close

Вход

Забыли?

вход по аккаунту

;doc

код для вставкиСкачать
Министерство образования и науки Российской Федерации
Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение
высшего профессионального образования
«Национальный минерально-сырьевой университет «Горный»
На правах рукописи
НИКИФОРОВ АЛЕКСАНДР ВЛАДИМИРОВИЧ
ОБОСНОВАНИЕ ПАРАМЕТРОВ ТЕХНОЛОГИЧЕСКИХ СХЕМ
ОТРАБОТКИ СВИТ СБЛИЖЕННЫХ ПЛАСТОВ В ЗОНАХ ВЛИЯНИЯ
ДИЗЪЮНКТИВНЫХ ГЕОЛОГИЧЕСКИХ НАРУШЕНИЙ
Специальность 25.00.22 – Геотехнология (подземная, открытая и
строительная)
Диссертация
на соискание ученой степени кандидата технических наук
Научный руководитель –
доктор технических наук,
профессор В.П. Зубов
Санкт-Петербург – 2014
ОГЛАВЛЕНИЕ
ВВЕДЕНИЕ ........................................................................................................ 4
1
АНАЛИЗ
ГОРНО-ГЕОЛОГИЧЕСКИХ
И
ГОРНОТЕХНИЧЕСКИХ
ОСОБЕННОСТЕЙ ОТРАБОТКИ СБЛИЖЕННЫХ ПЛАСТОВ НА ШАХТЕ
«РАСПАДСКАЯ-КОКСОВАЯ».................................................................................. 9
1.1 Общая характеристика Ольжерасского месторождения............................ 9
1.2 Оценка специфики геологического и тектонического строения поля
шахты «Распадская-Коксовая».................................................................................. 16
1.3 Анализ фактического состояния и перспектив развития горных работ на
шахте «Распадская-Коксовая»................................................................................... 23
1.4 Выводы по главе 1...................................................................................... 28
2 АНАЛИЗ ПРАКТИЧЕСКОГО ОПЫТА ОТРАБОТКИ СВИТ ПОЛОГИХ
СБЛИЖЕННЫХ ПЛАСТОВ ..................................................................................... 30
2.1 Факторы, влияющие на параметры совместной отработки ..................... 30
2.1.1 Критерии, используемые при определении границ зон влияния
сближенных пластов при надработке (подработке)................................................. 30
2.1.2 Факторы, влияющие на величину опережения очистных работ в
защитном пласте ........................................................................................................ 35
2.2
Особенности
проектирования
технологических
схем
отработки
сближенных пластов в нисходящем порядке ........................................................... 45
2.3 Технологические схемы отработки сближенных пластов в восходящем
порядке........................................................................................................................ 63
2.4 Выводы по главе 2 ...................................................................................... 70
3 ИССЛЕДОВАНИЕ ВЛИЯНИЯ ДИЗЪЮНКТИВНЫХ ГЕОЛОГИЧЕСКИХ
НАРУШЕНИЙ НА ПАРАМЕТРЫ ЗАЩИЩЕННЫХ ЗОН..................................... 71
3.1 Выбор и обоснование метода исследований ........................................... 71
3.2 Обоснование расчетных схем для определения параметров напряженнодеформированного состояния массива горных пород в исследуемых зонах ......... 75
3.3 Выбор критерия влияния подработки ....................................................... 81
3.4 Результаты численного моделирования.................................................... 83
3
3.5 Привязка результатов моделирования к условиям шахтного поля
«Распадская-Коксовая».............................................................................................. 98
3.6 Выводы по главе 3 .................................................................................... 112
4 РЕКОМЕНДУЕМАЯ ТЕХНОЛОГИЧЕСКАЯ СХЕМА СОВМЕСТНОЙ
ОТРАБОТКИ СБЛИЖЕННЫХ ПЛАСТОВ III И VI В УСЛОВИЯХ ШАХТЫ
«РАСПАДСКАЯ-КОКСОВАЯ»............................................................................... 115
4.1 Разделение шахтного поля на блоки. Выбор очистного оборудования 115
4.2 Календарные планы горных работ по пластам III и VI при их совместной
отработке .................................................................................................................. 119
4.3 Технико-экономическая оценка рекомендованных способов ............... 134
4.3.1 Методика технико-экономической оценки.......................................... 134
4.3.2 Результаты оценки эффективности рекомендованных схем .............. 137
4.4 Выводы по главе 4.................................................................................... 140
ЗАКЛЮЧЕНИЕ .............................................................................................. 141
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ .............................................................................. 143
4
ВВЕДЕНИЕ
Актуальность работы. С развитием металлургической промышленности
потребность в коксующихся углях марок К и КО, относящихся к числу
дефицитных, возрастает. Вместе с тем их доля в общих запасах угля в Кузнецком
бассейне составляет около 18%.
Существенное увеличение объемов добычи углей марок К и КО возможно
при вовлечении в отработку свиты сближенных пластов Ольжерасского
месторождения, ранее не отрабатывавшихся по фактору «безопасность горных
работ».
Практическое значение вопросов, связанных с повышением эффективности
отработки сближенных пластов, всегда привлекало внимание как отдельных
ученых, так и крупных научных коллективов, таких как ВНИМИ, ИГД им. А.А.
Скочинского, ДонУГИ, МГГУ и других. Значительный вклад в решение задач,
связанных с исследованием параметров и совершенствованием технологий
совместной отработки сближенных угольных пластов, внесли А.А. Борисов, Н.П.
Бажин, Н.К. Гринько, М.П. Зборщик, В.П. Зубов, О.В. Ковалев, А.М. Линьков,
И.М. Петухов, В.В. Зубков, Т.Ф. Горбачев, Э.Ф. Мельников, О. Якоби, А. Робертс
и др.
Вместе с тем изученность рассматриваемых вопросов не позволяет
эффективно и безопасно отрабатывать сближенные угольные пласты на газовых
шахтах в пределах участков шахтных полей, осложненных дизъюнктивными
геологическими нарушениями. Как правило, при использовании на данных
участках технологических схем, основанных на прогрессивных системах
разработки пластов длинными столбами по простиранию, технико-экономические
показатели угледобычи существенно снижаются.
Цель работы. Обоснование технологических схем совместной отработки в
восходящем порядке сближенных пластов на участках шахтных полей,
осложненных дизъюнктивными геологическими нарушениями, позволяющей
повысить
технико-экономические
показатели
шахт
прогрессивных систем разработки длинными столбами.
при
использовании
5
Идея работы. При использовании технологических схем, основанных на
прогрессивных
системах
разработки
пластов
длинными
столбами,
последовательность отработки столбов и их расположение в пределах выемочных
блоков следует принимать с учетом влияния дизъюнктивных геологических
нарушений на параметры зон разгрузки горного массива, формирующихся над
выработанным пространством лав.
Основные задачи исследований:
- оценка перспектив использования прогрессивных технологических схем
отработки сближенных пластов на газовых шахтах;
-
исследование
влияния
очередности
отработки
столбов
по
подрабатывающему пласту на параметры защищенных зон в вышерасположенном
пласте;
- обоснование требований к технологиям отработки свит сближенных
пластов
на
участках
шахтных
полей,
осложненных
дизъюнктивными
геологическими нарушениями, при использовании систем разработки длинными
столбами;
- разработка технологических схем и календарных планов совместной
отработки свит сближенных пластов на участках шахтных полей, осложненных
дизъюнктивными геологическими нарушениями;
- определение параметров технологических схем совместной отработки свит
сближенных пластов в зонах влияния дизъюнктивных геологических нарушений.
Методы исследований. При выполнении работы принят комплексный
метод исследований, включающий: анализ и научное обобщение ранее
опубликованных работ по вопросам отработки свит сближенных пластов в
восходящем порядке; систематизацию типовых дизъюнктивных геологических
нарушений, характерных для угольных месторождений; шахтные исследования
влияния дизъюнктивных нарушений на ведение горных работ; аналитические
исследования влияния геологических и горнотехнических факторов на параметры
зон пониженных напряжений.
6
Научная новизна:
- установлено, что при отработке защитного пласта в лежачем боку
дизъюнктивного геологического нарушения увеличение угла падения сместителя
геологического нарушения в пределах от 5° до 20° приводит к уменьшению
величины неснижаемого опережения очистных работ в сближенных пластах;
- установлена зависимость неснижаемого опережения очистных работ в
защитном
пласте,
длинными
отрабатываемом
столбами,
от
с
использованием
последовательности
систем
отработки
разработки
столбов
между
геологическими нарушениями.
Основные защищаемые положения:
1. Повышение эффективности использования прогрессивных систем
разработки
длинными
подрабатывающего
столбами
пласта
на
при
опережающей
участках
шахтных
выемке
полей,
защитного
осложненных
дизъюнктивными геологическими нарушениями, достигается при расположении
выемочных столбов параллельно геологическим нарушениям.
2. При восходящем порядке выемки сближенных пластов и использовании
систем разработки длинными столбами календарные планы ведения работ по
подрабатываемому пласту необходимо принимать с учетом угла падения
сместителя дизъюнктивного геологического нарушения, последовательности
отработки
выемочных
столбов
в
защитном
пласте
между
смежными
геологическими нарушениями и реализуемого варианта системы разработки.
3.
Использование
рекомендуемых
технологических
схем
совместной
разработки в восходящем порядке свит сближенных угольных пластов позволяет
повысить
эффект
защитного
воздействия
на
вышерасположенный
пласт
опережающей выемки подрабатывающего пласта, а также минимизировать сроки
ввода в экономически эффективную отработку защищаемого вышерасположенного
пласта.
Практическая значимость работы:
- обоснована последовательность отработки столбов на участках шахтных
полей,
осложненных
дизъюнктивными
геологическими
нарушениями,
7
обеспечивающая
получение
максимального
защитного
эффекта
при
опережающей выемке нижерасположенного пласта;
-
установлено
подрабатываемому
влияние
пласту
на
угла
параметры
падения
защищенных
сместителя
зон
по
дизъюнктивного
геологического нарушения;
- разработан календарный план отработки сближенных угольных пластов III
и
VI,
реализация
которого
позволяет
существенно
улучшить
технико-
экономические показатели шахты «Распадская-Коксовая» и повысить объемы
добычи углей дефицитных марок К и КО.
Достоверность и обоснованность научных положений и рекомендаций
обеспечивается использованием апробированных аналитических методов при
исследовании влияния геологических и горнотехнических факторов на параметры
защищенных зон по подрабатываемому пласту; подтверждением основных
выводов и рекомендаций фактическими данными, полученными при проведении
шахтных исследований; использованием современных методов обработки
полученных результатов.
Апробация работы. Основные положения диссертационной работы
докладывались на ежегодной Международной конференции на базе Краковской
горно-металлургической академии (г. Краков, Польша, 2012 г.); Международном
научном симпозиуме «Неделя горняка – 2012» (Москва, 2012 г.); Международной
конференции на базе Фрайбергского технического университета (г. Фрайберг,
Германия, 2013 г.); научных семинарах кафедры разработки месторождений
полезных ископаемых
Национального минерально-сырьевого
университета
«Горный».
Личный вклад автора. Обоснованы основные задачи исследований,
проведены
шахтные
и
аналитические
исследования,
сформулированы
защищаемые положения и выводы.
Публикации. Основные результаты исследований опубликованы в 5
печатных работах, в том числе 2 – в изданиях Перечня, рекомендуемого ВАК
8
Минобрнауки
России,
получено
положительное
решение
по
заявке
на
изобретение.
Структура и объем работы. Диссертация общим объемом 150 страниц
состоит из введения, четырех глав, заключения, списка литературы из 83
источников, включает 99 рисунков и 12 таблиц.
Автор выражает благодарность научному руководителю д.т.н., проф. В.П.
Зубову за помощь в определении общей идеи работы и интерпретации
полученных данных, сотрудникам кафедры разработки месторождений полезных
ископаемых за ценные замечания при выполнении работы; инженернотехническим работникам шахты «Распадская-Коксовая» за оказанную помощь
при проведении шахтных исследований.
9
1 АНАЛИЗ ГОРНО-ГЕОЛОГИЧЕСКИХ И ГОРНОТЕХНИЧЕСКИХ
ОСОБЕННОСТЕЙ ОТРАБОТКИ СБЛИЖЕННЫХ ПЛАСТОВ НА ШАХТЕ
«РАСПАДСКАЯ-КОКСОВАЯ»
В ходе работы над диссертацией были предприняты шахтные исследования,
направленные на изучение текущего состояния горных работ на шахте
«Распадская-Коксовая» и перспектив их развития. В процессе проведения
исследований была изучена геологическая, маркшейдерская и технологическая
информация, предоставленная инженерно-техническими работниками шахты.
Особое внимание было уделено фактам проявления влияния геологических
нарушений на ведение горных работ. В результате натурных наблюдений была
отмечена особенность, характерная для нарушений, образовавшихся в массивах,
сложенных
практически
преимущественно
отсутствует,
песчаниками.
она
представлена
Зона
раздробленных
сместителем
пород
нарушения
и
милонитизированными породами в пределах нескольких десятков сантиметров.
Ниже рассмотрены особенности геологического строения месторождения,
специфика шахтного поля и технологические схемы ведения горных работ на
поле шахты «Распадская-Коксовая»
1.1 Общая характеристика Ольжерасского месторождения
Стратиграфия и литология
Поле шахты «Распадская-Коксовая» расположено в левобережье р.
Ольжерас [61] и относится к Ольжерасскому месторождению Томь-Усинского
горнопромышленного района. В геологическом строении участвуют отложения
нижней перми (рисунок 1.1). Промышленная угленосность приурочена к
отложениям кемеровской свиты (Р1kr).
10
Рисунок 1.1 – Стратиграфический разрез Томь-Усинского района. 1 гравелиты, 2 – песчаник, 3, 4 – алевролиты, 3 – крупнозернистые алевролиты, 4 –
мелкозернистые алевролиты, 5 – переслаивание песчаника с алевролитом, 6 –
уголь, 7 – долерит, диабаз
Кемеровская свита (рисунок 1.2) включает в себя верхние горизонты
верхебалахонской подсерии. Верхней границей свиты является пласт I.
За
нижнюю границу принята почва пласта XVII . Мощность свиты от 230 до 300 м.
Свита включает одиннадцать пластов рабочей мощности, два из которых (III и IVV) являются самыми мощными (9-10 м), суммарная мощность пластов в свите –
42,1м. Коэффициент угленосности – 15,5%.
11
Рисунок 1.2 – Стратиграфический разрез Кемеровской свиты в пределах
поля шахты «Распадская-Коксовая»
Породы,
вмещающие
угольные
пласты,
представлены аргиллитами,
алевролитами, реже песчаниками и конгломератами и характеризуются высокой
механической
прочностью.
Коэффициент
крепости
пород
по
шкале
М. М. Протодьяконова − песчаников 7-14, алевролитов 4-7, конгломератов 9-14,
породных прослоев 1,6-3,8 , углистых аргиллитов 1,5-1,8, углей 1-2.
Продуктивная толща и перекрывающие ее осадки залегают моноклинально,
имея северо-западное падение с азимутом 300-340฀. Углы падения пластов угля
пологие и изменяются от 8 до 12 градусов.
Тектоника
В тектоническом отношении поле шахты «Распадская-Коксовая» и
глубокие горизонты Ольжерасского месторождения приурочены к главному
моноклиналу Томусинского района.
Продуктивная толща и перекрывающие ее отложения кузнецкой свиты
залегают моноклинально, имея северо-западное падение с азимутом 300-340฀.
Углы падения пластов угля изменчивы, причем отмечаются две закономерности:
12
1. Углы падения увеличиваются от верхних пластов к нижним. Так, в
пределах горизонта +260 м (абс.) углы падения по пластам III, IV-V, VI не
превышают 18-22°, по нижним пластам ХII – XVII углы падения увеличиваются
до 25-28°, в отдельных случаях до 30° и более. На северо-восточном фланге
шахтного поля угол падения пластов достигает на выходах (на ограниченной
площади) 50-60°.
2. Углы падения всех пластов уменьшаются с глубиной от выходов пластов
под наносы. Так углы падения на горизонте +260 м (абс.) колеблются от 18-22° до
25-30°, с увеличением глубины залегания углы падения пластов выполаживаются
и уменьшаются до 5-10° (по верхним пластам) и 10-15° – по нижней группе
пластов.
Общее моноклинальное залегание пород осложнено четырьмя складками:
Усинской, Сосновской, Ольжерасской и Кузнецкой. Кроме названных крупных
складок в пределах главного моноклинала
наблюдается
дополнительная
складчатость, выраженная в виде волнистости и мелких пологих складок.
Разрывные нарушения в данном районе различны по масштабу – от едва
заметных трещин до региональных разломов протяженностью более 100 км и
амплитудой до 2-3 км, иногда и более. Почти все крупные и подавляющее
большинство
средпеамплитудных
разрывов
представлены
взбросами
и
надвигами.
Крупные разрывные нарушения образуют четыре четко ориентированные
региональные
системы.
Мелкие
нарушения
отличаются
разнообразной
морфологией и беспорядочной ориентировкой. Наряду со взбросами и надвигами
встречаются сбросы, сдвиги и комбинированные формы.
Основные
типы
дизъюнктивных
геологических
нарушений
на
Ольжерасском месторождении — надвиги и взбросы. Нa площадях с четко
выраженной складчатостью развиты надвиги с вертикальной амплитудой
смешения от нескольких метров до 70 м. Сместители этих надвигов залегают
более полого относительно пластов пород и смяты в складки вместе с
13
нарушенными
толщами.
Угол
встречи
сместителей
с
поверхностями
напластования составляет от 5 до 15°.
В
породах
разного
гранулометрического
состава
зона
сместителя
проявляется разными способами. В песчаниках сместитель представлен узкой
зоной или только плоскостью смещения. В алевролитах и переслаиваниях
алевролитов с песчаниками сместитель выражен широкой зоной интенсивно
трещиноватых и перемятых пород с наличием систем трещин, параллельных
сместителю.
Дизъюнктивные геологические нарушения можно классифицировать по
нескольким признакам. Одним из основных признаков для классификации
является
угол
падения
сместителя.
Для
Ольжерасского
месторождения
распределение имеет вид, представленный на рисунке 1.3:
Рисунок 1.3 – Распределение разрывных нарушений в зависимости от угла
падения
Можно сделать вывод, что на Ольжерасском месторождении преобладают
геологические нарушения с углом падения сместителя до 300, то есть надвиги. Их
доля составляет около 80%, что позволяет говорить о них, как о преобладающих
на данном месторождении.
Любое геологическое нарушение имеет свою зону влияния, в которой
свойства горных пород изменены вследствие тектонического воздействия. В
14
окрестностях дизъюнктивных геологических нарушений можно выделить [53] три
категории зон трещиноватости:
1. 3она интенсивной тектонической трещиноватости, которая обычно
сопровождает нарушения. Непосредственно у сместителей горные породы
раздроблены многочисленными трещинами с зеркалами скольжения. При
нарушениях типа взбросов и сдвигов зона интенсивной трещиноватости
проявлена в большей степени
2. Зона заметной трещиноватости, окаймляющая зону интенсивной
трещиноватости. Мощность данной зоны также зависит от литологического
состава пород и амплитуды геологического нарушения.
3. Зона слабой трещиноватости, развитая на участках, где отсутствуют
тектонические нарушения и пликативные формы дислокаций.
На Ольжерасском месторождении размеры зон влияния изменяются от 2 до
25 метров, в зависимости от состава вмещающих пород. В пределах поля шахты
«Распадская-Коксовая» вмещающие породы представлены преимущественно
песчаниками и гравелитами, что обеспечивает малый размер зон влияния
нарушений. В большинстве случаев зоны влияния представлены плоскостями
скольжения. В таких горно-геологических условиях важное значение приобретает
такой классификационный признак, как амплитуда геологических нарушений.
Распределение нарушений в зависимости от их амплитуд представлено на
рисунке 1.4:
15
Рисунок 1.4 – Распределение нарушений на Ольжерасском месторождении в
зависимости от амплитуд
Таким образом на Ольжерасском месторождении, а, следовательно и на
поле шахты «Распадская-Коксовая» преобладает мало- и среднеамплитудная
нарушенность.
Газоносность
Метаноносность зависит от тектонической структуры, стратиграфического
положения пластов, петрографического состава и метаморфизма углей, состава
вмещающих пород, мощности и состава покровных отложений, гидрогеологических
условии и влияния магматических интрузий. Для углей кузнецкой серии характерен
резкий переход от зоны газового выветривания к зоне метановых газов и
увеличение метаноносности с глубиной. С глубиной нарастание метаноносности
заметно снижается, а затем метаноносность стабилизируется. С повышением степени
метаморфизма метаноносность углей возрастает [61].
Важную роль в распределении газа в угольных пластах играют безугольные
отложения нижней части кузнецкой подсерии. Этот интервал, представленный
переслаиванием алевролитов и песчаников, перекрывает угленосную толщу и
затрудняет дегазацию угольных пластов.
Основным компонентом угольных газов является (в %) метан (76,0-96,3), азот
(2,2-12,1), углекислый газ (0,4-7,7), и тяжелые углеводороды: этан (1-10,3),
16
пропан (0,1-1,6), бутан (до 0,1) и водород. Содержание тяжелых углеводородов
закономерно увеличивается с глубиной.
Доля тяжелых углеводородов в породах изменяется
в следующих
соотношениях: этана - от 0,1 до 10,3%, пропана - от 0,1 до 2,0%, бутана - от 0 до
0,4%. Наличие водорода в газах, извлеченных из пород, изменяется от 0,1 до
12,6%, каких-либо закономерностей в его изменениях не
наблюдается.
Повышенное содержание азота отмечается в основном в диабазах и песчаниках в
пробах с минимальным количеством метана.
Все пласты угля Томь-Усинского района отнесены к выбросоопасным.
Разведанные участки относятся к сверхкатегорийным по газу.
1.2 Оценка специфики геологического и тектонического строения поля
шахты «Распадская-Коксовая»
В горный отвод шахты «Распадская-Коксовая» входят пласты III, IV, V, IVV,
VI,
которые
залегают
в
верхних
горизонтах
кемеровской
свиты
верхнебалахонской подсерии балахонской серии нижней перми. Их краткие
характеристики [61] приведены ниже:
Пласт III имеет сложное строение, относительно выдержан по мощности,
содержит от одного до девяти прослоев аргиллитов и алевролитов мощностью
0,05-0,50 м. Общая мощность пласта изменяется от 8,20 м до 12,35 м. В районе
пересечения наклонными стволами мощность пласта составляет 10,1 м.
Мощность угольных пачек 9,05 м. Углы падения пласта составляют 8-12о.
Породы
непосредственной
кровли
пласта
III
представлены
преимущественно алевролитами различной зернистости. Коэффициент крепости
непосредственной кровли f = 5-6, прочность непосредственной кровли на сжатие
σсж.= 42-71 МПа и являются устойчивыми и среднеустойчивыми. Мощность
алевролитов 7,7-11,6м. На значительной площади имеется ложная кровля –
аргиллит углистый мощностью 0,10-1,0 м.
Основная кровля представлена песчаниками различной зернистости с
коэффициентом крепости f = 9-11, σсж. = 64-194 МПа, реже переслаивающимися
17
песчаниками и алевролитами. Мощность пород основной кровли составляет от
14,5 до 40 м. Кровля труднообрушающаяся, тяжёлая и средняя.
Природная газоносность пласта III оценивается в 11-24м3/т.
Пласт IV-V, выдержан по мощности, имеет сложное строение, содержит 111 прослоев аргиллитов и алевролитов мощностью от 0,05 до 0,50 м. Общая
мощность пласта колеблется от 9,4 м до 11,05 м. Средняя мощность пласта
составляет 10,30 м. Мощность угольных пачек 8,85 м. Углы падения пласта
составляют 9-13о.
На всей площади пласта IV-V в непосредственной кровле залегают
песчаники,
часто
с
прослоями
гравелитов
и
конгломератов.
Породы
непосредственной кровли имеют коэффициент крепости f=7-9, σсж.= 75-96 МПа.
Песчаники слагают практически всю мощность междупластья между пластом IVV и вышележащим пластом III. Мощность междупластья постепенно уменьшается
в направлении с юго-запада на северо-восток. В непосредственной кровле иногда
отмечается пачка крупнозернистых алевролитов, коэффициент крепости f = 5-6,
σсж.=60 МПа.
Природная газоносность пласта IV-V оценивается в 17,2-24 м3/т.
Пласт IV имеет сложное строение и содержит от 1 до 3-4 прослоев
аргиллитов и алевролитов. Мощность породных прослоев колеблется от 0,02 до
0,20
м,
литологически
представленных
алевролитом,
реже
углистыми
аргиллитами. Средняя суммарная мощность угольных пачек – 1,85 м. Основная
кровля пласта сложена песчаниками, непосредственная – конгломератами. Редко
встречается ложная кровля мощностью от 0,20 м до 1,0 м, представленная
углистыми породами. По мощности и строению пласт относится к относительно
выдержанным.
Пласт V на площади шахтного поля имеет среднюю мощность угольных
пачек 6,0 м. В юго-западной части – простого строения, а в северо-восточной
части появляются 2-3, реже 3-7 прослоев породы мощностью от 0,05 м до 0,30 м,
сложенных алевролитами, реже углистыми аргиллитами. Прослои породы имеют
линзовидный характер. Непосредственная кровля – алевролит. Ложная кровля –
18
углистый аргиллит и тонкие угольные слойки. Почва пласта — алевролит, иногда
разной зернистости. По мощности и строению пласт относится к выдержанным.
