = 0,8 + 3
При использовании анкеров КАЗ для крепления «козырьков» и «утюгов» в районе сводчатых частей кровли выработки охраняемой компенсационными щелями, высоту зоны возможного обрушения пород следует рассчитывать по формуле:
hобр = 0,8 + 0,3 = 1,1 м
Расчетная полная длина анкера ℓ определяется по формулам:
– для анкеров КАМВ
ℓ = Мmin
+ ℓп , м
где ℓп – пассивная длина анкера, м; при отсутствии подхвата ℓп принимается равной 0,05 м
ℓ = 0,81 + 0,05 = 0,815 м
– для анкеров КАЗ
ℓ = hобр
+ ℓ3 + ℓп , м ,
где ℓЗ – длина замковой части анкера, заглубленная в массив за пределы зоны возможного обрушения пород, м; ℓЗ ≥ 0,3 м.
ℓ = 1,1 + 0,3 + 0,05 = 1,45 м
Для крепления выработки принимается анкер ближайшего большего типоразмера. Необходимо учитывать, что концы анкеров замковой конструкции должны располагаться в слоях каменной соли либо сильвинита. В нашем случае применения для охраны выработки вертикальной компенсационной щели в кровле длина анкеров должна быть не менее высоты щели или величины превышения кровли разгружающей выработки над кровлей охраняемой выработки. Таким образом принимаю длину анкеров:
– длину анкеров КАМВ принимаю равной 0,9 м, что соответствует стандартным типоразмерам;
– длину анкеров КАЗ принимаю равной 1,5 м, что соответствует стандартным типоразмерам.
Шаг установки анкеров КАМВ в ряду (ар) определяется исходя из условия устойчивости нижнего слоя кровли по формуле:
ар ≤ , где (12) [4.9]
mп – мощность пачки соляных пород по геологическому разрезу от кровли до первого глинистого прослойка мощностью более 3 мм или же до группы тонких глинистых прослойков суммарной мощностью более 3 мм, сосредоточенных в количестве трех и более на 1 см разреза кровли, м;
К5 – коэффициент, равный 1,0 для подготовительных выработок;
ар ≤
Необходимое количество рядов крепи (n) в поперечном сечении протяженной выработки рассчитывается по формуле:
n = 1,8 · b
/ ар – 2,6
n = 1,8*3,0/0,89 – 2,6 = 3,46
Количество рядов округляем до ближайшего значения, кратного 0,5 и получаем 3,5.
Шаг установки анкеров КАЗ в ряду (ар) определяется исходя из условия подвешивания приконтурных пород кровли выработки по формуле:
ар ≤ , где (14) [4.12]
R3 – несущая способность анкера КАЗ, кН; принимается по таблице 4.2[7];
n – количество рядов анкерной крепи, принимается равным 2[7].
ар ≤
Количество рядов округляем до ближайшего значения, кратного 0,5 и получаем 2,0.
ЗАКЛЮЧЕНИЕ
На основании выполненного анализа научно-технических и патентных источников, результатов ранее выполненных исследований устойчивости горных выработок, выполненных различными учеными, результатов прочностных расчетов устойчивости демонтажных выработок, выполненных автором по существующей и действующей методике можно сделать следующие выводы.
Отчет проверил и рекомендую к утверждению
Научный руководитель, д.т.н.