Пласт VI имеет сложное строение, относительно выдержанный по
мощности, содержит 0-7 прослоев алевролитов мощностью от 0,05 м до 0,50 м.
Общая мощность пласта колеблется от 2,7 м до 5,25 м. В районе пересечения
наклонными стволами мощность пласта составляет 3,40 м. Средняя мощность
угольных пачек 2,90 м. Углы падения пласта составляют 4-15о. Непосредственная
кровля представлена разнозернистыми алевролитами. Породы непосредственной
кровли имеют коэффициент крепости f=4-6, σсж.=40-60 МПа. Природная
газоносность пласта VI оценивается в 17,4-24,2 м3/т.
В
таблице
1.1
приведены
основные
характеристики
пластов,
отрабатываемых шахтой «Распадская-Коксовая».
Таблица 1.1 – Характеристика пластов свиты
№
Пласт
Угол падения
пласта, град.
1
III
8-11
2
IV-V
8-10
3
VI
8-12
Шахтное
поле
Мощность пласта, м
сильно осложнено
6,16-12,05
9,93
8,2-12,0
10,7
2,7-5,25
3,97
Расстояние от
вышележащего
пласта, м
30,0
38-40,0
дизъюнктивными геологическими
нарушениями. Расположение основных нарушений в пределах поля шахты
«Распадская-Коксовая» представлено на рисунке 1.5. Их тип и амплитуда
приведены в таблице 1.2.
19
Рисунок 1.5 – Расположение основных дизъюнктивных геологических
нарушений на участках №1 и №2 поля шахты «Распадская-Коксовая»
Таблица 1.2 – Характеристика основных прослеженных геологических
нарушений
Номера
нарушений
2
35
А-А
32
1, 46, 10, 18,
14, 9, 108, 23,
24, 15, 26
Тип
нарушения
Амплитуда, м (вертикальная)
надвиг
надвиг
взброс
надвиг
от
2
42
3
4
до
36
100
8
20
надвиг
10
18
Наиболее крупные нарушения требуют более подробного описания.
Надвиг 35 (рисунок 1.6) стратиграфической амплитудой до 100 м является
наиболее крупным разрывным нарушением поля шахты «Распадская-Коксовая».
Этот дизъюнктив относится ко II-му типу для разрывов шахтного поля, т.е. его
вертикальная амплитуда увеличивается с глубиной. Надвиг 35 имеет сместитель с
20
различными азимутами падения от 330° до 100°. Так на горизонте +260 м (абс.)
пласты III, IV-V, VI пересекаются нарушениями с азимутами падения 40-127°.
Рисунок 1.6 – Расположение надвига 35 в пределах шахтного поля
Надвиг
32
(рисунок
1.7)
довольно хорошо прослеживается горными
выработками по пласту III от выхода его на дневную поверхность между
разведочными линиями IV-V и V до горизонта +260 м (абс). Плоскость сместителя
надвига 32 имеет азимут падения 0-330° и углы падения 2-12°. Амплитуда
изменяется от 4 м до 20 м.
Рисунок 1.7 – Расположение надвига 32 в пределах шахтного поля
Сместитель представлен волнистой поверхностью в крепких породах, а в
слабых неустойчивых породах - зоной милонитизированных пород, мощность
которых достигает 10-30 м.
21
Надвиг 2 (рисунок 1.8) с вертикальной амплитудой до 36 м представлен
двумя трещинами, отстоящими одна от другой на расстоянии 10-26 м.
Обособленным тектонический блок пород, заключенный между трещинами,
представляет собой зону интенсивно нарушенных и раздробленных пород. Углы
падения изменяются от 5° до 90°.
Рисунок 1.8 – Расположение надвига 2 в пределах шахтного поля
Надвиги 1, 46, 10, 18, 14, 9, 108, 23, 24, 15, 26 имеют амплитуды смещения от
10 до 18 м, пересекают пласты углей III, IV-V и VI.
Вследствие неоднородности физико-механических свойств вмещающих
пород, поверхности указанных сместителей обнаруживают волнистость, что может
приводить к изменчивости направлений пересечений пластов нарушениями. Bсe
надвиги, входящие в данную группу, имеют углы падения 2-10° и азимуты падения
60-90°. На рисунке 1.9 приведено расположение надвига 18 в массиве пород на
шахтном поле.
22
Рисунок 1.9 – Расположение надвига 18 в пределах шахтного поля
Взброс А-А (рисунок 1.10) прослежен горными выработками и отмечается на
разведочных линиях IV, Промежуточной и профиле А. Плоскость его сместителя в
разрезе
разведочных
линий
имеет
падение
под
углом
20°.
Нарушение
прослеживается по азимуту 90-110° и почти перпендикулярно осям складки.
Амплитуда выражается величинами от 3 до 8 м.
Рисунок 1.10 – Расположение взброса А-А в пределах шахтного поля
23
При
дальнейшем
развитии
горных
работ
геологической
службой
предприятия прогнозируется появление надвигов с амплитудой 3-5 м и
протяженностью 500-700 м с тенденцией затухания на глубоких горизонтах.
Характерной особенностью разрывов является изменчивость их амплитуд
как по падению, так и по простиранию сместителя и преимущественная
приуроченность к определенным стратиграфическим горизонтам. Большинство
нарушений максимальную амплитуду имеют в верхних горизонтах свиты, а на
нижних разрывы постепенно затухают.
Дизъюнктивные нарушения и сопровождающие из зоны перемятых пород –
основные горно-геологические факторы, создающие технические трудности при
отработке угольных пластов и управлении их кровлями.
1.3 Анализ фактического состояния и перспектив развития горных
работ на шахте «Распадская-Коксовая»
Поле шахты «Распадская-Коксовая» вскрыто наклонными стволами:
главным, предназначенным для конвейерного транспорта угля; вспомогательным
– для транспорта людей и грузов; вентиляционным.
В настоящее время производственная мощность шахты составляет 3 млн. т.
в год. Общие балансовые запасы шахты 235 млн.т., промышленные – 151,2 млн.т.
Уголь, добываемый на шахте «Распадская-Коксовая», относится к маркам К и КО.
Ожидаемые потери запасов при отработке составят до 30%. Отработка пластов в
настоящее время ведется на поле бывшей шахты им. Шевякова, переименованной
в «Поле №1 шахты «Распадская-Коксовая».
Все запасы горного отвода шахты «Распадская-Коксовая» можно разделить
на две категории:
- Участки с благоприятными условиями (65%), где возможно применение
систем разработки пластов длинными столбами;
- Участки с менее благоприятными условиями, характеризующимися
ограниченными размерами и повышенной геологической нарушенностью (35%).
Основной объем очистных работ в пределах поля №1 шахты «РаспадскаяКоксовая»
приходится
на
систему
разработки
длинными
столбами
по
24
простиранию пластов. Длина лавы не превышает 250 м, длина столбов составляет
около 2000 м, порядок отработки ярусов нисходящий (рисунок 1.11).
Рисунок 1.11 – Выкопировка из плана горных работ в пределах участка поля
№1 шахты «Распадская-Коксовая», отрабатываемого с использованием системы
разработки длинными столбами
На пластах III и IV-V применяют слоевые системы разработки с
разделением пласта на 2 слоя. Пласты делят на слои мощностью 4 м, с
оставлением межслоевой пачки угля мощностью 2 м. Пласт VI отрабатывают в
один слой. Выемка осуществляется механизированными комплексами.
На участках, где невозможно применение системы разработки длинными
столбами, применяют камерно-столбовую систему отработки пластов (рисунок
1.12)
Выемочные камеры проходятся по пласту вначале непосредственно под его
кровлей (первый слой), а затем в толще пласта слоями мощностью по 2,6 м. до его
почвы. В восточной части выемочного участка пласт IV-V разделяется на два
самостоятельных пласта – пласт IV и пласт V, разделённых между собой
породним прослоем, мощностью более 0,5м. Мощность пласта IV-V в среднем
25
составляет 10,95м; мощность пласта IV – 2,80м; мощность пласта V – 7,40м. Углы
падения пласта составляют 8О-10О.
Выемка пласта VI осуществляется на полную мощность одним слоем.
Мощность пласта VI составляет 3,5 м, углы падения – 8О-10О.
Выемка осуществляется проходческо-очистным комбайном JOY 12CM18.
Рисунок 1.12 – Выкопировка из плана горных работ в пределах участка поля
№1 шахты «Распадская-Коксовая», отрабатываемого с использованием камерностолбовой системы отработки
Непосредственная
кровля
пластов
представлена
гравелитами
и
конгломератами мощностью от 3,0 до 6,0м. Коэффициент крепости пород
непосредственной кровли пласта по шкале М.М. Протодьяконова равен 12-14,
предел прочности на одноосное сжатие 145 МПа, плотность 2,50-2,62 т/м3.
Основная
кровля
пластов представлена
переслаиванием
песчаников
среднезернистых и мелкозернистых с линзами гравелитов. Мощность основной
кровли составляет 16-20м (линзы гравелита до 1-2 м). Коэффициент крепости
основной кровли по шкале М.М. Протодьяконова равен 8-10, предел прочности на
одноосное сжатие 107 МПа, плотность 2,50-2,52 т/м3.
26
Анализ горно-геологических и горнотехнических условий ведущихся
горных работ показал, что к числу основных осложняющих факторов при ведении
работ на поле №1 шахты «Распадская-Коксовая» относятся:
1. Природная газоносность пластов III, IV-V, VI, составляющая 16-29 м3/т.
Шахта «Распадская-Коксовая» отнесена по газу метану к сверхкатегорийной.
2. Опасность пластов по внезапным выбросам угля и газа ниже изогипсы
+100 м. (абс.);
3. Опасность пластов по горным ударам с глубины 150 м;
4. Наличие дизъюнктивных геологических нарушений;
5. Опасность по взрывчатым свойствам угольной пыли;
6. склонность углей к самовозгоранию;
7.
Опасность
пластов
(прослойков,
пород
кровли
и
почвы)
по
фрикционному искрению.
В пределах участка №2 шахты «Распадская-Коксовая» до настоящего
времени не определен порядок отработки пластов. Рассматривается возможность
ведения работ, как в восходящем порядке, так и в нисходящем порядке.
Восходящий порядок имеет преимущества в том, что при нем происходит
дегазация вышележащего пласта, но при этом существуют риски, связанные с
тем, что подзащитный пласт может быть разрушен в результате обрушений пород
междупластья, сложенных прочными породами, преимущественно песчаниками.
В
соответствии
с
проектом
шахты
предусматривается
вскрытие
наклонными стволами, подготовка пластов длинными столбами по простиранию с
длиной лавы 195 – 220 м, на полную мощность для пласта VI, для пластов III и
IV-V планируется слоевая выемка (рисунок 1.13)
27
Рисунок 1.13 – Выкопировка из проекта горных работ в пределах поля №2
шахты «Распадская-Коксовая», предусматривающего отработку длинными
столбами по простиранию
Существует и другое
проектное
решение,
имеющее
своей целью
обеспечение разгрузки подрабатываемого пласта III: два соседних столба
планируется отрабатывать по бесцеликовой технологии, затем оставляется целик
угля, следующие два столба отрабатываются снова по бесцеликовой технологии.
Данное решение появилось из задачи обеспечить максимально возможные
защищенные зоны на пласте III, так как отработка пласта VI оказывает влияние на
напряжения в массиве и формирует на пласте III зоны ПГД и разгрузки. Также
исходя из плана на рисунке 1.13 можно заметить, что планируется оставлять
целики в местах встречи геологических нарушений с амплитудой, превосходящей
мощность вынимаемого пласта, и подготовленных столбов.
Разделение шахтного поля на блоки
С учетом наличия в пределах поля шахты «Распадская-Коксовая»
нескольких
крупных
дизъюнктивных
геологических
нарушений,
ориентированных субпараллельно под углом 25 градусов к линии падения пласта,
28
шахтное поле разделено на блоки с границами, параллельными сместителям
нарушений.
Рекомендуемая принципиальная схема разделения шахтного поля на блоки
представлена на рисунке 1.14:
Рисунок 1.14 – Принципиальная схема разделения шахтного поля по пласту
VI на блоки: 1 – границы шахтного поля, 3-3; 4-4, 5-5; 6-6; 7-7; 8-8 –
дизъюнктивные геологические нарушения
1.4 Выводы по главе 1
1. Вовлечение в отработку пластов Ольжерасского месторождения в условиях
шахты
«Распадская-Коксовая»,
ранее
не
отрабатывавшихся
по
факторам
«безопасность горных работ» и «экономическая целесообразность», позволяет
увеличить объемы годовой добычи коксующихся углей марок К и КО не менее,
чем на 3 млн. тонн. Угли данных марок в настоящее время относятся к числу
дефицитных, их доля в общем объеме балансовых запасов шахт Кузнецкого
бассейна составляет около 18%.
29
2. Горно-геологические условия залегания пластов в пределах поля №2
шахты «Распадская-Коксовая» могут быть оценены как сложные. К числу
основных осложняющих факторов относятся: повышенная газоносность пластов
(11-24м3/т) и вмещающих пород; наличие к вровле пластов труднообрушающихся
пород большой мощности; взаимное влияние горных работ, выполняемых в
пластах; большая мощность верхнего продуктивного пласта III, составляющая
8,2-12,3 м; наличие большого числа геологических нарушений; опасность
основных пластов III и VI по внезапным выбросам и горным ударам.
3. По горно-геологическим факторам к числу перспективных пластов для
первоочередной отработки в условиях поля №2 шахты «Распадская-Коксовая»
относятся сближенные пласты III и VI. Балансовые запасы углей марок К и КО в
пределах поля данной шахты превышают 235 млн. тонн.
4. Суммарная площадь участков поля шахты «Распадская-Коксовая», в
пределах которых для отработки пластов III и VI могут быть использованы
прогрессивные системы разработки длинными столбами, составляет около 65%.
5. Основным типом геологических нарушений, доля которых достигает 80%
общего числа нарушений, являются дизъюнктивные геологические нарушения с
углом падения сместителя менее 30 градусов, т.е. надвиги. Надвиги в условиях поля
№2 шахты «Распадская-Коксовая» характеризуются следующими параметрами:
вертикальная амплитуда смещения – 2-36 м; угол встречи сместителя с
плоскостью напластования – 5-15°; расстояние между нарушениями, не
переходимыми очистными механизированными комплексами от 450 до 1100 м;
размеры зоны влияния нарушений на свойства вмещающих пород представлены
либо зеркалами скольжения, либо не превышают 0,2-0,5 м.
30
2 АНАЛИЗ ПРАКТИЧЕСКОГО ОПЫТА ОТРАБОТКИ СВИТ
ПОЛОГИХ СБЛИЖЕННЫХ ПЛАСТОВ
При проектировании технологических схем отработки свит сближенных
пластов к числу наиболее важных вопросов относится выбор очередности горных
работ в пластах. Пласты могут разрабатываться в нисходящем, восходящем и
смешанном порядке. Отработка сближенных пластов в качестве защитных
рассматривается
давлением
как
региональное
в подрабатываемом
мероприятие
по
управлению
(надрабатываемом) массиве.
горным
При выборе
рациональной последовательности отработки пластов, как правило, учитываются
следующие факторы: степень отрицательного и положительного взаимного
влияния горных работ, выполняемых в пластах; параметры зон разгрузки и зон
повышенного горного давления, формирующихся у краевых частей горного
массива и целиков; газоносность пластов и их склонность к внезапным выбросам
и горным ударам; мощность отрабатываемых пластов и качество добываемого
угля.
2.1 Факторы, влияющие на параметры совместной отработки
2.1.1 Критерии, используемые при определении границ зон влияния
сближенных пластов при надработке/подработке
Зоны
влияния
сближенных
пластов
определяются
по
нескольким
критериям, как то: уровень напряжений, деформации массива, проницаемость
массива в пределах этих зон.
Уровень напряжений в массиве
Критерий безопасности по фактору горного давления
основан на
использовании исходных нормальных к напластованию напряжений σ у.
Если в каждой точке массива горных пород, где пройдет выработка по
опасному пласту, напряжения σ у не превосходят значения |σ уо|, то условие
безопасности по фактору горного давления будет выполняться. Критерий
безопасности по фактору горного давления имеет вид:
|σ y |<|σ y0 |
31
Также существует схема (рисунок 2.1) для определения защищенной зоны
при подработке/надработке, и из нее выведен показатель степени защитного
действия К.
Показатель степени защитного действия К [67] уменьшения разгрузки с
удалением от плоскости разрабатываемого пласта и определяется из выражения:
К = 1,67 – 0,67 hi/Si , где hi - мощность междупластья (h1 – при подработке; h2
- при надработке ), Si – размер защитного действия защищенной зоны в кровлю
(S1 – в кровлю; S2 - в почву).
Размеры защищенной зоны в кровлю S1 и в почву S2 определяют по
формулам:
S1 = β1 β2 S1, S2 = β1 β2 S2, где значения S1 и S2 берутся из соответствующих
таблиц [28] в зависимости от глубины разработки H и наименьшего размера
выработки а; β1 – коэффициент, учитывающий мощность защитного пласта,
определяется по формуле: β1 = mэф/mo, где mo – критическое значение мощности
защитного пласта; β2 – коэффициент, учитывающий процентное содержание
песчаников η в составе пород междупластья, рассчитывается из выражения β2 = 1
– 0,4 (η/100).
Показатель К рассчитывается в относительных величинах [67] и является
характеристикой для оценки эффективности разгрузки пластов от горного
давления. При К ≥ 1 пласт разгружен до безопасных значений напряжений и при
его разработке обеспечена полная защита от опасных проявлений горного и
газового давления.
32
Рисунок 2.1 – Схема к установлению разгружающего эффекта в зоне
надработки и подработки; Si − размер зоны разгрузки (1 − в кровлю, 2 − в
почву защитного пласта), h − мощность междупластья [67 с. 154]
В правой части рисунка 2.1 приведен график распространения напряжений
в массиве в пределах зоны разгрузки и на выходе из нее. Цифрами обозначены: 1
– защитный пласт, 2 – график напряжений, 3 – график, характеризующий
уменьшение разгрузки при удалении от защитного пласта, 4 – критерий
защитного действия, 5 – уровень напряжений, соответствующий границам
защищенной зоны, 6 – защищаемый пласт.
При сравнении конкурирующих вариантов применяется суммарный
показатель ΣК степени защитного действия от каждого разрабатываемого пласта.
Проницаемость массива
Отработка свиты угольных пластов приводит к формированию в
массиве горных пород трех зон с разной степенью проницаемости [21].
Первая зона, где величина отношения ку/кх< 1,0. приурочена к местам
концентрации напряжений и характеризуется весьма низкими абсолютными
значениями проницаемости. Дегазационные скважины, пробуренные в зоне,
неэффективны
Вторая зона, в которой отношение ку/кх —1,0, располагается на участках
между
зоной
ПГД
и
разгрузки
и
характеризуется
хаотической
33
трещиноватостью
и
очень
большими
абсолютными
значениями
проницаемости. В этой зоне преобладает плоскопараллельный поток газа в
сторону выработанного пространства. Скважины в данной зоне эффективны
лишь в очень короткий период времени, а именно в момент прохода лавой
оси скважины.
Третья зона, в которой величина отношения ку/кх> 1,0. Эффективность
скважин, пробуренных в этой зоне, достаточно велика.
ку –
проницаемость в плоскости напластования массива,
кх
–
проницаемость по нормали к массиву.
Рисунок 2.2 – Зоны проницаемости и вертикальные напряжения при
восходящем порядке работ [21]
На рисунке 2.2 показана ситуация подработки пласта двумя лавами
длиной 200 м каждая, разделенными целиком шириной 40 м при мощности
междупластья 50 м. Используется соотношение σ y /γН.
Деформация массива
При подработке массива горных пород в нем образуется система
трещин, по которым осуществляется движение газа.
Существует
разделение
подработанного
массива
на
зоны
трещиноватости, отличающиеся газопроницаемостью. Выделяется три зоны:
беспорядочного обрушения (I), сдвижения пород с разрывом сплошности (II)
и сдвижения пород без разрыва сплошности (III) [81]. Радиус защитного
влияния отсчитывается от подрабатывающего пласта и зависит от величины
34
междупластья, разделяющего пласты. Характеристики трещин приведены в
таблице 2.1
Таблица 2.1 – Эксплуатационные трещины при защитной выемке
пластов
Зона
Характеристика трещин в
породах междупластья
Относительная
деформация
пород
междупластья
Радиус защитного влияния
пологого пласта при:
подработке, м
надработке,
м
I
Сквозные газопроводящие
трещины-каналы, создающие
единую газопроводящую
систему
0,006 – 0,01
< 50
15 – 16
II
Отдельные трещины, секущие
междупластье, с большим
сопротивлением
0,01 – 0,002
50 – 100
16 – 30
III
Трещины, по которым
движения газа из
подзащитного пласта в
выработки защитного не
происходит
< 0,002
100 – 110
30 – 35
35
2.1.2 Факторы, влияющие на величину опережения очистных работ в
защитном пласте
Минимально допустимая величина опережения очистных работ в защитном
пласте по отношению к очистным работам в защищаемом пласте зависит в
основном от параметров зон опорного давления, формирующихся под краевыми
частями угольного массива и целиками, оставленными в выработанном
пространстве защитного пласта.
При анализе типовых схем отработки пластов выявлены закономерности
распределения напряжений в породах и установлены основные факторы,
оказывающих влияние на конфигурацию и расположение зон ПГД. Схемы
образования зон ПГД и зон разгрузки в подработанном и надработанном горном
массиве показаны на рисунке 2.3 [30].
Рисунок 2.3 – Схема к построению защищенной зоны при отработке
защитного пласта столбами по простиранию: а — сечение вкрест простирания при
а < L1 + L2; б — то же, при а > L1 + L2; в — сечение по простиранию
36
Цифрами 1, 2 и 3 на рисунке 2.3 обозначены:
зона;
Z промk =
LHm γk
n
υ оч =
А сут
lоч mγk
— защищенная
— область восстановления опасных нагрузок.
Ниже рассмотрено влияние различных горно-геологических факторов на
параметры
зон
с
повышенным
горным
давлении,
возникающих
в
подрабатываемом и надрабатываемом массивах.
Глубина залегания пластов
При отработке сближенных пластов для построения зон повышенного
горного давления и зон разгрузки используется методика ВНИМИ [29], основная
схема из которой представлена на рисунке 2.4:
Рисунок 2.4 – Схема построения зон ПГД на разрезе вкрест простирания
пластов; ΔС k =С л +С пров +С под +А k — зона ПГД, hi — мощность междупластий, d —
размер зон ПГД, α — угол падения пластов, δi — граничные углы
С возрастанием глубины горных работ [67] при фиксированном значении
угла падения пласта размеры зоны ПГД в кровлю и почву увеличиваются. На рис.
2.5 показано изменение расстояний, на которые распространяется влияние зоны
ПГД от ленточного целика шириной L в кровлю и почву пласта в зависимости от
глубины его залегания.
37
Рисунок 2.5 – Влияние глубины залегания пласта на размер зоны ПГД (а) в
массиве пород, расположенных в кровле и почве пласта [67 с. 163]
Ширина прилегающего к целику выработанного пространства лавы
рассматривалась равной 200 м.
Из графика видно, что с увеличением глубины горных работ размеры зон
ПГД увеличиваются, причем увеличение в почву значительней, чем в кровлю.
Угол падения пластов
При расчетах защищенных зон в условиях залегания пластов под углом все
соотношения, определенные для горизонтального залегания пластов сохраняются,
но при наклонном залегании пластов динамические явления возникают на
большей глубине, и защищенные зоны имеют больший размер, чем при
горизонтальном залегании пластов. В работе [67] отмечается, что при изменении
угла падения пластов от 0° до 90° и фиксированной глубине залегания размеры
зоны ПГД в кровле уменьшаются, а в почве увеличиваются в 1,2 раза.
Слоистость массива
Слоистость массива горных пород, изменяющая напряжения по сравнению с
однородной средой, существенно сказывается и на размерах защищенных зон.
В подработанном массиве исходные напряжения по мере уменьшения
глубины снижаются. Поэтому, если не учитывать проскальзывания слоев и
рассматривать массив как однородный, защищенные зоны в кровле оказываются
существенно больше, чем в почве.
При подработке слоистость сказывается на защитном действии значительно
сильнее, чем при надработке. Взаимное смещение слоев, лежащих выше
38
выработки, распространяется на большое расстояние и существенно увеличивает
размеры защищенных зон.
Мощность защитного пласта
Влияние мощности пласта на размеры защищенных зон [67] показано на
рисунке 2.7. При уменьшении мощности защитного пласта ниже критического
значения 2h0 можно отметить резкое уменьшение размеров защищенных зон. Об
этом свидетельствует приведенная на рисунке 2.7 безразмерная глубина
максимального распространения защищенной зоны в почву выработки для разных
значений x/H при H0 /H = 0,5 в функции от 2h/2h0. При использовании закладки
выработанного пространства защищенные зоны уменьшаются. При этом
фактическая мощность защитного пласта 2h заменяется величиной 2h’.
Рисунок 2.6 – Зависимость глубины защищённой зоны от вынимаемой
мощности пласта
Ширина целика
С увеличением ширины ленточного целика L, оставленного между двумя
отработанными столбами, размер зоны ПГД растет [67] и увеличивается глубина
ее распространения (рисунок 2.7). При размерах целика, соизмеримых с шириной
прилегающей выработки, глубина распространения зоны ПГД в кровлю и почву
стабилизируется. При ширине целика L=1,5а зона ПГД разделяется на две,
прилегающие к краевым частям, а при дальнейшем изменении ширины целика
она остается постоянной, совпадающей с зоной ПГД от краевой части пласта.
39
Рисунок 2.7 – Влияние ширины целика на размеры, зоны ПГД; L – ширина
целика, а – ширина выработанного пространства [67 с. 164].
С
удалением
от
отрабатываемого
пласта
область
максимальных
концентраций нормальных к напластованию напряжений смещается от проекции
контура выработанного пространства в сторону зоны опорного давления, а
концентрация напряжений в этой области уменьшается. Так, с удалением от
отрабатываемого пласта на 50 м концентрация напряжений уменьшается в 1,3
раза, а при удалении 100 м – в 1,8 раза по сравнению с уровнем концентрации
напряжений в зоне опорного давления.
На распределение напряжений впереди очистного забоя существенное
влияние оказывает конфигурация линии очистного забоя. Для прямолинейного
40
забоя
наиболее
нагруженной является
его средняя часть: коэффициент
интенсивности напряжений в этой части в два раза выше, чем у краев.
Знание количественных характеристик изменения полей напряжений
позволяет осуществить дифференциацию зон ПГД по степени опасности и
установить в зависимости от этого необходимый комплекс мероприятий по
безопасному ведению горных работ.
Геологические нарушения
Существенное влияние на горные работы могут оказывать дизъюнктивные
геологические нарушения в массиве горных пород. О степени влияния нарушений
можно судить по результатам, приведенным в методике [63].
Деформацию земной поверхности от горных работ можно перенести на
ситуацию ведения работ в свите пластов в восходящем порядке, что позволит
использовать способы расчёта влияния дизъюнктивных геологических нарушений
на поверхность для определения их влияния на подрабатываемый пласт.
Напряженное состояние массива горных пород вне зоны влияния горных
работ определяется действием силы тяжести, неоднородностью геологического
строения и рельефа поверхности, действующими тектоническими движениями в
массиве и наличием систем геологических нарушений.
Близость горных выработок к системам региональных тектонических
нарушений может, в конечном счете, существенно снижать устойчивость горных
выработок за счет повышения интенсивности проявлении горного давления,
вплоть до возникновения горных ударов.
Говоря о влиянии нарушений на подработанный массив пород, можно
провести аналогии с подработкой земной поверхности, при условии принятия
земной поверхности как подработанного пласта.
По характеру влияния [63] на деформации массива выделяется три
основные группы дизъюнктивных нарушений:
а) с углами падения сместителей до 35° (первая группа нарушений);
б) с углами падения сместителей больше 45° (вторая группа нарушений);
41
в) крутопадающие разрывные нарушения в Кузбассе с углами падения
сместителя более 60 при углах падения пластов α ≥ αп.
Расчет деформаций в зоне влияния тектонических нарушений первой и
второй групп может выполняться при следующих условиях (рисунок 2.9):
1) при ведении горных работ со стороны восстания от точки пересечения
сместителя с разрабатываемым пластом:
а) при углах падения пласта до 35°, когда углы между плоскостью пласта и
плоскостью сместителя составляют от υ1 = 35° до υ2 = 95°;
б) при углах падения пласта в пределах 45° > α ≥ 35°, когда углы между
плоскостью пласта и сместителем составляют от υ1 = 25° до υ2 = 90°;
в) при углах падения пласта αп ≥ α ≥ 45°, когда углы между плоскостью
пласта и плоскостью сместителя составляют от υ1 = 20° до υ2 = 90°υ.
Так как в данной работе рассматривается ситуация на шахтном поле шахты
«Распадская-Коксовая», углы падения сместителей на котором не превышает 25°,
вторую и третью группу нарушений мы не рассматриваем.
Рисунок 2.8 – Схемы для расчета деформаций в зоне тектонических
нарушений первой и второй групп:
а - при ведении горных работ со стороны восстания от точки пересечения
сместителя с пластом; б - то же, со стороны падения
42
2) при ведении горных работ в пласте со стороны падения от точки
пересечения сместителя с пластом (см. рис. 2.9, б), при углах падения пласта α =
0... αп, когда углы падения сместителя составляют от Δ1 = 35° до Δ2 = 90°;
В зоне влияния нарушений первой группы при пологом и наклонном
залегании пластов рассчитывают наклоны, горизонтальные деформации и
кривизну подработанного пласта, а при углах падения пластов α > 45° − наклоны
и горизонтальные деформации подработанного пласта.
Ожидаемые деформации в зонах влияния нарушений первой группы при
выходе нарушения определяют по формулам:
б) горизонтальные деформации:
εт = ±1,2εm, где εm - максимальные горизонтальные деформации
подработанного пласта, определяемые в той полумульде, где расположен выход
сместителя нарушения;
в) радиус кривизны:
R = 12 м/iт = 10 м/im
Ожидаемые деформации от нескольких выработок в зоне влияния
тектонических нарушений первой группы определяются по формулам, в которых
в качестве максимальных наклонов im и максимальных горизонтальных
деформаций εm используются их максимальные значения от нескольких
выработок.
Максимальные значения наклонов im и горизонтальных деформаций εm
выбирают [63] в зоне предполагаемого пересечения нарушением подработанного
пласта, включая участки шириной по 100 м от границ этой зоны в висячем и
лежачем крыльях нарушения, но не более чем по 0,2Hср, где Hср – средняя глубина
выработок в верхнем пласте, в зону влияния которых попадает выход сместителя
нарушения.
43
Рисунок 2.9 – Схема определения влияния подработки:
а – при углах падения пластов до 35°;
б – при углах падения пластов более 35°
Сдвижения и деформации при ведении горных работ в свитах пластов на
одном крыле нарушения определяются путем алгебраического сложения
сдвижений и деформаций от каждой выработки, в зоне влияния тектонического
нарушения.
При подработке разрывных тектонических нарушений зоны опасного
влияния определяют следующим образом:
- при залегании пластов под углами α < 25°, когда сместители нарушений в
главных сечениях мульды сдвижения падают под углами менее 80° согласно с
падением линий, проведенных под соответственными углами сдвижения в
коренных породах (рисунок 2.10, а), за границу зоны опасного влияния
принимается проекция выхода нижнего контакта зоны перемятых пород
сместителя геологического нарушения на подработанный пласт, если поверхность
сместителя выходит на участке между точками, определяемыми по углам
сдвижения и граничным углам (рисунок 2.10, а, точка Б); в тех случаях, когда
нарушение имеет выход в зоне опасных сдвижений, за границу зоны опасного
влияния принимается граница, определяемая по углам сдвижения (рисунок 2.10,
а, точка А);
- при подходе очистных работ к нарушению, расположенному со стороны
восстания от выработки на расстоянии 0,1H и менее (Н - расстояние по вертикали
от точки пересечения сместителя с почвой пласта до земной поверхности
(рисунок 2.10, б) на участке выхода сместителя тектонического нарушения А’Б’,
44
может возникнуть зона опасного влияния при угле падения сместителя более Δ >
30° в условии подвижек пород по контактам напластований. При отсутствии
подвижек пород по контактам напластований зона опасного влияния А’Б’
возникает при угле падения сместителя нарушения Δ ≥ 50°, со стороны падения
граница зоны опасного влияния определяется углами сдвижения β в коренных
породах и φ в наносах.
Рисунок 2.10 – Схемы к определению зон опасного влияния при
тектоническом нарушении толщи:
1 – наносы; 2 – коренные породы; А’-Б’ и А-Б – зоны опасного влияния
На
рисунке
2.11
показана
схема
к
определению
максимальных
горизонтальных деформаций при разработке пластов смежными выработками,
когда размер межлавного целика l > 0,1Hц (лавы 1 и 2) и когда размер межлавного
целика l < 0,1Hц (лавы 3 и 4); на рисунке 2.11 штриховкой показаны
максимальные горизонтальные деформации.
45
Рисунок 2.11 – Схема к определению максимальных горизонтальных
деформаций подработанного пласта:
1 – от лавы 1; 2 – от лавы 2; 3 – от лавы 3+4; I – от лав 1+2; II – от лав
1+2+3+4
2.2 Особенности проектирования технологических схем отработки
сближенных пластов в нисходящем порядке
Анализ практического опыта отработки сближенных пластов в нисходящем
порядке [8, 15, 23, 25, 26, 27, 43, 73, 74] показал, что к числу основных
параметров, учитываемых при выборе технологической схемы, относятся размеры
зон повышенного напряжения, формирующихся над целиками и краевыми
частями угольного массива на надрабатывающем пласте.
Целики и краевые части угольного массива по надрабатывающему пласту
оказывают существенное влияние не только на подготовительные выработки, но и
на очистные работы надрабатываемых пластов [23, 26]. В период работы лав под
целиками резко возрастает концентрация напряжений в зоне опорного давления
подрабатывающей лавы, что приводит к увеличению интенсивности вывалов в ее
призабойном пространстве и, вследствие этого, к простоям лав и потерям добычи.
Опыт разработки свит сближенных пластов в нисходящем порядке
показывает, что эффективность решения вопросов, связанных с управлением
горным давлением в лавах надрабатываемых пластов, в значительной степени
зависит от положения лав относительно краевых частей угольного массива и
46
целиков, оставленных в выработанном пространстве вышерасположенных
пластов.
При
этом
целики
и
краевые
части
угольного
массива
по
вышерасположенным пластам могут оказывать как положительное, так и
отрицательное влияние на работу подрабатывающих лав. Характер и степень
влияния определяются расположением лавы или отдельных ее участков
относительно областей с повышенными и пониженными напряжениями,
возникающими в междупластье в зонах влияния целиков и краевых частей
угольного массива. Неучет данного фактора приводит, как правило, к резкому
снижению технико-экономических показателей подрабатывающих лав, или к
необоснованным затратам на проведение дополнительных мероприятий по
управлению горным давлением.
Исследования данных вопросов [25-28] проводились на шахтах Восточного
района Донецкого бассейна для следующих горно-геологических условий:
глубина расположения надрабатывающих пластов от поверхности 250-650 м,
вынимаемая мощность пластов 0,8-1,7 м, угол залегания пластов 8-20°, предел
прочности пород непосредственной кровли надрабатываемых пластов на
одноосное сжатие 25-65 МПа (таблица 2.2).
На схемах в таблице 2.2 приняты следующие условные обозначения: 1, 2 –
ярусные штреки; mн – надрабатывающий пласт; m1, m2 – надрабатываемые
пласты; М1, М2 – мощности междупластий; d1, d2 – расстояние от проекций
краевых частей целика на нижний пласт до границы зоны отрицательного
влияния целика; S0 – шаг обрушения основной кровли в лавах надрабатываемого
пласта; β1, β2, β3 – граничные углы; L – ширина зоны опорного давления,
возникающего у краевых частей угольного массива по надрабатывающему
пласту; Z – ширина целика (к целикам относились неотработанные участки пласта
шириной от 3mн до L); стрелками показано направление подвигания лав по
надрабатываемому пласту.
Значения граничного угла β1 с достаточной для практических целей
точностью определяются [26] по графику (рисунок 2.12), в зависимости от
47
ширины
подрабатывающего
целика
Z
и
глубины
расположения
надрабатывающего пласта mн от поверхности Н.
Рисунок 2.13 – Влияние ширины целика на величину граничного угла:
1 – Н > 600 м; 2 – Н = 300-600 м; 3 – Н < 300 м
Значения граничных углов определяются из выражений β2=β1–0,3;
β3=β1+0,3αпл, где αпл – угол падения пласта.
Таблица 2.2 – Схемы и расчетные формулы для определения границ зон
влияния целиков и краевых частей угольного массива по вышерасположенному
пласту на состояние пород кровли в лавах надрабатываемого пласта [28]
№
п/п
Схема подработки целика
(краевой части пласта)
Формулы для
определения di
Глубина зоны
влияния
При М < 3Z
d1=Mtgρ1
d2=Mtgρ1+S0
lmax=5Z
1
При 5Z ≥ M >3Z
d1=1,5tgρ1(5Z-M)
d2=1,5tgρ1(5Z-M)+ S0
При M=3Z
d1=Mtgρ2
d2=Mtgρ3
lmax=5Z
2
При 5Z ≥ M >3Z
d1=1,5tgρ2(5Z-M)
d2=1,5tgρ3(5Z-M)
Продолжение таблицы 2.2
№
п/п
3
Схема подработки целика
(краевой части пласта)
48
Формулы для
определения di
Глубина зоны
влияния
При M ≤ L
d1=L+S0
d2=Mtgρ1
lmax=1,5L
При 1,5L ≥ M >L
d1=L+ S0
d2=2tgρ1(1,5L-M)
При M ≤ 1,5L
d1=L
d2=Mtgρ1+S0
lmax=2,5L
4
При 2,5L ≥ M >1,5L
d1=L
d2=1,5tgρ1(2,5L-M)
При M ≤ L
d1=L
5
d2=Mtgρ3
При 1,5≥ M >L
lmax=1,5L
d1=L
d2=2tgρ3(1,5L-M)
При M ≤ L
d1=Mtgβ2
6
d2=L
При 1,5≥ M >L
d1=2tgβ2(1,5L-M)
d2=L
lmax=1,5L
49
Положение границ зон отрицательного влияния при подработке целиков и
краевых частей угольного массива по схемам 1, 3 и 4 определяется положением
лав на подрабатывающем пласте, начиная с которого наблюдается снижение
суточной добычи по сравнению со среднесуточным значением добычи,
установленным при ведении работ вне зоны влияния. При подработке пластов по
схемам 2, 5 и 6 положение границ зон отрицательного влияния горных работ
определяется границами участков по длине лав, характеризующихся повышенной
интенсивностью вывалов пород из кровли, приводящих к простоям лав и потерям
добычи, что свидетельствует об отрицательном влиянии горных работ.
При подработке целиков по схеме 1 влияние целика на состояние кровли в
лаве начинает сказываться при подходе подрабатывающей лавы к границе зоны
отрицательного влияния на расстояние 80-100 м. Период работы лавы на
расстоянии 10-80 м от границы зоны отрицательного влияния является периодом
наиболее устойчивой работы. Породы непосредственной кровли в лаве
характеризуются минимальной степенью их нарушенности, простои лав из-за
обрушений пород в призабойном пространстве практически отсутствуют.
При входе лавы в зону отрицательного влияния целика состояние пород
кровли резко ухудшается. По мере подвигания лавы на подрабатывающем пласте
основные показатели интенсивности вывалов (их площадь в процентах от
наблюдаемой поверхности кровли, высота, частота появления) постепенно
возрастают, достигая своих максимальных значений на расстоянии (0-0,5)L от
проекции передней кромки целика на нижний пласт. После выхода лавы из-под
целика показатели интенсивности вывалов постепенно уменьшаются до величин,
наблюдаемых при работе лавы под выработанным пространством.
При подработке целиков и краевых частей угольного массива по схемам 2, 5
и 6 состояние пород кровли на различных участках по длине лавы
характеризуется различной степенью нарушенности. Степень вредного влияния
целиков и краевых частей угольного массива при схемах 2, 5, 6 в значительной
степени зависит от местоположения участковых подготовительных выработок
относительно зон повышенного горного давления. Целики и краевые части
50
угольного
массива
оказывают
минимальное
влияние
на
показатели
подрабатывающей лавы при расположении участковых подготовительных
выработок 1 и 2 на расстояниях от границ зон повышенного горного давления,
превышающих
глубину
распространения
в
окрестностях
участковых
подготовительных выработок зон неупругих деформаций. Для рассматриваемых
горно-геологических условий расстояния b1 и b2 (таблица 2.2) следует принимать
равными соответственно более 30 и 12 м. Максимальные потери добычи при
подработке целиков и краевых частей угольного массива по схемам 2, 5 и 6 будут
наблюдаться при нахождении в зоне повышенного горного давления верхней
части лавы, примыкающей к выработанному пространству, и бесцеликовых
способах охраны вентиляционного штрека 2. В таких случаях предотвратить
обрушения пород из кровли на концевом участке лавы без проведения
дополнительных специальных мероприятий и установки опережающей крепи, как
правило, невозможно. Состояние кровли на рассматриваемом участке лавы
значительно улучшается при оставлении со стороны падения от вентиляционного
штрека
целика
шириной
до
двух-трех
мощностей
пласта.
Меньший
положительный эффект достигается при оставлении целика со стороны восстания
от вентиляционного штрека.
Наибольшая степень нарушенности пород кровли в подрабатывающих
лавах при ведении горных работ по схеме 2 наблюдается на участке лавы,
расположенном между проекциями кромок целика на надрабатываемый пласт,
при ведении горных работ по схемам 5 и 6 – на участке лавы, расположенном в
ненадработанном массиве на расстоянии (2-10)mп от проекции краевой части
угольного массива на надрабатываемый пласт.
Наиболее благоприятное состояние пород кровли в подрабатывающих лавах
при ведении работ по схемам 2, 5 и 6 наблюдается на участках лав,
расположенных под выработанным пространством на расстоянии 10-80 м от
границ зон повышенного горного давления.
При подработке краевых частей угольного массива, ориентированных
параллельно линии очистного забоя, возможны два варианта отработки
51
надрабатываемого пласта: лава движется в направлении нетронутого массива
(схема 3) и лава движется в направлении надработанного массива (схема 4).
Проведенные исследования, результаты которых отражены в работах [2528] показали, что общие размеры зон отрицательного влияния краевых частей
угольного массива на состояние кровли в подрабатывающей лаве в данных
вариантах примерно одинаковые. Различие заключается в степени влияния
краевых частей. При подработке краевой части пласта по схеме 4 основные
показатели интенсивности вывалов в 1,5-1,9 раза превышают соответствующие
показатели,
установленные
при
ведении
работ
по
схеме
3.
Наиболее
неблагоприятное состояние кровли в лавах при движении их к нетронутому
массиву (схема 3) наблюдается при прохождении лавой участка, расположенного
под массивом угля на расстоянии (2-10)mп от проекции краевой части
надрабатывающего пласта на нижний пласт. Дальнейшее подвигание лавы
приводит к снижению интенсивности вывалов. На расстоянии от проекции
кромки пласта на нижний пласт, превышающем ширину зоны опорного давления,
возникающей у краевой зоны надрабатываемого пласта, основные показатели
интенсивности вывалов не отличаются от соответствующих показателей,
установленных при работе лав в надработанном массиве.
При подработке по схеме 4 влияние краевой части начинает проявляться
при подходе лавы к ее проекции на нижний пласт на расстояние, равное ширине
зоны опорного давления, возникающей у краевой части надрабатывающего
пласта. По мере дальнейшего подвигания лавы интенсивность вывалов постоянно
возрастает до подхода лавы к проекции краевой части целика на нижний пласт.
При этом наиболее резкое ухудшение состояния пород кровли в лаве наблюдается
при сокращении расстояния между лавой и проекцией краевой части целика до
0,5L и менее. Значения основных показателей интенсивности вывалов при работе
лавы в этот период примерно равны соответствующим показателям при
подработке целиков по схеме 1.
Исследования, проведенные на моделях из эквивалентных материалов,
результаты которых вошли в итоговые выводы работ [25-28] показали, что
52
различная степень влияния краевой части надрабатывающего пласта на состояние
кровли в подрабатывающих лавах при ведении горных работ по схемам 3 и 4
объясняется различным характером перераспределения напряжений вблизи
краевой части пласта при ее подработке. При движении лавы со стороны
нетронутого массива (схема 4) происходит подработка верхнего пласта и
формирование в результате этого целика шириной, равной расстоянию от
границы
зоны
сдвижения-до
кромки
угольного
массива.
Ширина
неподработанной части верхнего пласта по мере подвигания лавы уменьшается,
что приводит к возрастанию концентрации напряжений в междупластье. При
сокращении ширины неподработанной части верхнего пласта до 0,5L и менее
напряжения в зоне ее влияния в 1,5-5,0 раза превышают напряжения,
установленные для соответствующих областей междупластья, расположенных
под краевыми частями надрабатываемого пласта при подработке их по схеме 3.
Различной для схем 3 и 4 является также и глубина распространения зоны
влияния краевой части надрабатывающего пласта (см. графу 4 таблицы 2.2). Так,
при реализации схемы 3 максимальная мощность междупластья М, при которой
краевые части оказывают влияние на состояние кровли в подрабатывающей лаве,
как правило, не превышают 1,5L. При подработке же краевой части по схеме 4
вредное влияние наблюдается при мощности междупластья до 2,5L.
В зонах влияния целиков наблюдается концентрация проявлений горного
давления: образуются заколы в кровле, увеличивается число и величина вывалов.
Это, в итоге, отрицательно сказывается на показателях работы комплекса:
уменьшается производительность труда рабочих, повышается себестоимость угля.
Как правило, при работе под целиками верхнего пласта очистные забои находятся
в аварийном состоянии.
В качестве примеров ведения горных работ в нисходящем порядке
рассмотрим
опыт
отработки
свиты
сближенных
пластов
на
шахтах
Карагандинского бассейна, описанный в работах [58-60]. Работы ведутся
преимущественно на глубине 200-600 м, мощность пластов от 0,6 до 8 м. Горно-
53
геологические
условия
разработки
сложные
вследствие
пликативной
нарушенности залегания, высокой метаноносности и пылеобразования.
Шахтой им. Костенко (рисунок 2.13) отрабатывается свита, состоящая из 8
сближенных пластов. Мощности пластов составляют 1,6-7,3 м. Междупластья
имеют мощность от 15 до 70 м, сложены песчаниками и алевролитами,
непосредственная кровля представлена аргиллитами. Система разработки,
применяемая на предприятии – длинными столбами по простиранию с полным
обрушением.
Целики
между
выемочными
столбами
не
оставляются.
Метановыделение из пластов составляет 18-25 т/м3. На предприятии принят
нисходящий порядок отработки пластов, исходя из того, что значения показателя
степени защитного действия при работах в нисходящем порядке превышает
аналогичный показатель для работ в восходящем порядке. Работы ведутся на
глубине от 400 до 660 м. Опережение работ по защитным пластам составляет
один ярус.
Рисунок 2.13 – Принципиальная схема отработки свиты сближенных
пластов на шахте им. Костенко [59 с. 7]
Шахтой им. Ленина (рисунок 2.14) отрабатывается свита, состоящая из 3
сближенных пластов. Мощности отрабатываемых пластов составляют 1,4-5,6 м.
Междупластья имеют мощность 35 и 135 м, сложены песчаниками и
алевролитами, непосредственная кровля представлена аргиллитами. Система
разработки – длинными столбами по простиранию с полным обрушением. Целики
между
выемочными
столбами
не
оставляются.
Метановыделение
из
отрабатываемых пластов составляет 18-25 т/м3. На предприятии принят
54
нисходящий порядок отработки пластов, исходя из того фактора, что значения
показателя степени защитного действия при работах в нисходящем порядке
превышает аналогичный показатель для работ в восходящем порядке. Работы
ведутся на глубине от 500 до 700 м. Опережение работ по защитным пластам
составляет один ярус.
Рисунок 2.14 – Принципиальная схема отработки свиты сближенных
пластов в нисходящем порядке, применяемый на шахте им. Ленина [59 с. 11]
Шахтой «Казахстанская» (рисунок 2.15) отрабатывается свита, состоящая из
5 сближенных пластов. Мощности пластов составляют 1,6-5,5 м. Междупластья
имеют мощности от 20 до 150 м, сложены песчаниками и алевролитами,
непосредственная кровля представлена аргиллитами. Система разработки –
длинными столбами по простиранию с полным обрушением. Межлавные целики
не оставляются. Метановыделение из пластов 18-25 т/м3. На шахте принят
нисходящий порядок отработки пластов, исходя из того, что значения показателя
степени защитного действия при работах в нисходящем порядке превышает
аналогичный показатель для работ в восходящем порядке. Работы ведутся на
глубине от 50 до 300 м. Опережение работ по защитным пластам составляет один
ярус.
55
Рисунок 2.15 – Нисходящий порядок ведения работ отработки свиты
сближенных пластов, применяемый на шахте «Казахстанская» [59 с. 12]
Шахтой «Шахтинская» (рисунок 2.16) отрабатывается свита, состоящая из 3
сближенных пластов. Мощности пластов составляют 0,9-4,0 м. Междупластья
имеют мощности 37 и 200 м, сложены песчаниками и алевролитами,
непосредственная кровля представлена аргиллитами. Система разработки –
длинными столбами по простиранию с полным обрушением. Межлавные целики
не оставляются. Метановыделение из пластов 18-25 т/м3. На шахте принят
нисходящий порядок отработки пластов, исходя из того, что значения показателя
степени защитного действия при работах в нисходящем порядке превышает
аналогичный показатель для работ в восходящем порядке. Работы ведутся на
глубине от 400 до 660 м. Опережение работ по защитным пластам составляет
один ярус.
Рисунок 2.16 – Нисходящий порядок отработки свиты сближенных пластов,
применяемый на шахте «Шахтинская» [59 с. 13]
Шахтой «Тентекская» (рисунок 2.17) отрабатывается свита, состоящая из 7
сближенных пластов. Мощности пластов составляют 0,9-4,9 м. Междупластья
имеют мощность от 17 до 130 м, сложены песчаниками и алевролитами,
непосредственная кровля представлена аргиллитами. Система разработки –
длинными столбами по простиранию с полным обрушением. Межлавные целики
56
не оставляются. Метановыделение из пластов 18-25 т/м3. На шахте принят
нисходящий порядок отработки пластов, исходя из того, что значения показателя
степени защитного действия при работах в нисходящем порядке превышает
аналогичный показатель для работ в восходящем порядке. Работы ведутся на
глубине от 300 до 700 м. Опережение работ по защитным пластам составляет
один ярус.
Рисунок 2.17 – Нисходящий порядок отработки свиты сближенных пластов,
применяемый на шахте «Тентекская» [59 с. 15]
При отработке свит пологих мощных пластов применяются различные
технологические схемы ведения очистных работ в пластах: с оставлением
межлавных целиков; бесцеликовая выемка; выемка двух столбов по бесцеликовой
технологии с оставлением целиков между парами столбов; с выемкой целика на
одной линии с очистным забоем [75].
Каждая из этих технологических схем имеет свои положительные и
отрицательные стороны. Рассмотрим их подробнее.
Одной из основных в настоящее время является система разработки с
оставлением
межлавных
благоприятных
условиях
целиков
(рисунки
позволяет
достичь
2.18-2.19).
высоких
Использование
в
показателей
по
среднесуточным нагрузкам на очистной забой, производительности труда,
себестоимости добычи.
К отрицательным сторонам данной системы разработки относятся высокие
эксплуатационные потери угля в межлавных целиках. Они могут составлять сотни
тысяч тонн угля для одной лавы.
57
Оставление целиков угля в выработанном пространстве приводит к резкому
ухудшению условий разработки пластов.
Рисунок 2.18 – Прогрессивная система разработки длинными столбами по
простиранию при панельной подготовке с оставлением целиков между ярусами: 1
– главный откаточный штрек, 2 – главный вентиляционный штрек, 3 – путевой
ходок, 4 – панельный бремсберг, 5 – людской ходок, 6 – ярусный конвейерный
штрек, 7 – ярусный вентиляционный штрек, 8 – очистной забой, 9 – разрезная печь
Рисунок 2.19 – Система разработки длинными столбами по падению пласта с
оставлением целиков угля между участками при погоризонтном способе
подготовки шахтного поля: 1 – магистральный откаточный штрек, 2 –
магистральный вентиляционный штрек, 3 – полевой вентиляционный штрек, 4 –
транспортный ходок, 5 – вентиляционный ходок надрабатывающего пласта
58
Известен вариант данной системы [17], в котором осуществляется отработка
целика, что позволяет снизить потери угля в межлавных целиках (рисунок 2.20).
Рисунок 2.20 – Система разработки длинными столбами по простиранию с
отработкой целика [17]
Системы разработки без оставления межлавных целиков угля наиболее
широко применяются при отработке тонких и средней мощности пластов. При
использовании таких систем разработки участковые подготовительные выработки,
как правило, повторно использовались. Так при отработке верхнего яруса
односторонней панели в нисходящем порядке (рисунок 2.21) конвейерный штрек
сохраняется, а затем повторно используется для отработки нижнего яруса панели,
но уже в качестве вентиляционного штрека. Эти системы разработки имеют ряд
недостатков:



высокие затраты на поддержание повторно используемых выработок;
высокий уровень удельных затрат на очистные работы;
сравнительно
неудовлетворительного
низкая
состояния
нагрузка
повторно
на
очистной
используемых
забой
из-за
участковых
подготовительных выработок;

невозможность применения анкерного крепления без дополнительной
крепи усиления, а также сложности с проветриванием очистного забоя.
59
Рисунок 2.21 – Система разработки пологого пласта длинными столбами по
простиранию без оставления целиков угля между ярусами
Наряду с недостатками можно отметить достоинства систем разработки без
оставления целиков:


меньший объем проведения подготовительных выработок;
обеспечение благоприятных условий работы очистного забоя с
позиции управления горным давлением на нижезалегающих угольных пластах и
транспортных горизонтах шахты;

отсутствие дополнительных потерь угля в целиках.
Основные подготовительные выработки (бремсберги, уклоны) проводятся по
падению пласта (рисунок 2.21). При высокой метанообильности пласта и
выработанного пространства рекомендуется проводить фланговые выработки для
выдачи исходящей струи воздуха. Для обеспечения газоотвода на фланге панели
проводится дополнительно еще одна выработка.
Подготовка выемочных участков – пластовая, двумя или тремя штреками.
Длину лавы при таких системах разработки рекомендуется принимать 180300 м. Для сокращения объема проведения штреков сохраняют конвейерный штрек и
повторно используют его в качестве вентиляционного. При высоком горном
давлении вентиляционный штрек проводится
вприсечку к выработанному
60
пространству. При отработке пластов, склонных к самовозгоранию, межлавные
целики не оставляются [75].
Существует определенный подвид системы разработки с ориентацией лав по
падению и без оставления межлавных целиков [24], применяемый при ведении работ
на шахтных полях с развитой дизъюнктивной нарушенностью. При его
использовании
столбы
подготовительную
располагают
выработку,
вдоль
погашаемую
геологических
при
нарушений,
отработке
столба,
и
подготовительную выработку, предназначенную для повторного использования,
проходят с противоположных сторон от геологического нарушения за пределами зон
повышенной
интенсивности
трещин,
возникающих
вблизи
геологического
нарушения. При отработке пластов полезных ископаемых на участках с
геологическими
нарушениями
типа
сбросов
подготовительную
выработку,
предназначенную для повторного использования, проходят в висячем крыле сброса, а
при отработке пластов полезных ископаемых на участках с дизъюнктивными
геологическими
нарушениями
типа
взбросов
подготовительную
выработку,
предназначенную для повторного использования, проходят в лежачем крыле взброса.
На
участках,
осложненных
геометрической
формой
шахтного
поля,
дизъюнктивными нарушениями, выходом пластов под наносы и т.д., как правило,
применяют выемку запасов угля системами разработки короткими забоями.
Различают камерные и камерно-столбовые системы разработки угольных
пластов короткими забоями. Общим для них является способ управления горным
давлением – удержание кровли от обрушения постоянными или временными
целиками угля.
При
использовании
камерной
системы
разработки
направление
перемещения очистных забоев может ориентироваться под любым углом к линии
простирания пласта. В соответствии с этим при использовании данной системы
разработки возможно применение этажной и панельной подготовок шахтных
полей. В пределах участка камеры располагают регулярно (рисунок 2.22), с
оставлением междукамерных целиков одинаковых размеров или периодически,
когда кроме междукамерных, оставляют более широкие участковые целики.
61
Рисунок 2.22 – Принципиальная схема камерной системы разработки с
выемкой угля комбайнами
Основные параметры камерных систем разработки – ширина целиков,
размеры камер, выемочных участков выбираются с учётом обеспечения
поддержания кровли в камерах, сохранности целиков в течение всего периода
эксплуатации участков. Ширина междукамерных целиков обычно составляет 2-15
м, участковых (панельных) – 5-30 м. Ширина камер 4-15 м, длина 50-300 м.
Выемка угля осуществляется в большинстве случаев механизированным
способом. При устойчивых породах кровли камеру не крепят, при менее
устойчивых закрепляют анкерами, иногда стоечной крепью. Для обеспечения
проветривания камер за счёт общешахтной депрессии (а также устройства
запасного выхода) их соединяют между собой сбойками, проходимыми в целиках
через каждые 20-25 м [10].
Камерно-столбовая система разработки (рисунок 2.23) отличается от
камерной тем, что междукамерные целики частично погашаются, в результате
чего повышается степень извлечения угля.
62
Рисунок 2.23 – Принципиальная схема камерно-столбовой системы
разработки с выемкой угля комбайнами
Для данных систем разработки характерны высокие потери угля – при
неблагоприятных условиях доходящие до 60% от общих запасов отрабатываемого
участка. Системы разработки короткими забоями используют в случаях, когда
участок шахтного поля невозможно отработать системами разработки длинными
столбами, но есть техническая возможность уменьшить потери.
В ходе шахтных исследований была собрана информация о применяемых на
шахтах Кузбасса системах разработки, нагрузках на очистной забой, схемах
проветривания и применяемом очистном оборудовании.
2.3 Технологические схемы отработки сближенных пластов в
восходящем порядке
В зависимости от конкретных условий подработка может оказывать на
подрабатываемый пласт как отрицательное, так и положительное влияние. При
подработке
защищаемый
пласт
может
попадать
в
следующие
зоны:
интенсивного дробления, упорядоченного перемещения, изгиба [6].
В тех случаях, когда подрабатываемый пласт попадает в зону
интенсивного дробления, он будет перемят, разрушен и непригоден к
эксплуатации. Если этот пласт оказывается непосредственно над зоной
63
интенсивного дробления, он может быть разбит техногенными трещинами и его
отработка будет невозможна.
Подрабатываемый пласт оказывается пригодным для последующей
эксплуатации, если он располагается выше зоны интенсивного дробления, то
есть в зоне упорядоченного перемещения. Чем дальше он располагается от
подрабатывающего пласта, тем меньше его нарушения, тем спокойнее его
залегание. Начиная с некоторого минимального расстояния это обстоятельство
перестает играть существенную роль.
Общая схема подработки верхнего пласта нижним в среднем сечении лавы
по простиранию представлена на рисунке 2.24.
Рисунок 2.24 – Схема подработки пласта в среднем сечении лавы (по А.А.
Борисову)
Влияние
подработки
целесообразно
рассмотреть
лишь
при
ее
допустимости, т.е. когда подрабатываемый пласт не попадает в зону
интенсивного дробления и сохраняется в пригодном для последующей выемки
состоянии.
В Правилах технической эксплуатации принят параметр, при котором
подработка считается безопасной. Он определяется по формуле
М>6 mпл, где М – мощность междупластья, mпл – мощность защитного
пласта.
64
Данное условие не всегда является обоснованным. Так при наличии в
основной кровле прочных пород (песчаники, известняки) их обрушение будет
происходить крупными блоками, влияние которых будет проявляться вне
пределов
данного
ограничения
и
может
привести
к
тому,
что
вышерасположенный пласт будет разрушен и не пригоден к дальнейшей
отработке.
Решение вопроса о возможности разработки сближенных пластов в
восходящем порядке многие авторы [7, 9, 82], в том числе О. Якоби [82]
связывают с необходимостью создания таких условий и способов подработки, при
которых не нарушалась бы сплошность пород в зоне сдвижения. Влияние
подработки не сказывается или является весьма незначительным при отработке
пластов в восходящем порядке с отставанием во времени в 1-5 месяцев. Выводы,
сделанные в работе [82] сводятся к тому, что разработка пластов в восходящем
порядке может осуществляться без всяких затруднений при расположении
выработок подработанных пластов на участках мульды сдвижений, где
обеспечивается равномерное сдвижение пород и при окончании интенсивного
процесса сдвижения пород от горизонта выемки до поверхности.
Ниже рассмотрим опыт применения восходящего порядка отработки
сближенных пластов на шахтах Карагандинского бассейна [58-60].
Шахтой «Саранская» (рисунок 2.25) отрабатывается свита, состоящая из 8
сближенных пластов. Мощности пластов составляют 1,6-7,3 м. Междупластья
имеют мощности от 15 до 70 м, сложены песчаниками и алевролитами,
непосредственная кровля представлена аргиллитами. Система разработки –
длинными столбами по простиранию с полным обрушением. Межлавные целики
не оставляются. Метановыделение из пластов 18-25 т/м3. На шахте принят
восходящий порядок отработки пластов, исходя из того, что значения показателя
степени защитного действия при ведении работ в восходящем порядке превышает
аналогичный показатель для работ в нисходящем порядке. Работы ведутся на
глубине от 400 до 660 м. Опережение работ по защитным пластам составляет
один ярус. При использовании восходящего порядка отработки пластов
65
показатель защитного действия ΣК выше, чем при нисходящем 2,14 > 1,89.
Рисунок 2.25 – Принципиальная схема отработки пластов, применяемая на
шахте «Саранская» [59 с. 19]
Шахтой «Абайская» (рисунок 2.26) отрабатывается свита, состоящая из 8
сближенных пластов. Мощности пластов составляют 1,6-7,3 м. Междупластья
имеют мощности от 15 до 70 м, сложены сложены песчаниками и алевролитами,
непосредсвенная кровля представлена аргиллитами. Система разработки –
длинными столбами по простиранию с полным обрушением. Межлавные целики
не оставляются. Метановыделение из пластов 18-25 т/м3. На шахте принят
восходящий порядок отработки пластов, поскольку значения показателя степени
защитного действия при работах в восходящем порядке превышает аналогичный
показатель для работ в нисходящем порядке. Работы ведутся на глубине от 400 до
660 м. Опережение работ по защитным пластам составляет один ярус.
Рисунок 2.26 – Принципиальная схема отработки пластов, применяемая на
шахте «Абайская» [59 с. 24]
66
Шахтой им. Калинина (рисунок 2.27) отрабатывается свита, состоящая из 8
сближенных пластов. Мощности пластов составляют 1,6-7,3 м. Междупластья
имеют мощности от 15 до 70 м, сложены песчаниками и алевролитами,
непосредственная кровля представлена аргиллитами. Система разработки –
длинными столбами по простиранию с полным обрушением. Межлавные целики
не оставляются. Метановыделение из пластов18-25 т/м3. На шахте принят
восходящий порядок отработки пластов, исходя из того, что значения показателя
степени защитного действия при работах в восходящем порядке превышает
аналогичный показатель для работ в нисходящем порядке. Работы ведутся на
глубине от 400 до 660 м. При восходящем порядке отработки пластов показатель
ΣК выше, чем при нисходящем и составляет ΣК=3,42 > 3,17. Первым
отрабатывают пласт К-10, который подрабатывает пласт К-12 с опережением на 23 столба, четвертым – К-12 под гарантированной защитой пласта К-10 с
показателем степени защитного действия К=1,25.
Рисунок 2.27 – Принципиальная схема отработки пластов в условиях шахты
им. Калинина [59]
Шахтой им. Т. Кузембаева (рисунок 2.28) отрабатывается свита, состоящая
из
8
сближенных
пластов.
Мощности
пластов
составляют
1,6-7,3
м.
Междупластья имеют мощности от 15 до 70 м, сложены песчаниками и
алевролитами, непосредственная кровля представлена аргиллитами. Система
разработки – длинными столбами по простиранию с полным обрушением.
Межлавные целики не оставляются. Метановыделение из пластов18-25 т/м3. На
шахте принят восходящий порядок отработки пластов, исходя из того, что
67
значения показателя степени защитного действия при работах в восходящем
порядке превышает аналогичный показатель для работ в нисходящем порядке.
Работы ведутся на глубине от 400 до 660 м. Опережение работ по защитным
пластам составляет один ярус. Показатель ΣК для смешанного порядка на данной
шахте выше, чем для нисходящего: ΣК=4,10 > 3,7.
Рисунок 2.28 – Принципиальная схема отработки пластов, применяемая на
шахте им. Т. Кузембаева [59 с. 21]
Отдельно следует упомянуть о ситуации, отличающей данное предприятие
от других. На поле шахты им. Т. Кузембаева отмечается крупноамплитудная
дизъюнктивная нарушенность. На рисунке 2.28 можно выделить разрывное
нарушение амплитудой до 30 м. Как видно из построений схемы отработки,
созданной с целью обеспечения максимальной защиты подрабатываемого пласта
от повышенного горного давления для данного предприятия разрывное
нарушение выступает в качестве экрана, который препятствует распространению
влияния подработки в поднятое крыло массива, однако никаких особых поправок
в расчеты не вносилось, был учтен только фактор ограничения распространения
воздействий подработки сместителем нарушения, но в остальном никаких
различий в расчетах для массива, содержащего нарушения и для ненарушенного
массива нет.
Далее в таблице 2.3 приведены коэффициенты защиты, которые были
получены для восходящего и нисходящего порядков отработки пластов на полях
рассмотренных шахт Карагандинского бассейна и их наглядное сравнение для
определения оптимального порядка ведения работ.
68
Таблица 2.3 – Сравнение показателей степени защитного действия при
восходящем и нисходящем порядках отработки сближенных пластов
Шахта
Им. Т.
Кузембаева
«Саранская»
«Абайская»
Им. Калинина
Индексы пластов
Вариант
отработки
К-14
К-13
К-12
К-10
К-7
ΣК
Нисходящий
-
1,42
-
1,29
1,00
3,7
Восходящий
0,73
0,87
1,50
-
1,00
4,1
К-14
К-13
К-12
К-10
К-7
Нисходящий
-
-
1,00
0,89
1,9
Восходящий
-
1,25
-
0,89
2,1
К-18
К-13
К-12
К-11
К-10
К-7
К-6
Нисходящий
-
-
-
1,40
1,26
-
1,40
4,1
Восходящий
-
0.95
1.53
-
1,26
1,52
-
5,3
К-18
К-13
К-12
К-10
К-7,8
Нисходящий
-
0,86
-
1,00
1,31
3,2
Восходящий
-
0,86
1,25
-
1,31
3,4
Для шахты им. Шевякова, ныне переименованной в шахту «РаспадскаяКоксовая» по рекомендациям [60] был рекомендован нисходящий порядок работ,
при котором коэффициент защиты составляет К<1, что является величиной,
обеспечивающей не полную защиту.
Демонтаж очистных механизированных комплексов на пологих
пластах средней и большой мощности
Высокие нагрузки на очистной забой обеспечивают значительную прибыль
горного предприятия. Но механизированные комплексы по завершении выемки
участка требуют перемонтажа на следующий. Фактические затраты времени на
демонтаж современного очистного комплекса при отработке пологих пластов
мощностью 2,5-5,0 м на шахтах Кузбасса составляют 20-60 суток. Ущерб в
течение одних суток простоя очистного забоя на современной шахте может
69
превышать 30-32 млн. руб. [33]. Таким образом, в период проведения монтажнодемонтажных работ потери предприятия могут достигать 1 800 млн. руб. и более.
Высокая стоимость современного высокопроизводительного очистного
оборудования
обуславливает
значительные
отчисления
на
амортизацию
очистного оборудования, что также становится неблагоприятным фактором при
частом проведении монтажно-демонтажных работ, поскольку в эти периоды
добыча угля не ведется и общая прибыль предприятия значительно снижается.
70
2.4 Выводы по главе 2
1. Зоны разгрузки при отработке свит сближенных пластов характеризуются
следующими основными параметрами: высота в кровлю, высота в почву,
протяженность, углы линий влияния;
2. Зоны разгрузки в массиве выделяются по ряду критериев, которые
отличают их от остального массива и зон ПГД. К таким критериям в большинстве
случаев относятся пониженный уровень напряжений, увеличенная проницаемость
пород междупластья, предельно допустимые деформации массива горных пород в
пределах зон разгрузки.
3. Наиболее существенное влияние на параметры зон ПГД и разгрузки
оказывают следующие факторы: глубина залегания защитного и подзащитного
пластов, угол падения пластов, размер выработанного пространства, слоистость
массива, мощность защитного пласта, размеры межлавных целиков. Степень
влияния указанных факторов зависит от конкретной геолого-технической
ситуации.
4. Параметры зон разгрузки могут с достаточной для решения практических
задач надежностью рассчитываться по известным методикам, изложенным в
работах [2, 30].
5. При построении зон ПГД и разгрузки не учитывается влияние
геологических нарушений, расположенных на шахтном поле. Данный фактор
может внести существенные коррективы в расчеты и изменить размеры
защищенных зон как в сторону увеличения, так и в сторону уменьшения, в
зависимости от их характеристик и расположения относительно фронта очистных
работ.
71
3 ИССЛЕДОВАНИЕ ВЛИЯНИЯ ДИЗЪЮНКТИВНЫХ
ГЕОЛОГИЧЕСКИХ НАРУШЕНИЙ НА ПАРАМЕТРЫ ЗАЩИЩЕННЫХ
ЗОН
В данной главе приведены результаты исследований по определению
параметров защищенных зон (зоны, в которых наблюдается снижение уровня
напряжений в результате горных работ по сравнению с первоначальным уровнем
в нетронутом массиве) для условий шахтопластов шахты «Распадская-Коксовая»
при системах разработки длинными столбами. При этом основным предметом
исследований являлось определение степени и характера влияния крупных
дизъюнктивных нарушений, повсеместно распространённых в пределах поля
шахты «Распадская-Коксовая», на параметры разгруженных зон.
3.1 Обоснование метода исследований
В результате выемки угольных пластов первоначальное напряженнодеформированное состояние (НДС) массива горных пород (МГП) изменяется, и
начинаются процессы перераспределения полей напряжений, смещений и
деформаций,
являющиеся
результатом
«стремления»
МГП
найти
новое
равновесное состояние.
Как в пределах самого отрабатываемого пласта, так и в его окрестностях
возникают зоны повышенных и пониженных (по сравнению с первоначальным
уровнем) напряжений различных размеров и конфигураций, а также различной
интенсивности. Зоны пониженных напряжений (пониженного горного давления)
называют зонами разгрузки или, применительно к терминологии предотвращения
внезапных выбросов, – защищенными зонами [30]. Такие зоны возникают как в
надрабатываемом массиве (под пластом), так и в подрабатываемом (над пластом).
Конфигурация и размеры этих зон, а также интенсивность изменения полей
параметров НДС в их пределах зависят от множества факторов – угла наклона
пластов, их мощности, свойств вмещающего МГП (в особенности, существенную
роль играет наличие в нем крепких слоев песчаников), горнотехнических
параметров отработки (длины лав, способа управления горным давлением) и т.д.
72
Как будет показано, наличие данных нарушений вносит существенные
изменения в конфигурацию и расположение зон разгрузки, с которыми
необходимо считаться при планировании горных работ. В дальнейшем,
результаты
исследований,
полученные
в
рамках
данной
главы,
будут
использованы для построения рациональных календарных планов отработки
продуктивных пластов шахты «Распадская-Коксовая».
В соответствии со сказанным, основными задачами описываемого этапа
исследований являются:
- выбор и обоснование метода исследований;
- обоснование критерия разгрузки (пригрузки) МГП и набора влияющих
факторов;
- обоснование и разработка горно-геомеханических моделей (расчетных
схем);
- собственно исследование параметров защищенных зон – их размеров,
положения границ и степени разгрузки – в зависимости от набора влияющих
факторов;
- привязка результатов моделирования к условиям нарушенного шахтного
поля шахты «Распадская-Коксовая» и описание процессов формирования зон
повышенных (пониженных) напряжений на пласте III в результате его подработки
пластом IV.
В качестве основного метода исследований в работе выбрано численное
моделирование, основанное на применении метода граничных элементов. Выбор
в пользу численного моделирования перед другими известными методами
исследований (шахтные, лабораторные и аналитические) обусловлен несколькими
причинами. Во-первых, крупномасштабностью исследуемого объекта: большими
размерами исследуемых областей массива; большими объемами горных пород,
вовлекаемых в процессы сдвижения в результате выемки защитного пласта, и т.д.,
что делает чрезвычайно сложным постановку шахтных наблюдений. Во-вторых,
большим временным интервалом, который потребовался бы для реализации
исследуемых
процессов
в
натуре.
В-третьих,
с
помощью
численного
73
моделирования можно учесть гораздо более существенный спектр влияющих
факторов, в отличии, например, от лабораторного моделирования, в котором для
каждого нового набора условий пришлось бы создавать новую физическую
модель. В-четвертых, разработка горно-геомеханических моделей для проведения
численного эксперимента гораздо менее трудо-, ресурсо- и времязатратно, чем
лабораторные и натурные исследования, что особенно важно в рамках настоящей
задачи, где потребовалось рассмотреть порядка 30 возможных типовых ситуаций.
В-пятых,
специфика
рассматриваемых
условий,
включающих
наличие
дизъюнктивных геологических нарушений, существенно усложняет создание
соответствующих физических моделей, в то время как в численных моделях
нарушения данного вида можно относительно «просто» смоделировать в виде
контактных
условий.
В-шестых,
сложность
строения
и
конфигурации
исследуемого массива предопределяет практическую невозможность применения
аналитических расчетов в замкнутом виде для определения параметров НДС, что
опять
же
приводит
к
целесообразности
использования
численного
моделирования.
Необходимо также отметить, что кроме отмеченных достоинств, у
выбранного метода исследований (численное моделирование) имеются и
недостатки: точность метода существенно превышает точность исходных данных,
что
в
некоторой
специализированное
степени
«нивелирует»
программное
его
обеспечение
достоинства;
и,
зачастую,
требуется
мощные
вычислительные ресурсы; необходима высокая квалификация и достаточный
опыт исследователя для правильной интерпретации результатов; данный метод
является относительно «молодым», имеет недостаточную распространенность, а
опыт его применения в отечественных исследованиях пока еще невелик.
Тем не менее, сравнение достоинств и недостатков выбранного метода
исследований показывает, что выбранный метод является адекватным с точки
зрения достижения поставленных в работе целей.
Как отмечалось в начале подраздела, в качестве метода исследований на
основе численного моделирования в работе принят метод граничных элементов
74
(МГЭ). Метод описан и успешно применен для решения различного рода задач в
работах многих исследователей [4; 32; 55; 40; 13; 38; 37].
Не останавливаясь подробно на математическом аппарате МГЭ, кратко
опишем, в чем заключается его сущность. В методе граничных элементов
производится разбивка геометрических границ рассматриваемой области (в связи
с чем метод получил свое название) на элементы конечных размеров, небольших
по сравнению с моделируемой областью, суммарное взаимодействие которых
приблизительно
отражает
поведение
всей
области
(системы).
Степень
«приближения» к реальному решению, точнее к реальным характеристикам
процесса, зависит от степени дискретизации моделируемой области. К границам
области МГП можно отнести,
например,
контуры выработок,
дневную
поверхность, трещины, контакты между слоями, плоскости скольжения, контакты
нарушений и т.д.
Благодаря разбивке только границ модели, МГЭ уменьшает размерность
исходной задачи на единицу: для двумерных задач получается одномерное
граничное интегральное уравнение, а для трехмерных задач - всего лишь
двумерные интегральные уравнения по поверхности. Благодаря этому алгоритмы
метода граничных элементов обеспечивают самую высокую скорость решения
задач при близкой к другим методам точности.
Таким образом, МГЭ включает моделирование только граничной геометрии
системы. Как только получена необходимая информация о границе, могут быть
вычислены
значения
переменных,
описывающих
решение,
в
любых
последовательно выбираемых внутренних точках (вплоть до бесконечно
удаленных от границы). Более того, решение полностью непрерывно всюду
внутри тела. В силу непрерывности решения исследователь может найти значения
переменных в любой заданной внутренней точке, о выборе которой он может
позаботиться после основного анализа, причем с очень высокой точностью,
например, в областях концентрации напряжений в упругих телах. Сам же процесс
решения аналогичен остальным техникам численного моделирования и состоит из
трех основных этапов: решение уравнений равновесия системы; удовлетворение
75
уравнений совместности деформаций; решение физических уравнений при
заданных граничных условиях.
К недостаткам всех разновидностей методов граничных элементов
относится то, что они используют принцип суперпозиции и поэтому применимы
или к полностью линейным системам, или к тем, которые линейны относительно
приращений, либо могут быть аппроксимированы таковыми [38; 39].
В связи с этим МГЭ не предоставляет достаточно возможностей для
описания массивов сложной геометрии и не может решать нелинейные задачи, но
последние, однако, не требуются в рамках рассматриваемых в настоящем разделе
вопросов. А относительная простота метода и скорость решения задач, которую
он
обеспечивает,
предопределяет
целесообразность
его
применения
для
достижения целей, поставленных на данном этапе исследований.
3.2 Обоснование расчетных схем для определения параметров
напряженно-деформированного состояния массива горных пород в
исследуемых зонах
При построении моделей (расчетных схем) исследуемых областей массива
принимались во внимание следующие основополагающие условия, предпосылки
и допущения.
В пределах шахтного поля залегает три пласта − III, IV-V, VI с мощностями
соответственно mIII = 10 м, mIV-V = 12 м и mVI = 4 м. Угол залегания пластов α = 8о.
Пласты отрабатываются длинными столбами, расположенными по падению
пласта
параллельно
деформированной
плоскости
упругой
нарушения.
постановке
по
Задача
разрезу,
решается
в
плоско-
перпендикулярному
направлению движения лав (рисунок 3.1).
Исследуется влияние разработки нижнего пласта VI на состояние верхнего
пласта III. Соответственно, в рамках принятой терминологии разрабатываемый
пласт VI является защитным, а пласт III – защищаемым.
Глубина залегания верхнего пласта в свите Н = 250 м. Мощность
междупластий составляет: MIII – IV-V = 30 м и MIV-V – VI = 38 м. Вмещающие породы
сложены преимущественно песчаниками и гравелитами со следующими
76
средневзвешенными характеристиками, принятыми по данным [61]: коэффициент
крепости по М.М. Протодьяконову f = 10; предел прочности на одноосное сжатие
в образце σсж = 75 МПа; коэффициент структурного ослабления 0,7; объемный вес
γ = 0,026 МН/м3; модуль деформаций Е = 30000 МПа; коэффициент Пуассона μ =
0,2.
Рисунок 3.1 – Геометрия исследуемой области вмещающего массива
На шахтном поле повсеместно встречаются дизъюнктивные геологические
нарушения. По ориентировочным оценкам, 70% выемочных столбов в пределах
шахтного поля в той или иной степени испытывают влияние от геологических
нарушений (с точки зрения формирования горного давления).
Наиболее часто встречаются нарушения типа надвигов с крайними
значениями углов наклона плоскостей сместителей β = 5° и 20°. Амплитуда
нарушений принята равной А = 5 м; условия на контакте для нарушений с β = 20°
– полное проскальзывание (сцепление по контакту много меньше сцепления
горных пород во вмещающем МГП); условия на контакте для нарушений с β = 5°
– частичное сцепление (за счет вертикальной гравитационной составляющей
напряжений); нарушения приняты «условно бесконечными», т.е. они пересекают
все пласты свиты и удаляются в массив на расстояние, превышающее 4 пролета
лавы. Лавы имеют постоянную длину lл = 200 м. Размеры целиков между
соседними выемочными столбами b и целика у геологического нарушения 2z
77
варьируются в разных моделях. Размеры моделируемой области массива x и y и
количество граничных элементов, на которые разбиваются границы исследуемой
области, также зависят от конкретной модели.
При построении моделей допущено условие, что соседние дизъюнктивные
нарушения в щахтном поле не оказывают влияния друг на друга.
Всего исследуется 7 моделей с варьируемыми параметрами. Краткая
характеристика моделей приведена в таблице 3.1. Схемы моделей с характерными
размерами приведены на рисунках 3.2-3.8. Разработанные модели опираются на
результаты анализа возможных горнотехнических ситуаций, возникающих в
процессе отработки шахтопластов ш. «Распадская-Коксовая», и представляют
собой представительный набор типовых случаев. При упомянутом анализе во
внимание принимались также перспективные планы отработки продуктивных
пластов шахты.
В
число
выбранных
типовых
случаев
входят
использование
на
подрабатывающем пласте VI системы разработки без оставления межлавного
целика (модели №4 и №6) и использование на подрабатывающем пласте VI
системы разработки с оставлением межлавного целика (модели №5 и №7).
Модели №1, 2 и 3 отражают некоторые дополнительные ситуации, требующиеся
для полноценного анализа.
Таблица 3.1 – Описание исследуемых моделей
Номер модели
Модель №1
Ненарушенный
массив
Модель №2
Отработка
защитного
пласта
mVI двумя лавами
Модель
Отработка
защитного
mVI двумя
при β = 20о
Описание
Дизъюнктивное нарушение отсутствует.
Пласты не отрабатываются.
Дизъюнктивное нарушение отсутствует.
На нижнем в свите пласте mVI отработаны
два выемочных столба.
Размер целика b между столбами
варьируется в разных вариантах модели:
30, 40, 60 и 100 м.
№3 Дизъюнктивное нарушение пересекает все
пласты свиты под углом β = 20о.
пласта Одна лава располагается в лежачем боку
лавами на пласте mVI, одна лава – в висячем боку.
Расстояние z от лав до нарушения
варьируется в вариантах модели: 20, 30 и
50 м.
Пояснение
Требуется для определения
начального
уровня
напряжений
Требуется для определения
параметров зоны разгрузки
на защищаемом пласте mIII
в «обычных» условиях, т.е.
в
условиях отсутствия
нарушений.
В
моделях
исследуется
влияние
геологического нарушения
на характер разгрузки от
напряжений защищаемого
пласта mIII при описанных в
каждой
модели
Продолжение таблицы 3.1
Номер модели
Модель №4
Отработка
защитного
пласта
mVI четырьмя лавами
без
оставления
межстолбового
целика при β = 20о
Модель №5.
Отработка
защитного
пласта
mVI четырьмя лавами
с
оставлением
межстолбового
целика при β = 20о
Модель
№6.
Отработка
защитного
пласта
mVI четырьмя лавами
без
оставления
межстолбового
целика при β = 5о
Модель
№7.
Отработка
защитного
пласта
mVI четырьмя лавами
с
оставлением
межстолбового
целика при β = 5о
78
Описание
Пояснение
Дизъюнктивное нарушение пересекает все горнотехнических
пласты свиты под углом β = 20о.
ситуациях.
Две лавы располагаются в лежачем боку
на пласте mVI, две лавы – в висячем боку.
Целик между соседними
столбами
отсутствует
(отработка
ведется
«вприсечку»
к
выработанному
пространству предыдущего столба). Таким
образом,
суммарный
пролет
выработанного пространства на защитном
пласте в модели составляет 200 + 200 =
400 м в лежачем боку и столько же в
висячем.
Расстояние z от лав до нарушения
варьируется в вариантах модели: 20, 30 и
50 м.
Дизъюнктивное нарушение пересекает все
пласты свиты под углом β = 20о.
Две лавы располагаются в лежачем боку
на пласте mVI, две лавы – в висячем боку.
Размер целика b между соседними
столбами равен 30 м.
Расстояние z от лав до нарушения
варьируется в вариантах модели: 20, 30 и
50 м.
Модель аналогична модели №4, за
исключением
угла
наклона
дизъюнктивного нарушения, который
составляет β = 5о.
Модель имеет увеличенные размеры в
связи с меньшим углом падения
нарушения.
Модель аналогична модели №5, за
исключением
угла
наклона
дизъюнктивного нарушения, который
составляет β = 5о.
Модель имеет увеличенные размеры в
связи с меньшим углом падения
нарушения.
79
Рисунок 3.2 – Модель №1. Ненарушенный массив
Рисунок 3.3 – Модель №2. Отработка защитного пласта mVI двумя лавами
Рисунок 3.4 – Модель №3. Отработка защитного пласта mVI двумя лавами
при β = 20о
80
Рисунок 3.5 – Модель №4. Отработка защитного пласта mVI четырьмя
лавами без оставления межстолбового целика при β = 20о
Рисунок 3.6 – Модель №5. Отработка защитного пласта mVI четырьмя
лавами с оставлением межстолбового целика при β = 20о
Рисунок 3.7 – Модель №6. Отработка защитного пласта mVI четырьмя
лавами без оставления межстолбового целика при β = 5о
81
Рисунок 3.8 – Модель №7. Отработка защитного пласта mVI четырьмя
лавами с оставлением межстолбового целика при β = 5о
Верхний левый угол модели имеет привязку к координатам (0, 0). Массив
принимался изотропным и однородным, что обусловлено малой вариативностью
свойств междупластий
пластов
III-(IV-V) и
(IV-V)-VI.
Начальное
поле
напряжений отвечает гипотезе А. Н. Динника, согласно которой вертикальная
компонента определяется как произведение σy = γH, а горизонтальные
компоненты – через коэффициент бокового распора: σx = σz = λσy = (μ/(1- μ))·σy.
Для
выполнения
расчетов
использовался
сертифицированный
специализированный программный продукт Examine 2D [83].
3.3 Выбор критерия влияния подработки
Для определения степени защищенности массива в результате отработки
защитного пласта необходимо использовать критерий, который отражал бы в себе
связь напряжений с газопроницаемостью массива, т.е. интегрировано описывал
бы два
фактора,
за счет которых,
собственно,
и реализуется
защита
подрабатываемого (надрабатываемого) МГП: снижение уровня горного давления
и рост проницаемости массива.
В рамках работы условимся, что раз данный критерий отражает
напряженное состояние МГП, то он и должен быть выражен в напряжениях (без
привязки, например, к объемным деформациям в исследуемых точках МГП, хотя,
строго говоря, параметр «объемных деформаций» тоже может быть использован
для анализа зон пригрузки (разгрузки) МГП от напряжений).
82
Известно (см., например, работы [4; 36]), что связь газодинамических
свойств пород и механических напряжений, действующих в рассматриваемом
массиве, может быть в общем случае отражена зависимостью
N = Ф(σ)
(3.1)
где N - параметр, характеризующий газодинамические (коллекторские,
фильтрационные) свойства пород; σ – характеристика напряженного состояния
МГП в рассматриваемом объеме.
Указанной характеристикой коллекторских свойств может быть, например,
эффективная пористость пород или их газопроницаемость. Другими словами,
указанная зависимость отражает тот факт, что проницаемость массива и его
способность дренировать газ определяются уровнем его напряженного состояния.
В качестве характеристики напряженного состояния МГП σ будем
использовать
средний
уровень
действующих
в
породах
напряжений,
определяемый как
σср = 1/3·(σx + σy + σz)
(3.2)
где σx, σy, σz – компоненты напряжений по соответствующим осям, МПа.
Принятый критерий σср объединяет в себе данные сразу о всех компонентах
напряжений, т.е. отражает объемное напряженное состояние, в котором всегда
пребывает массив горных пород. Именно на основе данного критерия в
последующих подразделах настоящей главы делаются выводы о разгрузке
(пригрузке) рассматриваемых областей МГП.
Соответственно, говорить о проявлении защитного действия можно в том
случае, когда уровень среднего напряжения на подработанном пласте III будет
меньше, чем среднее напряжение в массиве до начала горных работ. Степень
разгрузки/пригрузки в i-той точке МГП можно определить как
Ki = σср.текущ.i / σср.нач.i)
(3.3)
где ki - коэффициент, характеризующий изменение напряжений в i-той
точке МГП; σср.нач.i – величина напряжений σср в i-той точке МГП до начала
ведения горных работ (в нетронутом массиве); σср.текущ.i - величина напряжений σср
в этой же точке пласта в конкретной сложившейся горнотехнической ситуации.
83
3.4 Результаты численного моделирования
На рисунке 3.9 показано поле параметра σср в ненарушенном горными
работами МГП (модель №1). Каждый цвет соответствует определенному
диапазону значений напряжений (см. легенду на рисунке 3.9). Черными
горизонтальными
линиями
отмечены
границы
пластов.
Заштрихованной
областью на уровне верхнего в свите пласта III показана эпюра напряжений σср,
действующих в этом пласте.
Величины напряжений в полях, эпюрах и графиках, представленных в
настоящем подразделе, имеют размерность мегапаскалей. Положительные
значения соответствуют сжатию, отрицательные – растяжению. Все расстояния и
координаты выражены в метрах.
Распределение напряжений на рисунке 3.9 соответствует классическим
представлением о напряженном поле нетронутого массива. Величина среднего
напряжения σср, возникающего на глубине пласта III до ведения горных работ –
3.31 МПа.
Рисунок 3.9 - Модель №1. Распределение напряжений σср в ненарушенном
массиве
84
На рисунке 3.10 показано напряженное состояние МГП при отработке
защитного пласта VI с оставлением целиков между соседними лавами в массиве,
не содержащем разрывных геологических нарушений (модель №2).
Целью
создания
данной
модели
было
установление
соответствия
получаемых результатов общепринятым теориям распределения напряжений в
массиве (см., например, работы [82, 7, 74]). Кроме того, данная модель является
контрольной и необходима для того, чтобы показать, насколько существенные
изменения в поля параметров НДС МГП вносит наличие геологических
нарушений.
Рисунок 3.10 – Модель №2. Распределение напряжений σср в МГП при
ведении горных работ на подрабатывающем пласте mVI при отсутствии в
исследуемой области дизъюнктивного нарушения
На рисунке 3.11 приведен график напряжений σср на подрабатываемом
пласте III. Вертикальными черными линиями 1, 2 показано положение границ лав
на защитном пласте. Это сделано для визуального удобства привязки координат
зон разгрузки (пригрузки) на защищаемом пласте по отношению к положению
выработанных пространств на защитном пласте. Вертикальные красные линии
обозначают геологическое нарушение – левая линия показывает пересечение
нарушением пласта VI, правая – пересечение пласта III. Горизонтальной
85
пунктирной линией показан уровень напряжений σср = 3.31 МПа, который
действовал на пласте III до начала ведения работ.
Рисунок 3.11 – Модель №2. Графики напряжений σср по пласту III после
подработки его двумя лавами на пласте VI при разной ширине межстолбового
целика (дизъюнктивное нарушение отсутствует)
Приведенные
графики
напряжений
имеют
вид,
соответствующий
классическим описаниям напряженного состояния в подработанном массиве.
Непосредственно над отработанными столбами образуются зоны разгрузки, над
краевыми частями имеются пики напряжений. В точке с координатой ~750 м
проявляется пик напряжений, связанный с влиянием опорного давления от целика
между лавами. При этом, чем шире целик, тем выше величина пригрузки над
центром целика и тем ниже величина пригрузки на краевыми частями лав.
Величина разгрузки над выработанными пространствами лав от ширины целика
между лавами практически не зависит. По мере удаления от лав уровни
напряжений постепенно возвращаются к величине, соответствующей таковой в
нетронутом массиве. Коэффициент изменения напряжений k на пласте III имеет
значения: над краевыми частями ~1.3; над выработанным пространством лав
~0,51; над целиком ~1÷1.35 в зависимости от ширины целика.
86
На рисунке 3.12 показано поле средних напряжений σср для условий
подработки пласта III двумя лавами в окрестности дизъюнктивного нарушения
(модель №3).
Рисунок 3.12 – Модель №3. Распределение напряжений σср в МГП при
ведении горных работ на подрабатывающем пласте mVI при наличии в
исследуемой области дизъюнктивного нарушения с углом падения сместителя β =
20о
Сравнение рисунков 3.10 и 3.12 показывает, что нарушение вносит
существенные изменения в характер распределения напряжений в МГП.
Напомним, что в данной модели (модель №3) расстояние z/2, (рисунок 3.13)
от краевых частей столбов до сместителя нарушения варьировалось и
принималось равным 20, 30 и 50 м. Соответственно, размер целика у
дизъюнктивного нарушения был равен 40, 60 и 100 м. График зависимости
средних напряжений σср при разном расстоянии от лав до нарушения приведен на
рисунке 3.13.
Из приведенных графиков видно, что размер целика у нарушения
практически не влияет на характер и степень разгрузки подрабатываемого пласта.
87
Смена знака и существенные колебания напряжений в области координаты ~1000
м связаны с влиянием в этом месте плоскости смесителя.
По мере удаления от нарушения степень разгрузки пласта III падает. При
рассматриваемой конфигурации горных работ зона разгрузки на защитном пласте
распространяется на ~450 м от нарушения в сторону висячего бока и на ~80-100 м
в сторону лежачего бока. В районе координаты ~700 м наблюдается небольшой
пик (не превышающий, однако, первоначальный уровень напряжений), связанный
с влиянием целика, оставленного у дизъюнктивного нарушения.
Рисунок 3.13 – Модель №3. Графики напряжений σср по пласту III после
подработки его двумя лавами на пласте VI при наличии в исследуемой области
дизъюнктивного нарушения с углом падения сместителя β = 20о (при разных
расстояниях от столбов до дизъюнктивного нарушения)
В
непосредственной
близости
от
нарушения
возникают
зоны
растягивающих напряжений, свидетельствующие об интенсивной разгрузке
пласта.
Сравнение графиков на рисунках 3.11 и 3.13 наглядно показывает, что
наличие
нарушения
и
качественно,
и
количественно
характеристики напряженного состояния подрабатываемого пласта.
видоизменяет
88
При использовании системы разработки без оставления межлавного целика
на пласте VI (модель№4) получены результаты, представленные на рисунках 3.14
и 3.15.
Рисунок 3.14 – Модель №4. Распределение напряжений σср в МГП при
ведении горных работ по бесцеликовой системе разработки на подрабатывающем
пласте mVI и при наличии в исследуемой области дизъюнктивного нарушения с
углом падения сместителя β = 20о
89
Рисунок 3.15 – Модель №4. Графики напряжений σср по пласту III после
подработки его бесцеликовой системой на пласте VI при наличии в исследуемой
области дизъюнктивного нарушения с углом падения сместителя β = 20о (при
разных расстояниях от столбов до дизъюнктивного нарушения)
В отличие от предыдущего случая, в данной горнотехнической ситуации
размер целиков у нарушения оказывает влияние на напряженное состояние
подрабатываемого пласта.
При расстоянии от отработанных столбов до нарушения 20 м (и
соответствующем размере целика у нарушения 40 м) разгруженные зоны на
подработанном пласте имеют максимальный размер, но при этом в висячем боку
имеется пик напряжений (в районе отметки ~750 м), достигающий значения
напряжений в нетронутом массиве, и «разбивающий» разгруженную зону на две.
Целики большего размера «дают» меньшие пики напряжений, но при этом
размеры зоны разгрузки немного меньше.
90
В лежачем боку размер зоны разгрузки и ее интенсивность тем выше, чем
меньше размер целика. Кроме того, чем меньше целик, тем ближе к нарушению
начинается зона разгрузки.
Зона растягивающих напряжений формируется только в висячем боку.
Если напрямую сравнить полученные на модели №4 результаты с
предыдущей моделью №3 (напомним, отличие модели №4 заключается в
совокупном увеличенном пролете лавы, который составляет 400 м против 200 м в
модели №3), то помимо означенных выше результатов так же обнаруживается
следующее.
В конкретных рассматриваемых условиях увеличение суммарного пролета
выработанного пространства в два раза не приводит к пропорциональному
увеличению размера разгруженной зоны в висячем боку (это видно при сравнении
графиков на рисунках 3.15 и 3.13 слева от координаты 1000 м). В то же время, в
лежачем боку в результате увеличения пролета происходит качественное
изменение результатов (справа от координаты 1000 м).
По всей видимости, это обуславливается «проскальзыванием» массива по
плоскости нарушения и передачей нагрузки от зависающей консоли на лежачий
бок. В результате более существенным влияющим фактором является не столько
длина лавы (пролет выработанного пространства), сколько расстояние от лавы до
нарушения (размер целика, оставляемого у нарушения).
В рамках работы также рассматривался вариант ведения горных работ с
оставлением межлавных целиков на подрабатывающем пласте VI (модель №5).
Величина целиков составляет 30 м. Расстояние от лав до дизъюнктивного
нарушения (z/2, рисунок 3.17) варьировалось так же, как и в предыдущей модели
– 20, 30 и 50 м.
Результаты
моделирования
представлены на рисунках 3.16-3.17.
данной
горнотехнической
ситуации
91
Рисунок 3.16 – Модель №5. Распределение напряжений σср в МГП при
ведении горных работ с оставлением межлавных целиков на подрабатывающем
пласте mVI и при наличии в исследуемой области дизъюнктивного нарушения с
углом падения сместителя β = 20о
Рисунок 3.17 – Модель №5. Графики напряжений σср по пласту III после
подработки его системой с оставлением целиков на пласте VI при наличии в
исследуемой области дизъюнктивного нарушения с углом падения сместителя β =
20о (при разных расстояниях от столбов до дизъюнктивного нарушения)
Опять же, в данной модели несколько «выбивается» из общего ряда
ситуация при расстоянии от лавы до нарушения, равном 20 м (см.
92
соответствующий график на рисунке 3.17). При таком расстоянии ситуация на
подрабатываемом пласте наихудшая (с точки зрения его разгрузки): величина
зоны разгрузки наименьшая, а пики напряжений при выходе из зоны разгрузки
максимальны. Качественное отличие графика напряжений при таком расстоянии
от других двух объясняется недостаточной шириной целика у нарушения
(напомним, в этом случае она равна 40 м) для функционирования как
«монолитный» элемент. В результате целик оказывается разделен нарушением на
две отдельные части; суммарная площадь контакта нарушения по целику не
обеспечивает
достаточной
величины
сцепления,
и
берега
контакта
проскальзывают друг относительно друга; целик не воспринимает нагрузки, а
«передает» их на соседние межлавные целики.
При расстояниях от лавы до нарушения 30 и 50 м ситуация на
подрабатываемом пласте практически идентичная.
В районе отметки ~480 м отмечаются пики напряжений от межлавного
целика. В районе отметки ~720 м так же отмечается подъем напряжений, но в
этом месте он связан с влиянием целика у нарушения. В обоих случаях пики
напряжений находится не непосредственно над целиком, а оказываются немного
смещенными в сторону от нарушения (в рассматриваемом случае – влево).
В лежачем боку характер распределения средних напряжений при всех
расстояниях от лав до нарушения одинаков, отличаются только количественные
показатели.
На рисунках 3.18-3.20 приведено сравнение напряженного состояния
массива (по параметру σср) на пласте III при применении бесцеликовой системы
разработки и системы с оставлением межлавных целиков на подрабатывающем
пласте VI.
93
Рисунок 3.18 – Сравнение графиков напряжений σср по пласту III после
подработки его пластом VI при использовании бесцеликовой система разработки
и системы с оставлением целиков при расстоянии от лав до нарушения 20 м
(ширина целика у нарушения соответственно 40 м)
Рисунок 3.19 – Сравнение графиков напряжений σср по пласту III после
подработки его пластом VI при использовании бесцеликовой система разработки
и системы с оставлением целиков при расстоянии от лав до нарушения 30 м
(ширина целика у нарушения соответственно 60 м)
94
Рисунок 3.20 – Сравнение графиков напряжений σср по пласту III после
подработки его пластом VI при использовании бесцеликовой система разработки
и системы с оставлением целиков при расстоянии от лав до нарушения 50 м
(ширина целика у нарушения соответственно 100 м)
При сравнении двух систем разработки можно сделать следующие выводы.
При расстоянии от лавы до нарушения, равном 20 м, бесцеликовая система
разработки обеспечивает большую ширину разгруженной зоны, но при этом
разгруженное
пространство
прерывается
непродолжительным
участком
повышенных напряжений.
При использовании бесцеликовой отработки в лежачем боку массива
горных пород формируется разгруженная зона величиной около 100 м, чего не
происходит при использовании системы разработки с оставлением целиков.
При бóльших расстояниях от лав до нарушений ширина разгруженной зоны
в висячем боку немного меньше при бесцеликовой системе разработки, однако,
при применении системы разработки с целиками опорное давление от
оставленных целиков «разбивает» зону разгрузки на две (пики в районе отметки
~500 м на рисунках 3.19 и 3.20).
Помимо описанных моделей, как указывалось ранее, в рамках исследований
было
рассмотрено
влияние
на
параметры
напряженно-деформированного
95
состояния массива горных пород геологических нарушений с углом падения
сместителя β = 5°. Для этого были разработаны модели №6 и 7 аналогичные
моделям №4 и 5 соответственно, но с меньшим углом падения нарушения. В
данных моделях свойства на контакте, моделирующем нарушение, задавались
таким образом, чтобы обеспечить определенную степень сцепления между
берегами контакта. Таким образом моделировалось «схвачивание» берегов в
результате
действия
вертикальной
составляющей
гравитационного
поля
напряжений.
Результаты моделирования приведены на рисунках 3.21-3.25.
Рисунок 3.21 – Модель №6. Распределение напряжений σср в МГП при
ведении горных работ по бесцеликовой схеме на подрабатывающем пласте mVI и
при наличии в исследуемой области дизъюнктивного нарушения с углом падения
сместителя β = 5о
96
Рисунок 3.22 – Модель №6. Графики напряжений σср по пласту III после
подработки его по бесцеликовой схеме при наличии в исследуемой области
дизъюнктивного нарушения с углом падения сместителя β = 5о (при разных
расстояниях от столбов до дизъюнктивного нарушения)
При всех исследуемых размерах целика, оставляемого у нарушения, в
висячем боке образуются две четко выраженные зоны разгрузки, разделенные
зоной опорного давления от данного целика (отметка в районе координаты 750 м
на рисунке 3.22). Максимальный коэффициент концентрации напряжений k в этой
зоне достигает ~6 при расстоянии от лав до нарушения 20 м. При увеличении
расстояния на 50% (до 30 м) коэффициент напряжений падает до значений k =
~2.3.
При росте расстояния от лав до нарушения первая зона разгрузки в висячем
боку (зона ближе к нарушению) уменьшается в размерах, а вторая – растет.
На рисунке 3.23 показано поле и вектора смещений массива в окрестности
целика у нарушения. Из анализа представленной картины ясно следует, что вдоль
нарушения происходят сдвиговые смещения. Целик оказывается местом передачи
давления от висячего бока и создания отпора в лежачем боку, что приводит к
формированию поля напряжений высокого уровня в окрестности целика (что
97
объясняет формирование существенных пиков напряжений на графиках рисунка
3.22).
Рисунок 3.23 – Модель №6. Поле и направления смещений точек МГП в
районе целика, оставленного у нарушения
В целом, характер напряженного состояния массива в висячем боку,
описываемый графиками на рисунке 3.22 слева от координаты ~1750 м, может
быть в некоторой степени сравним с напряженным состоянием массива горных
пород без геологического нарушения (см. рисунок 3.11) – наблюдаются снижения
напряжений над выработанным пространством лав и их рост над целиком, но при
этом амплитуда этих изменений существенно выше.
Можно говорить о том, что чем меньше угол нарушения и/или чем выше его
прочностные свойства, тем ближе напряженное состояние такого массива к
напряженно-деформированному
состоянию
массива
горных
пород,
не
осложненного нарушениями.
Результаты исследования напряженного состояния вмещающего массива
горных пород при применении на пласте III системы разработки с оставлением
межстолбовых целиков приведены на рисунках 3.24 и 3.25.
98
Рисунок 3.24 – Модель №7. Распределение напряжений σср в МГП при
применении системы разработки с оставлением межстолбовых целиков на
подрабатывающем пласте mVI и при наличии в исследуемой области
дизъюнктивного нарушения с углом падения сместителя β = 5о
Рисунок 3.25 – Модель №7. Графики напряжений σср по пласту III при
применении системы разработки с оставлением межстолбовых целиков на пласте
99
VI при наличии в исследуемой области дизъюнктивного нарушения с углом
падения сместителя β = 5о (при разных расстояниях от столбов до дизъюнктивного
нарушения)
Из графиков видно, что при расстоянии z/2 от лав до нарушения, равном 20
м, и соответствующем размере целика 40 м, над этим целиком не формируется
зоны опорного давления («провал» на графике «20 м» в районе координаты ~750
м на рисунке 3.25). Такой ширины оказывается недостаточно для обеспечения
устойчивости целика, и по плоскости нарушения происходит «проскальзывание».
В результате опорное давление перераспределяется на междустолбовой целик и
краевую часть массива, расположенные в лежачем боку отрабатываемого пласта
(соответствующие пики графика «20 м» в районах координат ~750 и ~1300 м на
рисунке 3.25).
3.5 Привязка результатов моделирования к условиям шахтного поля
«Распадская-Коксовая»
Ранее в главе 1 в пределах шахтного поля было выделено несколько
отдельных блоков (см. рисунок 1.14). Блоки вытянуты по падению и вписаны
между крупными тектоническими нарушениями. При этом блоки 1-4 ограничены
нарушениями с углом падения сместителя β = 20о, блоки 5-6 – нарушениями с
углом β = 5о.
Основываясь на описанных выше результатах моделирования и соотнеся их
с возможными ситуациями ведения работ в пределах отдельных блоков возможно
получить графическое отображение влияния отработки пласта VI на напряженное
состояние МГП, в частности, его отдельного элемента – пласта III. Осуществляя
построение графиков средних напряжений при отработке одной, двух и более лав
в пределах одного блока шахтного поля на пласте VI, можно проследить развитие
зоны разгрузки подрабатываемого пласта III и на этой основе построить
рациональные
календарные
планы
отработки
пластов
в
пределах
рассматриваемого МГП.
В настоящих исследованиях уславливается, что при отработке выделенных
блоков возможно применение двух вариантов систем разработки – длинными
100
столбами с оставлением межстолбовых целиков и без оставления целиков; при
этом блок может отрабатываться прямым (от границы шахтного поля к центру)
или обратным ходом (от центра шахтного поля к его границе).
Первый блок ограничен геологическими нарушениями 8-8 и 7-7 (см.
рисунок 3.26). Прямой порядок отработки осуществляется от нарушения 8-8 в
сторону нарушения 7-7, обратный же идет от нарушения 7-7 по направлению к
нарушению 8-8. Графики распределения напряжений σср по пласту III при
различных вариантах систем разработки и различном порядке отработки столбов
в первом блоке показаны на рисунках 3.26 – 3.29.
На рисунке 3.26 представлены результаты моделирования НДС при
отработке столбов в лежачем боку нарушения 8-8 в направлении от нарушения 88 к нарушению 7-7 с применением системы разработки с оставлением
межстолбовых целиков.
При отработке первого столба ширина защищенной зоны составит ~160 м;
после отработки второго столба к ней добавится область размером в ~140 м
(суммарная ширина области станет равна ~300 м); после полной отработки блока
разгруженная зона увеличивается еще на ~280 м и ее окончательный размер
составит 580 м. Следовательно, влияние разгрузки распространится на весь
первый блок пласта III.
Рисунок 3.26 – Влияние стадии отработки 1 блока пласта VI на
распределение напряжений σср по пласту III при использовании системы
разработки длинными столбами с оставлением межлавных целиков с
последовательностью отработки столбов: I, II, III (1, 2, 3 – эпюры распределения
101
напряжения в плоскости пласта III при отработке 1-го, 2-го и 3-го столбов
соответственно)
Область, первой попавшая в зону разгрузки, в процессе дальнейших работ
из нее не выходит, соответственно, в ней влияние разгрузки длится максимальное
время.
При
отработке
первого
столба
проявляется
эффект
разгрузки
от
выработанного пространства лавы и воздействие от краевой части пласта VI (см.
график 1 на рисунке 3.26). После отработки второго участка проявляется
воздействие от целика, оставленного между выемочными участками (см. график 2
на рисунке 3.26). Напряжения над целиком не превышают уровня напряжений в
массиве до начала горных работ, но превышают уровень напряжений над
отработанными участками. После отработки третьего участка на графике
напряжений отмечается два пика, соответствующих целикам, оставленным между
участками (график 3 на рисунке 3.26). Пики напряжений немного смещены
относительно
расположения
целиков
на
подрабатывающем
пласте,
что
обусловлено воздействие на поле напряжений в массиве геологического
нарушения 8-8.
Общий уровень напряжений после отработки блока не превышает уровня
напряжений в массиве до начала работ.
На рисунке 3.27 приведены результаты моделирования НДС при отработке
столбов в лежачем боку нарушения 8-8 в направлении от нарушения 7-7 к
нарушению 8-8. При отработке первого столба (на рисунке обозначен как столб
III) ширина защищенной зоны составляет порядка 370 м; после отработки второго
столба размер зоны увеличивается несущественно (до порядка 400 м); после
полной отработки блока влияние разгруженной зоны распространяется на весь
первый блок пласта III и составляет 590 м.
102
Рисунок 3.27 – Влияние стадии отработки 1 блока пласта VI на
распределение напряжений σср по пласту III при использовании системы
разработки длинными столбами с оставлением межлавных целиков с
последовательностью отработки столбов: III, II, I (3, 2, 1 – эпюры распределения
напряжения в плоскости пласта III при отработке 3-го, 2-го и 1-го столбов
соответственно)
Таким образом, при отработке 1-го и 2-го столбов ширина зоны разгрузки
практически идентична. После окончательной отработки блока график средних
напряжений принимает такой же вид, как и в предыдущем варианте порядка
отработки (ср. графики 3 на рисунках 3.27 и 3.26), т.е. порядок отработки не
влияет на финальное состояние подрабатываемого пласта, а имеет значение
только собственно в процессе отработки.
Сравнивая ситуации, складывающиеся в МГП при каждом из вариантов
ведения работ, необходимо отметить, что при ведении работ в обратном порядке
(от нарушения 7-7 к нарушению 8-8) разгруженные зоны имеют размеры,
бóльшие, чем при прямом порядке работ. Таким образом, с точки зрения ведения
последующих работ на подработанном пласте III, преимущественным является
второй вариант ведения работ, при котором обеспечивается продолжительное
воздействие разгрузки на подработанный пласт на значительной площади.
В обоих случаях зона подрабатываемого пласта III, располагающаяся
непосредственно у сместителя нарушения 8-8, остается неразгруженной (ширина
данной зоны порядка 40 м).
103
Варианты отработки первого блока по бесцеликовой схеме обратным и
прямым ходом показаны на рисунках 3.28-3.29.
На рисунке 3.28 сразу показано конечное напряженное состояние
подрабатываемого пласта после отработки всех трех столбов блока. Зона
разгрузки по пласту III начинает прослеживаться на расстоянии ~50 м от
сместителя нарушения. Размер разгруженной зоны составляет 530 м.
Рисунок 3.28 – Влияние стадии бесцеликовой отработки 1 блока пласта VI
на распределение напряжений σср по пласту III при последовательности отработки
столбов: I, II, III (1 – эпюра распределения напряжения в плоскости пласта III при
отработке 1-го блока)
Отработку первого блока по бесцеликовой схеме в обратном порядке
(рисунок 3.29) рассмотрим более подробно, чем только что описанный случай.
После отработки 3-го столба, который при данном порядке отработки
является первым, на подрабатываемом пласте образуется разгруженная от
напряжений зона шириной 414 м. За данной зоной следует рост напряжений от
еще не отработанной краевой части подрабатывающего пласта (график 3 на
рисунке 3.29).
После отработки 2-го столба образуется пик напряжений в ранее
разгруженной правой части блока (график 2 на рисунке 3.29). Начиная с
расстояния 250 м от сместителя нарушения 7-7, пик спадает и возникает
разгруженная зона шириной 350 м. Данная зона достигает пределов целика,
оставленного у нарушения 8-8 на нижнем пласте.
104
После отработки 2-го столба в блоке пик напряжений смещается на 90 м
ближе к нарушению 7-7, разгруженная зона начинает формироваться на 70 м
раньше и составляет 400 м в ширину.
Рисунок 3.29 – Влияние стадии бесцеликовой отработки 1 блока пласта VI
на распределение напряжений σср по пласту III при последовательности отработки
столбов: III, II, I (3, 2, 1 – эпюры распределения напряжения в плоскости пласта
III при отработке 3-го, 2-го и 1-го столбов соответственно)
Таким
образом,
размеры
защищенной
зоны
при
использовании
бесцеликовой технологии больше при прямом порядке отработки первого блока
(от нарушения 8-8 к нарушению 7-7).
Из приведенных графиков для различных систем разработки и порядков
отработки участков видно, что система разработки с оставлением межлавных
целиков имеет преимущество перед бесцеликовой разработкой, поскольку при
использовании схемы с целиками не возникает таких ситуаций, когда ранее
разгруженные зоны подрабатываемого пласта снова оказываются в зонах
пригрузки. Это происходит за счет того, что давление более равномерно
распределяется между межстолбовыми целиками и краевой частью массива, в
результате чего его пики не превышают первоначального уровня напряжений в
нетронутом массиве. При применении же бесцеликовых схем, вся нагрузка от
увеличенных пролетов выработанных пространств ложится на краевые части еще
не отработанного массива, что вызывает существенный рост опорного давления
(и, соответственно, средних напряжений σср) в этих областях.
105
При обратном порядке работ разгруженная зона начинает формироваться на
большем протяжении, чем при прямом порядке отработки, что способствует более
продолжительному влиянию на подработанный пласт пониженных напряжений и,
соответственно, более эффективной защите пласта III.
В блоке 2 может быть размещено два выемочных участка. Зависимость
напряженного состояния пласта III от стадии ведения работ на пласте IV в блоке 2
приведены на рисунках 3.30 – 3.33.
На рисунке 3.30 показаны результаты моделирования напряженнодеформированного состояния массива горных пород при отработке столбов в
лежачем боку нарушения 7-7 в направлении от нарушения 7-7 к нарушению 6-6 с
оставлением целиков. При отработке 4-го столба ширина защищенной зоны
составляет 160 м, после отработки пятого – 360 м, что обеспечивает разгрузку на
всю ширину второго блока.
Рисунок 3.30 – Влияние стадии отработки 2 блока пласта VI на
распределение напряжений σср по пласту III при использовании системы
разработки длинными столбами с оставлением межлавных целиков с
последовательностью отработки столбов: IV, V (4, 5 – эпюры распределения
напряжения в плоскости пласта III при отработке 4-го и 5-го столбов
соответственно)
При отработке 4-го столба проявляется воздействие от краевой части пласта
и разгрузка от отработанного выемочного участка. После отработки 5-го столба
на графике напряжений отмечается два пика, соответствующих целику,
оставленному между столбами, и краевой части пласта.
106
При отработке второго блока в направлении от нарушения 6-6 к нарушению
7-7 после завершения работ на первом участке (5 столб на рисунке 3.31)
образуется разгруженная зона шириной 300 м, ограниченная возрастающим
напряжением от краевой части пласта. После отработки второго участка (4 столб
на рисунке 3.31)
распределение напряжений приходит к виду, аналогичному
варианту отработки в направлении от нарушения 7-7 к нарушению 6-6 (рисунок
3.30).
Рисунок 3.31 – Влияние стадии отработки 2 блока пласта VI на
распределение напряжений σср по пласту III при использовании системы
разработки длинными столбами с оставлением межлавных целиков с
последовательностью отработки столбов: V, IV (5, 4 – эпюры распределения
напряжения в плоскости пласта III при отработке 5-го и 4-го столбов
соответственно)
При применении системы разработки без оставления целиков после полной
отработки блока 2 прямым ходом на подработанном пласте III формируется
защищенная зона, шириной 390 м. Часть пласта, прилегающая к нарушению 7-7,
остается неразгруженной (рисунок 3.32).
107
Рисунок 3.32 – Влияние бесцеликовой отработки 2 блока пласта VI на
распределение напряжений σср по пласту III при последовательности отработки
столбов: IV, V (2 – эпюра распределения напряжений в плоскости пласта III при
отработке 2-го блока)
При отработке блока 2 в направлении от нарушения 6-6 к нарушению 7-7
графики средних напряжений имеют вид, представленный на рисунке 3.33. После
того как отработан 5 столб, график принимает вид, соответствующий кривой 5.
Но после отработки 4 столба напряжения в ранее разгруженной зоне возрастают
на ~40% (кривая 4 на рисунке 3.33), что объясняется увеличением пролета
выработанного пространства и соответствующим ростом нагрузок на контакт 7-7.
Суммарное значение напряжений, однако, не превышает уровень таковых в
нетронутом массиве горных пород. Размер разгруженной зоны при отработке
обоих столбов остается неизменным и составляет 390 м.
Рисунок 3.33 – Влияние стадии бесцеликовой отработки 2 блока пласта VI
на распределение напряжений σср по пласту III при последовательности отработки
108
столбов: IV, V (5, 4 – эпюры распределения напряжения в плоскости пласта III
при отработке 5-го и 4-го столбов соответственно)
Из приведенных графиков видно, что система разработки с оставлением
межлавных целиков при обратном порядке работ менее эффективна, так как
разгруженная зона, образующаяся при использовании данной системы, имеет
меньшие
размеры по сравнению
с
прямым
порядком
отработки.
При
бесцеликовой отработке защищенная зона меньше, чем при отработке с
оставлением целиков, поэтому бесцеликовая отработка блока 2 не имеет
преимуществ перед отработкой с оставлением целиков.
В блоке 3 к отработке принимается пять столбов; рассмотренные системы
разработки и порядок отработки этого блока такие же, как и при отработке блоков
1 и 2. Соответствующие зависимости приведены на рисунках 3.34 – 3.37.
На рисунке 3.34 представлены результаты для случая отработки столбов в
лежачем боку нарушения 6-6 в направлении от нарушения 6-6 к нарушению 3-3.
При отработке 6-го столба ширина защищенной зоны составляет 250 м; после
отработки 7-го и 8-го столбов образуется две разгруженных зоны шириной 210 м
и 200 м; при отработке 9-го столба к ним добавляется еще одна разгруженная зона
шириной 140 м. После полной отработки блока 3 на пласте III образуется четыре
зоны разгрузки (кривая 10 на рисунке 3.35). Три из них соответствуют
отработанным выемочным столбам с 6-го по 8-й, и еще одна широкая зона
протяженностью 470 м (влево от сместителя нарушения 3-3 на рисунке 3.34,
кривая 10) соответствует участкам девятому и десятому. Образование широкой
«совмещенной» от двух участков зоны разгрузки объясняется влиянием
близкорасположенного к участкам нарушения 3-3.
109
Рисунок 3.34 – Влияние стадии отработки 3 блока пласта VI на
распределение напряжений σср по пласту III при использовании системы
разработки длинными столбами с оставлением межлавных целиков с
последовательностью отработки столбов: VI, VII, VIII, IX, X (6, 7, 8, 9, 10 –
эпюры распределения напряжений в плоскости пласта III при отработке 6-го, 7-го
и 8-го, 9-го и 10-го столбов соответственно)
На рисунке 3.35 показана ситуация, возникающая при отработке столбов
блока 3 в лежачем боку нарушения 6-6 в направлении от нарушения 3-3 к
нарушению 6-6. Соответствующими кривыми показаны процессы формирования
разрузок/пригрузок подрабатываемого пласта. Окончательный вид кривой (кривая
6 на рисунке 3.29) совпадает с предыдущим случаем (кривая 10 на рисунке 3.34)
Рисунок 3.35 – Влияние стадии отработки 3 блока пласта VI на
распределение напряжений σср по пласту III при использовании системы
разработки длинными столбами с оставлением межлавных целиков с
последовательностью отработки столбов: X, IX, VIII, VII,VI (10, 9, 8, 7, 6 – эпюры
110
распределения напряжения в плоскости пласта III при отработке 10-го, 9-го и 8-го,
7-го и 6-го столбов соответственно)
Сравнивая порядки ведения работ при использовании системы разработки с
оставлением целиков, следует заметить, что при обратном порядке отработки
участков
существенно
бóльшие
площади
подработанного
пласта
будут
испытывать влияние разгрузки продолжительное время – до нескольких лет.
Кроме того, можно отметить, что при отработке участков в количестве,
большем трех, в нарушенном массиве начинает проявляться влияние зон
повышенного горного давления от целиков, оставленных между участками
(независимо от направления отработки блока).
При применении системы разработки без оставления целиков после полной
отработки блока 3 в прямом порядке на подработанном пласте III формируется
защищенная зона, имеющая в ширину 900 м (рисунок 3.36).
Рисунок 3.36 – Влияние бесцеликовой отработки 3 блока пласта VI на
распределение напряжений σср по пласту III при последовательности отработки
столбов: VI, VII, VIII, IX, X (3 – эпюры распределения напряжения в плоскости
пласта III при отработке 3-го блока)
На рисунке 3.37 представлены результаты моделирования НДС МГП при
бесцеликовой отработке столбов в лежачем боку нарушения 6-6 в направлении от
нарушения 3-3 к нарушению 6-6. При отработке 10-го столба ширина
защищенной зоны составляет 390 м, после отработки 9-го столба – 350 м. При
отработке столбов 8 и 7 кривые средних напряжений приобретают несколько
111
иной характер, отмечается проявление краевой части неотработанного блока 4.
Размер защищенных зон составляет 520 и 580 м. После полной отработки блока 3
на подработанном пласте III формируется защищенная зона, шириной 900 м.
Рисунок 3.37 – Влияние стадии бесцеликовой отработки 3 блока пласта VI
на распределение напряжений σср по пласту III при последовательности отработки
столбов: X, IX, VIII, VII, VI (10, 9, 8, 7, 6 – эпюры распределения напряжения в
плоскости пласта III при отработке 10-го, 9-го, 8-го, 7-го и 6-го столбов
соответственно)
В связи с расположением блока 4 в лежачем боку нарушения 3-3, при
подработке пласта III зон разгрузки на нем не образуется. Поэтому обратный
порядок отработки для блока 4 не исследовался. Графики средних напряжений
после отработки блока 4 приведены на рисунках 3.38 – 3.39. Также следует
отметить тот факт, что из-за особенностей расположения геологических
нарушений на поле шахты «Распадская-Коксовая» данная часть пласта III может
быть отработана только системой разработки короткими забоями.
112
Рисунок 3.38 – Влияние стадии отработки 3 блока пласта VI на
распределение напряжений σср по пласту III при использовании системы
разработки длинными столбами с оставлением межлавных целиков с
последовательностью отработки столбов: XI, XII (11, 12 – эпюры распределения
напряжения в плоскости пласта III при отработке 11-го и 12-го столбов
соответственно)
Рисунок 3.39 – Влияние бесцеликовой отработки 4 блока пласта VI на
распределение напряжений σср по пласту III при последовательности отработки
столбов: XI, XII (4 – эпюра распределения напряжения в плоскости пласта III при
отработке 4-го блока)
Сравнивая бесцеликовую схему отработки и схему с оставлением целиков
можно отметить, что после полной отработки блока 4 с применением системы
разработки с оставлением целиков уровень напряжений в массиве ниже, чем при
бесцеликовой отработке.
В блоках 5 и 6, как можно определить из результатов моделирования, при
бесцеликовой отработке над лавами подрабатывающего пласта формируется
разгруженная зона, шириной около 350 м. При использовании системы с
оставлением целиков на подработанном пласте формируется зона, максимальной
шириной достигающая 700 м. Поскольку ситуация ведения работ в блоках 5 и 6
соответствует моделям №6 и №7, т.е. в каждом из этих блоков располагается по
две лавы, то построения дополнительных объединенных графиков не требуется.
Исходя из этих результатов более эффективной необходимо признать систему
разработки с оставлением межлавных целиков.
113
3.6 Выводы по главе 3
1. При вовлечении в процессы сдвижения значительных областей массива
крупные
дизъюнктивные
нарушения
вносят
изменения
в
напряженно-
деформированное состояние массива горных пород, что необходимо учитывать при
определении величины неснижаемого опережения ведения горных работ по
защитному пласту и планировании горных работ на подработанных пластах.
2. При угле падения сместителя геологического нарушения 20° величина
защищенных зон на пласте III при использовании бесцеликовой системы
разработки пласта VI имеет максимальный размер 600 м, а минимальный – 500 м.
При использовании системы разработки с оставлением межлавных целиков
максимальный размер защищенной зоны составит 550 м, а минимальный – 500 м.
В
такой
горно-геологической
ситуации
при
отработке
блоков
1
и
2
предпочтительной является система разработки с оставлением межлавных
целиков, которая обеспечивает полную разгрузку соответствующих блоков на
подработанном пласте III.
3. При угле падения сместителя геологического нарушения 5° величина
защищенных зон на пласте III при использовании бесцеликовой системы
разработки пласта VI имеет максимальный размер 350 м. При использовании
системы разработки с оставлением межлавных целиков максимальный размер
защищенной зоны составит около 700 м. Предпочтительной в такой горногеологической ситуации является система разработки с оставлением межлавных
целиков.
4. Порядок ведения работ оказывает влияние на время нахождения участков
подработанного пласта в разгруженной зоне. При «обратном» порядке ведения
горных работ в зоне продолжительной разгрузки находятся бόльшие участки
подработанного пласта III. Данный порядок более выгоден с точки зрения
обеспечения безопасности ведения горных работ в вышележащем пласте, так как
обеспечивает продолжительную разгрузку подработанного массива.
5. При отработке блоков 1, 2, 3 на пласте III величина неснижаемого
опережения очистных работ по пласту VI относительно работ по пласту III
114
составит 1 столб, причем при отработке блока 3 наиболее целесообразно
применение бесцеликовой системы разработки с отработкой столбов в обратном
порядке. При отставании работ большем, чем 1 столб появляется риск попадания
очистного забоя в зону, где разгрузка отсутствует.
6. При отработке сближенных пластов III и VI на участках шахтного поля,
осложненных геологическими нарушениями с углом падения сместителя 5°
ширину целика необходимо принимать не менее 50 м. При меньшей ширине
целика он является неустойчивым: по плоскости нарушения происходит
«проскальзывание» породных блоков с перераспределением нагрузок на
межстолбовые целики и снижением эффекта защитного действия подработки.
115
4 РЕКОМЕНДУЕМАЯ ТЕХНОЛОГИЧЕСКАЯ СХЕМА
СОВМЕСТНОЙ ОТРАБОТКИ СБЛИЖЕННЫХ ПЛАСТОВ III И VI В
УСЛОВИЯХ ШАХТЫ «РАСПАДСКАЯ-КОКСОВАЯ»
К особенностям проектирования технологических схем отработки пластов
III и VI в условиях шахты «Распадская-Коксовая» относятся:
- наличие в пределах шахтного поля геологических нарушений типа
взбросов, сбросов и надвигов (рисунки 1.5-1.10) с амплитудами, достигающими
40 м и более;
- геологические нарушения ориентированы под углом до 25° к линии
падения пласта;
- расстояние между крупными геологическими нарушениями изменяется от
450 до 1100 м;
- наличие в пределах шахтного поля участков, отработка которых
нецелесообразна с использованием систем разработки длинными очистными
забоями;
- повышенная опасность пластов по газовыделению.
4.1 Разделение шахтного поля на блоки. Выбор очистного оборудования
С учетом наличия в пределах поля шахты «Распадская-Коксовая»
нескольких
крупных
дизъюнктивных
геологических
нарушений,
ориентированных субпараллельно под углом 25° к линии падения пласта,
шахтное поле разделено на блоки с границами, параллельными сместителям
нарушений.
Рекомендуемая принципиальная схема разделения шахтного поля на блоки
представлена в главе 1, а также показана на рисунке 4.1
116
Рисунок 4.1 – Принципиальная схема разделения шахтного поля по пласту
VI на блоки: 1 – границы шахтного поля, 3-3; 4-4, 5-5; 6-6; 7-7; 8-8 –
геологические нарушения
Способ подготовки шахтного поля – погоризонтный. Выемочные столбы
располагают параллельно разрывным геологическим нарушениям. При отработке
блоков №№ 1-6 рекомендуется использовать систему разработки длинными
столбами с выемкой лавами по восстанию с полным обрушением кровли в
выработанном пространстве лав. Длина столбов, ограничиваемая размерами
отрабатываемых участков шахтного поля, составляет от 900 м до 2 км. С учетом
расстояния между основными сместителями длина лав принимается равной 200 м.
Из-за особенностей расположения нарушений 4-4, 5-5 и 7-7 в горном
массиве над верхней частью шахтного поля для отработки длинными очистными
забоями на пласте VI (рисунок 4.1) выделяются два блока, на пласте III – один
блок №5 (рисунок 4.8).
Для отработки пласта в блоках 1-6 рекомендуется механизированный
комплекс,
состоящий из
очистного
комбайна
Joy 7LS6 (рисунок 4.2),
117
механизированной крепи JOY RS (рисунок 4.3), скребкового конвейера JOY AFC
(рисунок 4.4).
Рисунок 4.2 – Очистной комбайн Joy 7LS6
Рисунок 4.3 – Механизированная крепь JOY RS
Рисунок 4.4 – Скребковый конвейер JOY AFC
118
Использование данного высокопроизводительного оборудования позволит
надежно обеспечить объемы среднесуточной добычи из одной лавы 10000 т.
Для отработки блоков 7-8 (рисунок 4.1) рекомендуется применить камерностолбовую систему разработки (рисунок 4.6) с использованием проходческоочистного комбайна JOY 12CM18 (рисунок 4.5).
Рисунок 4.5 – Проходческо-очистной комбайн JOY 12CM18
Пласт VI мощностью 5 м отрабатывается одним слоем, на полную
мощность. Пласт III, имеющий мощность 9-12 м, рекомендуется отрабатывать с
использованием следующих технологий. В блоках 1-6 (рисунок 4.1) – данный
пласт делится на два наклонных слоя, отработка слоев ведется последовательно с
применением систем разработки длинными столбами.
Выемочные
столбы
располагаются
параллельно
геологическим
нарушениям. В условиях шахты «Распадская-Коксовая» расположение столбов
параллельно геологическим нарушениям позволяет уменьшить потери угля более
чем на 10-14%, а также в несколько раз уменьшить продолжительность простоев
лав и затраты на монтажно-демонтажные работы в лавах, оборудованных
высокопроизводительными механизированными комплексами.
При выемке запасов в блоках 7, 8, 9, 10 (рисунок 4.1) рекомендуется
использовать
систему
разработки
последовательной отработкой слоев.
короткими
забоями
(рисунок
4.6)
с
119
Рисунок 4.6 – Вариант реализации камерно-столбовой системы разработки в
условиях шахты «Распадская-Коксовая» (выкопировка с плана горных выработок,
пласт VI)
На рисунке 4.6 представлена система разработки короткими забоями,
используемая на шахте «Распадская-Коксовая», L – ширина выемочных камер, 1,
2, 3 – участковые выработки.
4.2 Календарные планы горных работ по пластам III и VI при их
совместной отработке
При решении вопроса о последовательности отработки сближенных пластов
III и VI в качестве основного варианта принят вариант с опережающей отработкой
нижележащего пласта VI, выполняющего функцию защитного пласта по
отношению к пласту III. Опережающая отработка производится с целью разгрузки
пласта III от горного давления и повышения эффективности его дегазации.
При обосновании схем совместной отработки сближенных пластов III и VI
учитывались следующие требования:
120
- Максимально использовать эффект защитного воздействия опережающей
отработки защитного пласта на вышерасположенный пласт III, характеризующийся
высокой газоносностью пласта и вмещающих пород;
- Минимизировать сроки ввода в экономически эффективную отработку
защищаемого пласта
III,
характеризующегося
высокими потребительскими
свойствами углей марок К и КО (hard coking coal по международной
классификации). Уголь данных марок в настоящее время относятся к числу
дефицитных, его доля в общем объеме балансовых запасов шахт Кузнецкого
бассейна составляет около 18%.
При построении защищенных зон, образующихся в результате подработки,
использовались результаты аналитического моделирования, приведенные в главе
3.
Календарные планы отработки сближенных пластов III и VI разработаны
для двух вариантов реализации в блоках 1-6 системы
разработки длинными
столбами:
- без оставления целиков между выемочными участками;
- с оставлением целиков между выемочными участками.
Таблица 4.1 – Исходные данные для расчета скорости подвигания лавы по
пласту VI
Параметр
Мощность пласта, м
Угол падения, град
Категория кровли по обрушаемости
Направление подвигания очистного забоя
Длина лавы, м
Сопротивление пласта резанию, кН/м
Плотность угля, т/м3
Коэффициент, характеризующий хрупкость угля
Скорость подачи комбайна, м/мин
Ширина захвата комбайна, м
Скорость крепления лавы, м/мин
Производительность ленточных конвейеров, т/час
Производительность скребковых конвейеров, т/час
Продолжительность смены, мин.
Количество смен
Значение
5
8
Труднообрушаемая
По восстанию
200
150
1,5
1,1
до 20
1
18
1500
1200
360
3
121
Скорости подвигания лав в рассмотренных вариантах определялись в
соответствии с отраслевой методикой, разработанной ИДГ им. А.А. Скочинского.
В качестве примера в таблице 4.1 приведены исходные данные, принятые при
расчете скорости подвигания лав по пласту VI. Технические характеристики
применяемого
оборудования
брались
из
данных,
предоставленных
производителем в открытый доступ.
По данным выполненных расчетов среднесуточная скорость подвигания лав
по пласту VI составляет 11 м/сут.
Вариант 1. Рекомендуемый календарный план отработки пластов III и VI по
первому из указанных вариантов представлен на рисунках 4.7 и 4.8.
Рисунок 4.7 – Календарный план отработки пласта VI при использовании
системы разработки длинными столбами без оставления целиков между
выемочными участками
Очистные работы по подрабатывающему пласту VI начинаются (рисунок
4.7) в январе 2015 года. Первыми отрабатываются блок 1 и блок 7. В блоке 1
столбы отрабатываются в лежачем боку геологического нарушения. Между
первым столбом 6.1.1 в блоке 1 и геологическим нарушением 8-8 оставляется
122
целик угля шириной 20 м. Данная ширина целика определена с учетом
характеристик геологических нарушений из условия, сформулированного в
работе [67].
Обеспечение бесцеликовой отработки пласта VI может быть достигнуто, в
частности, при использовании системы разработки длинными столбами,
предусматривающей [22, 23, 24] отработку целиков на одной линии с очистных
забоем после выполнения целиками своих функций (рисунок 4.8).
Использование рассматриваемой ресурсосберегающей системы разработки
обеспечивает:
- надежное проветривание участковых выработок при их проходке за счет
общешахтной депрессии;
- технологически удовлетворительное состояние повторно используемых
участковых выработок, закрепленных анкерной крепью.
Данная система разработки [24] включает подготовку столба сдвоенными
подготовительными выработками 1 и 2 с оставлением между ними целика угля
определенной ширины Z с последующей отработкой данного целика на одной
линии с очистным забоем. При отработке выемочного столба один из указанных
сдвоенных штреков (1, рисунок 4.8) используется как конвейерный штрек,
который сохраняется для повторного использования в дальнейшем в качестве
вентиляционного штрека при отработке нижерасположенного столба. Второй
штрек (2, рисунок 4.8) используется при отработке только одного выемочного
столба, за лавой данный штрек погашается.
123
Рисунок 4.8 – Вариант системы разработки угольного пласта длинными
столбами без оставления целиков между выемочными участками
Оставленный между штреками 1 и 2 целик угля шириной Z отрабатывают
на одной линии с очистным забоем нижерасположенного столба.
Для решения задачи надежного проветривания концевого участка лавы
ВС, прилегающего к выработанному пространству на почве штрека 2 до его
погашения
монтируют
[24]
воздуховод
4
из
труб
(металлических,
стеклопластиковых и др.), по которым отводится отработанная струя из концевого
участка лавы ВС.
Направление ведения работ в блоке 1 – от нарушения 8-8 к блоку 2. Все
блоки на пласте VI отрабатываются в одном направлении. Столбы в блоке
нумеруются по принципу: номер пласта – номер блока – номер столба, например
6.1.1 – первый столб первого блока на пласте VI.
При ведении работ по такому плану окончание работ на пласте VI
предусмотрено в 2025 году.
Для обеспечения защитного эффекта отработка пласта III производится с
отставанием от горных работ в защитном VI пласте, после его разгрузки от
горного давления и дегазации.
С
учетом
данных,
полученных
при
проведении
аналитических
исследований (глава 3), защищаемый пласт III рекомендуется так же, как и пласт
VI, отрабатывать последовательно в направлении от лежачего бока i – го
124
геологического нарушения к висячему боку смежного геологического нарушения.
Так, в блоке №1 отработка столбов по пласту III ведется в направлении от
геологического нарушения 8-8 к геологическому нарушению 7-7 (рисунок 4.9).
Площадь столба 3.1.1. (рисунок 4.9) по пласту III будет полностью
находиться в защищенной зоне после отработки не менее двух столбов (6.1.1 и
6.1.2, рисунок 4.7) по подрабатывающему пласту VI.
Рисунок 4.9 – Рекомендуемая последовательность отработки
выемочных столбов по пласту III без оставления целиков между
выемочными участками при последовательной отработке выемочных
столбов по пласту VI в направлении от лежачего бока i-го геологического
нарушения к висячему боку смежного геологического нарушения (прямой
порядок): 1 – влияние разгрузки более 2-х лет, 2 – влияние разгрузки от 1
года до 2-х лет, 3 – влияние разгрузки менее 1 года
Следовательно, в рассматриваемом варианте системы разработки длинными
столбами
без
оставления
целиков
угля
между
выемочными
участками
минимально допустимое отставание горных работ по подрабатываемому пласту
VI равно ширине двух столбов по пласту III.
125
Как следует из результатов аналитических исследований (глава 3) отработка
столбов по защитному пласту VI в противоположном направлении, от нарушения
7-7 к нарушению 8-8, способствует формированию на пласте III защищенных зон,
параметры которых не позволяют говорить об эффективной защите данных
блоков по подрабатываемому пласту III. Это не позволит снизить величину
неснижаемого отставания горных работ по пласту III.
Вариант 2. При использовании системы разработки длинными столбами с
оставлением целиков угля между выемочными участками (Рисунок 4.10)
разделение шахтного поля на блоки и столбы остается прежним. Направление
подвигания очистных забоев также не изменяется. Между выемочными столбами
оставляется целик, шириной 30 м. Как следует из практического опыта отработки
пологих пластов на шахтах Кузбасса, при такой ширине целика обеспечивается
устойчивое состояние участковых подготовительных выработок, закрепленных
анкерной крепью. В связи с тем, что расстояния между геологическими
нарушениями являются
фиксированными величинами,
оставление
целика
приводит к уменьшению длин лав на 20 м по сравнению с бесцеликовой
отработкой пласта.
Длина лав в блоках №№ 1-6 составляет 180 м, скорости их подвигания –
11,4 м/сут.
Календарные планы отработки пластов VI и III при использовании системы
разработки длинными столбами с оставлением целиков угля между выемочными
участками представлены на рисунках 4.10 и 4.11. В соответствии с этими планами
проектная мощность шахты обеспечивается при одновременной работе двух лав –
одной по пласту VI, второй по пласту III.
126
Рисунок 4.10 – Календарный план отработки пласта VI при использовании
системы разработки длинными столбами с оставлением целиков угля между
выемочными участками
Блоки №№ 1-6 по пласту VI отрабатываются последовательно в
направлении от блока №1 к блоку №4 и от блока №5 к блоку №6.
Разделение подрабатываемого пласта III на блоки и выемочные столбы
производится также как и по защитному пласту VI.
Отработка пласта III ведется с учетом места расположения разгруженных от
горного давления зон, образовавшихся в процессе опережающей отработки пласта
VI. На рисунке 4.11 красным цветом выделены зоны по пласту III, на которых не
проявляется эффект разгрузки при отработке лав по пласту VI. На данных
участках необходимо применять специальные мероприятия, обеспечивающие
снижение горного давления и дегазацию угольного пласта.
127
Рисунок 4.11 – Календарный план отработки пласта III при использовании
системы разработки длинными столбами с оставлением целиков между
выемочными участками (прямой порядок) : 1 – влияние разгрузки более 2-х лет, 2
– влияние разгрузки от 1 года до 2-х лет, 3 – влияние разгрузки менее 1 года
В блоках 1 и 2 отсутствуют зоны с повышенным горным давлением. Это
объясняется тем, что целики, оставленные в массиве в процессе работ
воспринимают часть нагрузки от краевых частей и перераспределяют ее.
По
факторам
«разгрузка
от
повышенного
горного
давления»
и
«предварительная дегазация» варианты с оставлением и без оставления целиков
между выемочными участками при отработке блоков 1 и 2 являются практически
равноценными.
При реализации 2-го варианта в блоке 3 имеются не защищенные зоны с
повышенными
уровнями
напряжений,
сформировавшиеся
над
целиками,
оставленными в выработанном пространстве при отработке защитного пласта III.
Следует отметить, что при применении бесцеликовых технологий (1-ый вариант)
блок 3 практически по всей его площади в результате подработки находится в
128
разгруженной зоне (рисунок 4.9). С учетом данного обстоятельства, для блока 3
наиболее приемлемыми по факторам «разгрузка от повышенного горного
давления» и «предварительная дегазация» являются технологии отработки
защитного пласта без оставления целиков в выработанном пространстве.
Из-за особенностей влияния нарушений на распределение напряжений в
подработанном
массиве
в пределах блока
№5
защищенные
зоны при
использовании как 1-го, так и 2-го варианта имеют незначительные размеры.
Защитное воздействие на пласт III опережающей отработки пласта VI следует
считать практически не значимым на большей части его площади. При
реализации 2-го варианта в защищенной зоне будут находиться только два столба,
отрабатываемые
последними.
При
отработке
блока
№5
необходимо
предусматривать применение дополнительных мероприятий, обеспечивающих
необходимую степень разгрузки и дегазации пласта III.
Во всех рассмотренных выше ситуациях выемочные столбы по защитному
пласту VI и защищаемому пласту III отрабатываются последовательно в одном
направлении - от лежачего бока i-го геологического нарушения к висячему боку
смежного геологического нарушения.
При последовательной отработке выемочных столбов по защитному пласту
VI
в
противоположном
направлении
конечная
картина
расположения
защищенных зон по пласту III не изменяется. Вместе с тем существенно
изменяется, в сторону увеличения, продолжительность нахождения тех либо иных
выемочных столбов по пласту III в защищенных зонах (рисунок 4.12), что создает
условия для обеспечения более эффективной дегазации подработанного пласта.
129
Рисунок 4.12 – Рекомендуемый календарный план отработки пласта III при
последовательной отработке выемочных столбов по пласту VI в направлении от
висячего бока i-го геологического нарушения к лежачему боку смежного
геологического нарушения (обратный порядок):1 – влияние разгрузки более 2-х
лет, 2 – влияние разгрузки от 1 года до 2-х лет, 3 – влияние разгрузки менее 1 года
Сравнивая результаты, достигаемые при прямом (рисунок 4.8) и обратном
(рисунок 4.12) порядке отработки столбов по пласту VI без оставления целиков
угля в выработанном пространстве, следует отметить, что при ведении работ в
обратном порядке (последовательность отработки столбов: 6.1.3-6.1.2-6.1.1)
достигается более существенный защитный эффект: увеличивается время
нахождения столбов в защищенных зонах и общие размеры защищенных зон. Так
при обратном порядке отработки выемочных столбов по пласту VI в блоках
№№1-3 по подрабатываемому пласту III появляется возможность ведения
очистных работ на 30% общей площади блоков №№1-3, находящихся в
защищенных зонах более 2-х лет.
130
Вариант с обратным порядком отработки столбов по пласту VI (рисунок
4.13) является
также
более
эффективным
по сравнению с
вариантом,
предусматривающим прямой порядок отработки столбов (рисунок 4.11), при
применении на защитном пласте системы разработки длинными столбами с
оставлением целиков угля в выработанном пространстве.
Рисунок 4.13 – Календарный план отработки пласта III при выемке столбов
по пласту VI в обратном порядке с оставлением целиков в выработанном
пространстве:1 – влияние разгрузки более 2-х лет, 2 – влияние разгрузки от 1 года
до 2-х лет, 3 – влияние разгрузки менее 1 года
При решении вопросов развития горных работ в сближенных пластах III и
VI возможно использование по защитному пласту VI системы разработки
длинными столбами как с оставлением целиков в выработанном пространстве, так
и без оставления целиков в выработанном пространстве. Выполненные
исследования показали, что наиболее целесообразной является следующая
комбинация: бесцеликовая отработка блока №3, имеющего самую большую
ширину по сравнению с другими блоками, и отработка блоков №№1, 2 с
131
использованием
технологий,
предусматривающих
оставление
целиков
в
выработанном пространстве. В данном варианте столбы в обоих пластах
отрабатывают в прямом порядке, в направлении от лежачего бока i-го
геологического нарушения к висячему боку смежного геологического нарушения.
Как следует из рисунка 4.14, при использовании комбинированной схемы
отработки защитного пласта достигаются:
- максимальный эффект защитного воздействия опережающей отработки
защитного пласта VI на вышерасположенный пласт III, характеризующийся
высокой газоносностью пласта и вмещающих пород;
- минимальные сроки ввода в экономически эффективную отработку
защищаемого пласта
VI,
характеризующегося
высокими потребительскими
свойствами углей марок К и КО.
Рисунок 4.14 – Календарный план отработки пласта III при
комбинированной схеме отработки защитного пласта VI: бесцеликовая
технология в блоке №3; с оставлением целиков в блоках №№1, 2
132
Необходимо рассмотреть и проектный вариант отработки сближенных
пластов III и VI, в соответствии с которым выемочные столбы предполагается
располагать по простиранию пласта (рисунок 4.15).
Рисунок 4.15 – Календарный план отработки пласта VI при использовании
системы разработки длинными столбами с оставлением целиков в выработанном
пространстве
Разгруженные зоны (рисунок 4.16), образовавшиеся по пласту III после
подработки его пластом VI в соответствии календарным планом, представленным
на рисунке 4.15, имеют незначительные размеры и не создают условий для
экономически эффективного и безопасного ведения горных работ. Данный способ
имеет ряд существенных недостатков: большие потери угля в целиках около
нарушений; большие затраты времени и средств на частые перемонтажи
механизированного комплекса; повышенная опасность горных работ по пласту III
в зонах не разгруженных от повышенного горного давления.
133
Рисунок 4.16 – Календарный план отработки пласта III при использовании
системы разработки длинными столбами с оставлением целиков в выработанном
пространстве
Сравнение технико-экономических показателей этих вариантов приведено в
таблице 4.2:
Таблица 4.2 − Технико-экономические показатели при разных вариантах
расположения столбов относительно геологических нарушений
Показатели
Величина разгруженных зон от общей
площади выемочных столбов, %
Потери угля в целиках, %
Количество перемонтажей
Продолжительность простоев,
связанных с демонтажом очистного
комплекса, дней
Потери добычи от простоев, млн. т
Параллельно линии
простирания пласта
Параллельно
геологическим
нарушениям
11
60
52
24
38
16
720
480
7,2
4,8
134
4.3 Технико-экономическая оценка рекомендованных способов
Получение экономического и социального эффектов при внедрении
разработанной технологической схемы отработки сближенных пластов III и VI в
условиях шахты «Распадская-Коксовая» связано с:
- уменьшением потерь угля более чем на 10-14% в целиках, оставляемых у
геологических нарушений на границах выемочных блоков;
- уменьшением продолжительности простоев лав и затрат на монтажнодемонтажные
работы
в
лавах,
оборудованных
высокопроизводительными
механизированными комплексами;
- увеличением чистой прибыли и чистого дисконтированного дохода при
использовании наиболее эффективной технологической схемы.
4.3.1 Методика технико-экономической оценки
В
качестве
предлагаемой
критериев
технологии
экономической
используют
эффективности
критерии
оценки
применения
инвестиционных
проектов [35]: чистый дисконтированный доход ЧДД, индекс доходности ИД,
срок окупаемости инвестиций Ток.
Чистый дисконтированный доход рассчитывается по формуле:
n
ЧДД= ∑
k=1
ЧП k +A k
(1 +r )k− 1
−K ,
(4.1)
где n – срок реализации проекта (продолжительность отработки всех, кроме
первого либо последнего, столбов в панели);
ЧПk – чистая прибыль в k-ом году, руб.;
Аk – амортизация оборудования в k-ом году, руб.;
r – ставка дисконтирования, 0,15;
K – дополнительные затраты на реализацию проекта, руб.
Чистая прибыль, связанная с отработкой дополнительных запасов в k-ом
году, рассчитывается по формуле:
(
ЧП k =Z прk Ц − с−
)
ΔС k
(1− Н ) ,
Z промk
(4.2)
135
где Zпрk – дополнительные промышленные запасы, отрабатываемые в k-ом
году, т;
Ц – цена реализации готовой продукции, 5160 руб./т (по данным шахты
«Распадская-Коксовая»);
с – себестоимость единицы готовой продукции, руб./т;
ΔСk – увеличение себестоимости реализуемой в k-ом году продукции, руб.;
Zпромk – промышленные запасы, добываемые в k-ом году, т;
Н – ставка налога на прибыль, 0,2.
Дополнительные промышленные запасы, отрабатываемые при внедрении
новой технологии в k-ом году, рассчитываются по формуле:
Z прk =
Lbm γ knц
,
n
(4.3)
где γ – плотность угля, 1,3 т/м3;
k – коэффициент, учитывающий потери угля по мощности, 0,98.
n=
L (nст − 1 )
N год υоч
,
(4.4)
где Nгод – число рабочих дней в году, 300;
υоч – скорость подвигания лавы, м/сут.
υ оч =
А сут
(4.5)
lоч mγk
Промышленные запасы, добываемые в k-ом году, рассчитываются по
формуле:
Z промk =
LHm γk
n
(4.6)
С учетом постоянства скорости подвигания лавы:
ΔС k =С л +С пров +С под +А k
,
(4.7)
где Сл – затраты на приобретение леса для крепления просека в год, руб.;
Спров и Спод – затраты на оплату труда рабочих, занятых на проведении и
поддержании просека в год, руб.;
Аk – амортизация комплекса, руб./год.
136
Амортизация Аk включает списание на себестоимость продукции части
стоимости добавочной длины комплекса и конвейера и рассчитывается по
формуле:
Аk=
S
Т
,
(4.8)
где S – стоимость оборудования, руб.;
Т – срок службы данного оборудования, лет.
Индекс доходности инвестиции ИД рассчитывается по формуле:
n
ИД=
∑
k=1
ЧП k +A k
(4.9)
(1 +r )k− 1
K
Срок окупаемости дополнительных затрат Ток (сут) рассчитывается по
формуле:
Т ок=
Кl оч
ЦА сут b
(4.10)
Блок-схема алгоритма изложенной методики расчета представлена на
рисунке 4.17.
Рисунок 4.17 − Блок-схема алгоритма методики расчета экономической
эффективности применения предлагаемой технологии.
137
4.3.2 Результаты оценки эффективности рекомендованных схем
Схемам,
рассматриваемым
в
данной
главе,
присвоим
номера,
соответствующие порядку рассмотрения их в главе. Схема отработки сближенных
пластов без оставления целиков получит номер 1, схема, предусматривающая
оставление целиков между выемочными участками — номер 2, а схема с
расположением участков по простиранию и с оставлением целиков — номер 3.
Схема, сочетающая отработку без оставления целиков в блоке 3 и с оставлением
целиков в остальных блоках – это схема 4.
Скорость подвигания лавы и нагрузка на очистной забой при схемах 1-3
показана в таблице 4.3:
Таблица 4.3 − Скорости подвигания лав и нагрузки на очистной забой при
различных схемах отработки
Скорость подвигания
Нагрузка на очистой забой,
лавы, м/сут
т/сут
1 (рисунок 4.9)
10,2
10500
2 (рисунок 4.11)
11,4
11700
3 (рисунок 4.16)
11,0
11200
4 (рисунок 4.14)
11,4
11700
Схема
Промышленные запасы, добываемые в 1-ом году и после выхода шахты на
полную мощность, приведены в таблице 4.4:
Таблица 4.4 − Промышленные запасы, добываемые шахтой
Промышленные запасы
Промышленные запасы
отработанные в первый год,
отработанные в год выхода на
млн. т/год
полную мощность, т/год
1
3,15
6,3
2
3,51
7,02
3
3,36
6,72
4
3,51
7,41
Схема
138
Шахта выходит на полную мощность после отработки блока 1, когда в
работу вводится вторая лава, работающая на пласте III.
Необходимо учесть затраты на приобретение второго механизированного
комплекса и его амортизацию.
Затраты на приобретение составят 90 млн. рублей.
Согласно составленным планам горных работ (рисунки 4.Х и 4.Х) время, в
течении которого будет использоваться второй механизированный комплекс – 11
лет, соответственно, амортизация оборудования рассчитывается на этот период и
составит
Ак=8,2 млн. руб/год
Себестоимость добычи одной тонны угля в Кузбассе в среднем составляет
300 руб/т, в дальнейших расчетах использовался именно этот параметр.
После определения всех необходимых величин были рассчитаны чистая
прибыль и чистый дисконтированный доход, которые приведены в таблице 4.5:
Таблица 4.5 − Чистая прибыль и чистый дисконтированный доход
Чистая прибыль, млрд.
Чистый дисконтированный доход,
руб.
млрд. руб.
1
24,5
128,1
2
27,3
142,9
3
13,1
68,4
4
28,8
150,8
Схема
Индекс доходности и срок окупаемости инвестиций при реализации данных
схем приведены в таблице 4.6:
139
Таблица 4.6 − Индекс доходности и срок окупаемости инвестиций
Схема
Индекс доходности
Срок окупаемости, годы.
1
1425
1,66
2
1587
1,49
3
1519
1,56
4
1675
1,49
Схема №4 по своим экономическим показателям превосходит остальные,
поэтому она является наиболее целесообразной в применении.
140
Выводы по главе 4
1. При разработке сближенных пологих пластов с учетом их защитного
влияния необходимо учитывать следующие факторы:
 расстояние между дизъюнктивными геологическими нарушениями
 порядок отработки столбов на защитном пласте
 принятая система разработки нижнего пласта
2. Максимальная эффективность защитного действия отработки защитного
пласта VI в условиях шахты «Распадская-Коксовая» при расстоянии между
крупными дизъюнктивными геологическими нарушениями от 450 до 1100 м и
длинах лав от 180 до 200 м достигается при отработке столбов в лежачих боках
геологических нарушений в направлении от лежачего бока.
3. Оставление целиков между выемочными участками на подрабатывающем
пласте VI оказывает существенное влияние на напряженно-деформированное
состояние пласта III при количестве выемочных участков по пласту VI, большем
трех.
4. В условиях шахты «Распадская-Коксовая» при использовании схемы 1
чистый дисконтированный доход равен 128,1 млн. руб.; при использовании схемы
2 чистый дисконтированный доход равен 142,9 млн. руб.; при использовании
схемы 3 чистый дисконтированный доход равен 68,4 млн. руб, при использовании
схемы 4 чистый дисконтированный доход равен 150,8 млн. руб. Индекс
доходности при использовании по схемы 1 равен 1425; схемы 2 – 1587; схемы 3 –
760. Срок окупаемости дополнительных затрат при использовании схемы 1
составит 1,66 года, при использовании схемы 2 – 1,49 года, при использовании
схемы 3 – 1,56 года, схема 4 окупается за 1,49 года.
141
ЗАКЛЮЧЕНИЕ
Диссертация является законченной научно-квалификационной работой, в
которой содержится решение актуальной задачи – разработки технологической
схемы совместной отработки в восходящем порядке сближенных угольных
пластов
на
участках
шахтных
полей,
осложненных
дизъюнктивными
геологическими нарушениями, позволяющей повысить технико-экономические
показатели шахты при использовании прогрессивных систем разработки
длинными столбами.
Основные научные и практические результаты выполненных исследований:
1. При использовании технологических схем, основанных на прогрессивных
системах разработки пластов длинными столбами, последовательность выемки
столбов и их расположение в пределах выемочных блоков следует принимать с
учетом влияния дизъюнктивных геологических нарушений на параметры зон
разгрузки горного массива, формирующихся над выработанным пространством
лав. Неучет данного фактора может приводить к ошибкам при определении
геометрических параметров защищенных зон, а следовательно, и величин
неснижаемого опережения очистных работ по подрабатывающему пласту до 5060% и более.
2. При отработке подрабатывающего пласта в лежачем боку дизъюнктивного
геологического нарушения увеличение угла падения сместителя геологического
нарушения от 5° до 20° приводит к уменьшению величины неснижаемого
опережения очистных работ на сближенных пластах.
3. При использовании систем разработки длинными столбами существенное
влияние
на
величину
неснижаемого
опережения
очистных
работ
на
подрабатывающем пласте оказывает последовательность отработки столбов:
минимальные значения неснижаемого опережения соответствуют ситуации, при
которой отработка столбов ведется в направлении от висячего бока i-го
геологического нарушения к лежачему боку смежного геологического нарушения.
4. При отработке пологих пластов на участках шахтных полей, осложненных
дизъюнктивными геологическими нарушениями, ориентированными под острыми
142
углами к линии падения пласта, повышение эффективности использования систем
разработки длинными столбами достигается при расположении выемочных
столбов
параллельно
геологическому
нарушению.
Выполнение
данной
рекомендации в условиях шахты «Распадская-Коксовая» позволяет уменьшить
потери угля на 10-14%, в 1,5-2 раза уменьшить затраты на монтажнодемонтажные работы, увеличить площади защищенных зон по подрабатываемому
пласту.
5. К числу факторов, оказывающих максимальное влияние на разработку
календарных
планов
дизъюнктивными
выемки
участков
геологическими
шахтных
нарушениями,
полей,
относятся:
осложненных
ориентация
геологических нарушений относительно линии падения пласта, угол падения
сместителя нарушения, амплитуда геологического нарушения. Планирование
горных работ по пластам III и VI в условиях шахты «Распадская-Коксовая» с
учетом указанных факторов позволяет минимизировать сроки ввода в отработку
подрабатываемого пласта III и повысить безопасность труда при работах в
подработанном пласте.
6. Результаты выполненных исследований могут быть использованы на
шахте «Распадская-Коксовая», ресурсы которой составляют порядка 151,2 млн.
тонн угля дефицитных марок К и КО, а также на других шахтах с аналогичными
горно-геологическими условиями.
143
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
1.
Аман, И. П., Шаманский Г. П., Егоров П. В., Баженов А. И. Влияние
подработки пластов на их механические свойства / И.П. Аман, Г.П. Шаманский,
П.В. Егоров, А.И. Баженов // Технология добычи угля подземным способом. –
1969. – № 1 (25). – С. 34-35.
2.
Аносов, О.С. Управление горным давлением при разработке угольных
пластов. Справочное пособие / О.С. Аносов, Н.С. Кузьменко, Г.В. Кудравец и др.
Донецк.: Донбасс, 1990. – 304 с.
3.
Балабанов,
Н.А.
Опыт
работы
по
геометризации
разрывных
нарушений в шахтной геологии / Н.А. Балабанов. – М.: ЦНИЭИуголь, 1974. – 18
с.
4.
Бенерджи, П. Методы граничных элементов в прикладных науках / П.
Бенерджи, Р. Баттерфилд; Перевод с английского языка М.:Мир., 1984. – 493 с.
5.
Борисов, А.А. Расчет горного давления в лавах пологих пластов /А.А.
Борисов. – М.: Недра, 1964. – 279 с.
6.
Борисов, А.А. Управление горным давлением / А.А. Борисов, В.И.
Матанцев, Б.П. Овчаренко. – М.: Недра, 1983. – 168 с.
7.
Борисов, А.А. Механика горных пород и массивов / А.А. Борисов. –
М. : Недра, 1980. – 473 с.
8.
Вайсман, А. М., Соснина Э. Г., Змиева А. А. О взаимном влиянии
выработок при совместной разработке двух сближенных пластов / А.М. Вайсман,
Э.Г. Соснина, А.А.Змиева. – Алма-Ата. – 1965. – 239 c.
9.
Горбачёв, Т.Ф. Разработка свиты пластов Кузбасса в восходящем
порядке./ Т.Ф. Горбачев, А.П. Западинский. М.: Углетехиздат, 1955. – 184 с.
10.
Горная энциклопедия. – М.: Советская энциклопедия. Под редакцией
Е. А. Козловского. 1984–1991 – с. 306
11.
Горное давление, горные удары и сдвижение массива : сб. науч. тр. /
Д.В.Яковлев и др. – СПб. : ВНИМИ, 1996. – 247 с.
12.
Господариков, А.П. Применение метода граничных элементов при
расчете параметров напряженно-деформированного состояния массива горных
144
пород в окрестности выработок различного очертания. / А. П. Господариков, Л.
А. Беспалов // Записки Горного института, т.173, 2007. – С. 217-220.
13.
Господариков, А.П. Применение прямого варианта метода граничных
элементов при решении геомеханических задач для условий Старобинского
месторождения. / А. П. Господариков, Л. А. Беспалов // Записки Горного
института, т.182, 2008. – С. 234-237.
14.
Григорьев, А.А. Влияние геологических факторов на устойчиость
пород в подготовительных выработках / А.А. Григорьев, Н.А. Муратов, Ю.И.
Жигалин//
Труды
Дальневосточного
государственного
технического
университета, выпуск 111. – Владивосток, 1993.
15.
Грицко, Г.И. Горное давление при групповой разработке пластов /
Г.И. Грицко, В.А. Шалауров // Наука. Cиб. отд. –1978. – 94 с.
16.
Егоров, П.В. Исследование проявлений горного давления в районах
дизъюнктивных нарушений / П.В. Егоров // Технология добычи угля подземным
способом. – 1967. – № 1. – С. 51-55.
17.
Елькин, В.С. Оценка потенциальных возможностей бесцеликовой
системы разработки мощных пологих пластов/ В.С. Елькин // Горная
Промышленность. 2011. – №3(97). – С. 46-50
18.
Защитные пласты / Петухов И.М. и др. – Л.: Недра. 1972. – 423 с.
19.
Зборщик, М.П. Геомеханика подземной разработки угольных пластов
/ М.П. Зборщик, М.А. Ильяшов. – Донецк. – Изд-во ДонНТУ. – 2007. – 262 c.
20.
Земисев, В.Н. Расчеты деформаций горного массива / В.Н.Земисев. –
М.: Недра, 1973. – 145 с.
21.
Зубков, В.В. Расчет зон эффективной дегазации при отработке свит
угольных пластов. / В.В. Зубков // Маркшейдерия и недропользование №3(65). –
С. 54-57
22.
Зубов, В.П. Методические рекомендации по предотвращению вывалов
пород из кровли в лавах, отрабатываемых на больших глубинах в условиях шахт
Восточного района Донбасса / В.П. Зубов, К.Н. Лазченко, А.Д. Мельков. –
Шахты. 1986. – 36 с.
145
23.
Зубов, В.П. Оценка максимально допустимых нагрузок на лаву при
бесцеликовых технологиях отработки пластов на шахтах с повышенным
выделением метана / В.П. Зубов, В.С. Елькин // Журнал Газовая промышленность.
Метан угольных шахт – 2012. №6. – С. 37-39.
24.
Зубов, В.П., Козовой Г.И., Зайденварг В.Е. Способ разработки пластов
полезных ископаемых. Заявка на изобретение №97100392/03 от 10.08.2005.
25.
Зубов, В.П. Влияние неполной надработки на устойчивость работы
очистных забоев / В.П. Зубов // Новые исследования в горном деле. – 1973. –
Вып. 6. – С. 33-38.
26.
Зубов, В.П. Динамика напряженно-деформированного состояния
пород междупластья при работе лав под целиками / В.П. Зубов // Новые
исследования в горном деле. – 1974. – Вып. 7. – С. 27-32.
27.
Зубов, В.П. Зоны повышенных смещений при неполной надработке
подготовительных выработок / В.П. Зубов // Технология добычи угля подземным
способом. – 1974. – № 7. – С. 25-26.
28.
Зубов, В.П. Особенности деформирования подготовительных горных
выработок в зонах влияния целиков / В.П. Зубов // Новые исследования в горном
деле. – 1974. – Вып.1. – С. 52 -57.
29.
Инструкция по безопасному ведению горных работ на пластах,
склонных к внезапным выбросам угля (породы) и газа. (РД05-350-00) М., 2000 г.
30.
Инструкция по безопасному ведению горных работ на шахтах,
разрабатывающих угольные пласты, склонные к горным ударам (РД 05-328-99).
М., 2004. – 96 с.
31.
Инструкция по геологическим работам на угольных месторождениях
Российской Федерации / И.С. Гарбер и др. – СПб.: ВНИМИ, 1993. – 147с.
32.
Бреббия, К. Методы граничных элементов / К. Бреббия, Ж. Теллес, Л.
Вроубел. – М.: Мир, 1987. – 524 с.
33.
Карпов,
Г.Н.
Обоснование
технологии
демонтажа
очистных
механизированных комплексов при высокой концентрации горных : автореф. дис.
146
… канд. техн. наук : 25.00.22 / Г.Н. Карпов ; С.-Петербург. гос. горный ун-т. –
СПб., 2013. – 20 с.
34.
Классификации тектонических разрывов угольных пластов по их
морфологическим признакам и величинам. – Л.: ВНИМИ, 1981. – 22 с.
35.
Ковалев, В.В. Финансовый менеджмент: теория и практика. 2-е изд.,
перераб. и доп / В.В Ковалев. – М.: ТК Велби Проспект, 2007. – 1024 с.
36.
Ковалев, О.В. Проектирование комплексной добычи на угольных
шахтах / О.В. Ковалев, С.П. Мозер, А.В. Лейсле – Saarbruken; LAMBERT
Akademic Publishing, 2013. – 229 с..
37.
Ковальский,
рационального
Е.Р.
доизвлечения
Обоснование
запасов
технологических
калийных
руд
параметров
Старобинского
месторождения из целиков: Автореф. дис. … канд. техн. наук. СПб., 2006. – 20 с.
38.
Ковальский, Е.Р. Сравнительная характеристика численных методов
моделирования горно-геомеханических процессов / Е.Р. Ковальский, А.В.
Красноперов // Освоение минеральных ресурсов Севера: проблемы и решения:
Труды 11-ой Международной научно-практической конференции 11-12 апреля
2013 г. / Воркутинский горный институт (филиал) ФГБ ОУ ВПО «Национальный
минерально-сырьевой университет «Горный» - Воркута, 2013 – с. 92-96.
39.
Крамин, Т.В. Расчет тонкостенных пространственных конструкций
сложной формы методом граничных элементов: Автореф. дис. … канд. физ.-мат.
наук. Казань., 1995. – 21 с..
40.
Крауч, С. Методы граничных элементов в механике твердого тела / С.
Крауч, А. Старфильд. – М.: Мир, 1987. – 328 с.
41.
Кузнецов, С.Т. Влияние глубины на проявления горного давления при
разработке свит сближенных пластов Прокопьевского месторождения Кузбасса /
С.Т. Кузнецов, К.А. Ардашев, Ю.Е. Тихомиров // Труды ВНИМИ, вып. 2. 1964. С.
17-25
42.
Кузнецов, С.Т., Сычев В.В. Прогноз влияния целиков и краевых
частей на состояние кровли в очистных забоях надработанных и подработанных
пластов / Механика горных пород и горное давление. – Л.: ВНИМИ, 1981. – с.3-7.
147
43.
Кузнецов, В.П. Анализ и планирование защитного действия при
разработке свит пластов / В.П. Кузнецов // Уголь. – 1982. – №5. – С. 26-28.
44.
Кузнецов,
В.П.
Региональное
управление
горным
и
газовым
давлением при разработке свит угольных пластов / В.П. Кузнецов, Н.В. Кротов,
А.А. Гребенщиков // Уголь. – 1997. – № 7. – С .6-11.
45.
Леонтьев, Н.К. О системе разработки сближенных пластов / Н.К.
Леонтьев. – М. : Углетехиздат. – 1962. – 318 c.
46.
Любич, Г.А. Методы изучения и оценки тектонической нарушенности
угольных пластов при механизированной их отработке / Г.А. Любич, Н.И. Мишин
А.Л. Панфилов. – Л.:ЛГИ 1990. – 64 с.
47.
Мазуренко, В.В. Результаты инструментальных наблюдений за
проявлениями горного давления в районах нарушений / В.В. Мазуренко // Труды
ВНИМИ. – 1968. – № 64. – С. 91- 101.
48.
учебное
Мельников, Э.Ф. Управление состоянием массива горных пород:
пособие
ч.II.
/
Э.Ф.
Мельников.
–
Кемерово.
–
Кузбасский
политехнический институт, 1978. – 81 с.
49.
Методические указания по оценке влияния разрывных нарушений на
полноту выемки угля на сильно нарушенных месторождениях / В.Е. Григорьев и
др. – Л.: ВНИМИ, 1975. – 68 с.
50.
Методические указания по оценке влияния разрывных нарушений на
полноту выемки угля на шахтах Кузнецкого и Карагандинского бассейнов / И.С.
Гарбер и др. – Л.: ВНИМИ, 1972. – 45 с.
51.
Методические указания по прогнозу ударо- и выбросоопасных зон
вблизи разрывных нарушений. – Л., 1990. 46 c.
52.
Мишин, Н.И. Методические указания по документации и прогнозу
дизъюнктивов на угольных шахтах и разрезах / Н.И. Мишин, Ю.Н. Дупак, С.Д.
Тихонова. – Л.: ВНИМИ, 1975. – 32 с.
53.
Мишин, Н.И. Структурная организация рудных полей / Н.И. Мишин,
А.Л. Панфилов, З.А. Степина. – СПб.: Полиграфическая фирма Автор. 2007. – 232
с.
148
54.
Мишин,
Н.И.
Структурно-геометрический
анализ
разрывных
нарушений с применением картографических сеток / Н.И. Мишин. – Л.:ЛГИ,
1987. – 72с.
55.
Морарь, Г.А. Метод разрывных решений в механике деформируемых
твердых тел / Г.А. Морарь. – Кишинев: Штиинца, 1990. – 130 с.
56.
Напряженно-деформированное состояние горных пород при добыче
полезных ископаемых и гидротехническом строительстве / И.Т.Айматов и др. –
Фрунзе.: Илим, 1973. – 156 с.
57.
Пальцев, А.И. Особенности формирования зон повышенного горного
давления при интенсивной разработке сближенных пластов на шахтах ОАО
«СУЭК-Кузбасс» / А.И. Пальцев, В.В. Зубков, Н.В. Кротов //Записки Горного
института. – т.188. – 2010. С. 54-57.
58.
Перспективные геомеханические схемы регионального управления
выбросо- и удароопасным состоянием массива при разработке свит угольных
пластов/ Петухов И.М. и др. – Л.: ВНИМИ. 1989. – 28 с.
59.
Перспективные геомеханические схемы регионального управления
выбросо- и удароопасным состоянием массива при разработке свит угольных
пластов на шахтах Карагандинского бассейна / Петухов И.М. и др. – Л., ВНИМИ,
1991. – 54 с.
60.
Перспективные геомеханические схемы регионального управления
выбросо- и удароопасным состоянием массива при разработке свит угольных
пластов на шахтах Кузнецкого бассейна / Петухов И.М. и др. – Л., ВНИМИ, 1990.
– 94 с.
61.
Поле шахты им. Шевякова и глубокие горизонты Ольжерасского
месторождения в Томь-Усинском районе Кузбасса: геологическое описание и
подсчет
запасов
каменного
угля
–
Ленинск-Кузнецкий
:
трест
Кузбассуглегеология, 1973. – 180 с.
62.
Положение о порядке и контроле безопасного ведения горных работ в
опасных зонах. – СПб., ВНИМИ, 1993. – 28 c.
149
63.
Правила охраны сооружений и природных объектов от вредного
влияния подземных горных разработок на угольных месторождениях (ПБ 07-26998).СПб., 1998. – 290 с.
64.
Прогноз элементов разрывных нарушений на основе анализа
круговых диаграмм трещиноватости и геометризации сместителей, Л.: ВНИМИ.
1970. – 56 с.
65.
Прокофьев, В. П., Заика К. П. Рациональные способы разработки
сближенных пластов / В.П. Прокофьев, К.П. Заика. – М., Углетехиздат, 1959. –
105 с.
66.
Разрывные нарушения угольных пластов (по материалам шахтной
геологии) / И.С. Гарбер и др. – Л.: Недра, 1979. – 190 с.
67.
Расчетные методы в механике горных ударов и выбросов. Справочное
пособие / Петухов И.М. и др. – М.: Недра, 1992. – 256с.
68.
Регламентация
порядка
перехода
на
региональное
управление
выбросо-и удароопасностью свит угольных пластов при проектировании и
эксплуатации глубоких шахт. – Л.: ВНИМИ, 1991. – 38 с.
69.
Рогачков,
A.B.
Особенности
поддержания
подготовительных
выработок в зонах повышенного горного давления / А.В. Рогачков // Записки
Горного института. – Т 181. – 2010. – С. 72-75.
70.
Рогачков, А.В. Обоснование способов обеспечения устойчивости
подготовительных выработок в зонах повышенного горного давления при
разработке сближенных пластов: автореф. дис. … канд. техн. наук: 25.00.22/
СПГГИ(ТУ) – СПб, 2010. – 20 с.
71.
Руководство по управлению горным давлением на выемочных
участках шахт Восточного Донбасса. – Шахты.: ПО «Ростовуголь». 1992. – 82 с.
72.
Сборник статей по вопросам горного давления и сдвижения горных
пород / А.Н.Омельченко и др. ; – М.: Госгортехиздат, 1960. – 319 с
73.
Слесарев, В. Д. Управление горным давлением при разработке
угольных пластов Донецкого бассейна / В.Д. Слесарев. – М.: Углетехиздат, 1967.
– 332с.
150
74.
Теория защитных пластов / Петухов И.М. и др. – М.: Недра, 1976. –
75.
Технология
270 с.
и
механизация
подземной
разработки
пластовых
месторождений полезных ископаемых / Бурчаков А.С. и др. – М.: Недра, 1989. –
431 с.
76.
Турчанинов, И.А. Основы механики горных пород / И.А.Турчанинов,
М.А.Иофис, Э.В.Каспарьян. – Л.: Недра. Ленингр. отд-ние, 1977. – 503 с.
77.
Угольная база России. Том II. Угольные бассейны и месторождения
Западной Сибири. М. ООО «Геоинформцентр», 2003. – 354 с.
78.
Цимбаревич, П.М. Механика горных пород, изд. 2-е, полностью
переработ. / П.М. Цимбаревич. – М.: Углетехиздат, 1948. – 182 с.
79.
Цыба, Ф. М. Разработка сближенных пластов / Ф.М. Цыба. – М.:
Госгортехиздат. – 1962. – 347c.
80.
Черняев, В.И. Расчет напряжений и смещений пород при разработке
свиты пластов/ В.И. Черняев. – Киев, Техника. 1987. – 148 c.
81.
Черняк, И.Л., Ярунин С.А. Управление состоянием массива горных
пород / И.Л. Черняк, С.А. Ярунин. – М.: Недра, 1995. – 395с.
82.
Якоби, О. Практика управления горным давлением / О. Якоби;
перевод с нем. – М. : Недра, 1987. – 566 с.
83.
2D
Stress
Analysis
for
Underground
Excavations.
URL
https://www.rocscience.com/products/11/Examine2D (дата обращения 25.10.2012)
1/--страниц
Пожаловаться на содержимое документа