CC BY
28
УДК 622.271.3
С.Ю. Николашин, Ю.М. Николашин, Я.В. Кебал
ГИДРОГЕОМЕХАНИЧЕСКИЕ УСЛОВИЯ ФОРМИРОВАНИЯ ВНУТРЕННЕГО ОТВАЛА В ЗАТОПЛЕННОМ КАРЬЕРЕ
Аннотация. Выполнен анализ условий внутреннего отвалообразования в затопленное пространство отработанного глубокого карьера в условиях восстановления депрессионной воронки подземных вод. Рассмотрены проблемы связаны с ведением горных работ по внутреннему отвалообразованию в затопленном глубоком карьере. Для оценки степени влияния на устойчивость откосов обводнения использованы инженерные методы, основанные на теории предельного равновесия, примененной для конкретных горно-геологических условий с учетом данных натурных наблюдений и результатов моделирования. По результатам теоретических и эмпирических исследований определены условия формирования призмы оползания борта внутреннего отвала, отсыпаемого в глубоководный затопленный карьер. Основываясь на результатах гидрогеомеханического моделирования подтопленного отвала на специальном стенде, исследователями сделан вывод о необходимости использования шагающего экскаватора с радиусом разгрузки не менее 100 м, возможности которого могут быть исчерпаны до полного завершения работ. По причине дороговизны мощных экскаваторов возникла необходимость в обосновании технологии формирования отвала в глубоководной части выработанного пространства в режиме управляемого оползнеобразования. Определены дальнейшие направления исследования и локализации данной научно-технической задачи.
Ключевые слова: внутренний отвал, затопленный карьер, отвалообразование, устойчивость откосов, гидростатическое взвешивание, гидростатическое давление, призма оползания, подземные воды, депрессионная поверхность.
DOI: 10.25018/0236-1493-2018-6-0-38-44
Проблема и ее связь с научными и практическими задачами
В проекте ликвидации карьера № 1 ГОКа ОАО «АрселорМиттал Кривой Рог» (б. НКГОК) не рассматривалась возможность влияния подтопления подземными водами на технологию формирования отвала скальных пород при восстановлении депресионной поверхности после отключения карьерного водоотлива. Уровень воды в карьере поднялся с отметки (-201) до (-20) м при средней скорости его восстановления 2,5 м/год и притоке подземных вод до 150 м3/ч.
При подвигании фронта отвалообразования от скальных контуров карьера
на отсыпанную часть отвала в воду в полосе движения экскаватора ЭКГ-4УС возникали трещины и ступенчатое оседание в призме оползания от 0,5 до 2,5 м шириной до 14 м. В дальнейшем при использовании драглайна ЭШ-6/45 на северном борту карьера в насыпной части отвала в полосе шириной до 10 м возникали трещины и деформации оседания со скоростью 2 м/сут, а в 50 м от верхней бровки — трещины растяжения. Поэтому проблема внутреннего отвалообразования в затопленный карьер связана с решением научно-практической задачи по обеспечению устойчивости бортов отвалов с учетом влияния гидро-
ISSN 0236-1493. Горный информационно-аналитический бюллетень. 2018. № 6. С. 38-44. © С.Ю. Николашин, Ю.М. Николашин, Я.В. Кебал. 2018.
геомеханических процессов на состояние рабочих площадок отвального массива горных пород.
Анализ исследований и публикаций
Выполненными исследованиями о влиянии подземных вод на устойчивость откосов установлено следующее: изменения напряженного состояния массива под воздействием гидростатических и гидродинамических сил; изменение механических свойств пород; возникновение деформаций откосов в призме оползания или обрушения.
Для оценки степени влияния на устойчивость откосов обводнения используют инженерные методы, основанные на теории предельного равновесия, примененной для конкретных горно-геологических условий с учетом данных натурных наблюдений и результатов моделирования [1, 2, 12]. Особым условием устойчивости обводненных откосов является комбинированное затопление остаточных карьерных выемок с внутренним отвалом [2, 9]. Учет гидростатических и гидродинамических сил в расчетах устойчивости откосов производят при рассмотрении направления фильтрационных потоков и их влияния (рисунок): со стороны массива горных пород — с формирование депрессионной поверхности подземных вод в призме возможного оползания откоса; со стороны затопленного выработанного пространства — обводнение призмы возможного оползания откоса.
При этом гидростатическое взвешивание учитывается непосредственно в объемной плотности пород в условиях их затопления (у ) по формуле [1]:
Тв = (Тск — У) ■ (1 — р) < Тп
(1)
где уск — плотность скелета породы, кг/м3; у — плотность воды, кг/м3; р — пористость, доли ед.; уп — плотность породы при отсутствии взвешивания, кг/м3.
При отсутствии взвешивания породы, т.е. в условиях залегания выше де-прессионной поверхности подземных вод уп определяется по формуле [2]:
у = у (1 — р) + V
' п ' ск 4 с
(2)
где уск — плотность скелета породы, кг/м3; р — пористость, доли ед.; Vск — объем скелета пород; ш — естественная влажность, доли ед.
С целью упрощения расчетов гидростатические и гидродинамические силы, действующие в призме возможного оползания откоса заменены контурными силами, приложенными вдоль ее границ, в том числе с учетом дополнительных сил гидростатического давления за счет подтопления выработанного пространства карьера. В связи с чем коэффициент запаса устойчивости подтопляемого откоса оценивается общей формулой:
- D + G)Ф + С.,Ь, п = __(3)
I ( + G)
1=1
где Ы, Т. — составляющие массы расчетных блоков, действующие по поверхности скольжения с учетом плотности пород, определенных по формулам (1) и (2); О — суммарная взвешивающая гидростатическая и гидродинамическая сила, МПа действующая перпендикулярно участкам поверхности скольжения, I.; в — гидростатическое давление, МПа, действующее нормально к затопленной поверхности откоса, и учитывается в расчетных блоках вдоль поверхности скольжения; ф — угол внутреннего трения в сухом и водонасыщенном состоянии, град; С. — сцепление (зацепление) горных пород, МПа.
Анализ расчетов устойчивости подтопленных откосов, сложенных песчано-глинистыми отложениями, показал, что влияние фильтрационного потока подземным вод существенно снижается за
ю
7 6 5
Схема подтопления внутреннего отвала с приложенными гидростатическими силами (ГС) и гидродинамическими (ГД) по контурам АК и МК: 1 — ГС; 2 — ДП (депрессионная поверхность подземных вод); 3 — деформация призмы оползания (оседания); 4 — УП (уровень подтопления бортов отвала и карьера); 5 — поверхность скольжения призмы оползания откоса; 6 — контур карьера 7 — ГД
Process chart of internal dump underflooding with the depicted hydrostatic (HS) and hydrodynamic (HD) forces along the contour lines AK and MK: 1—HS; 2—DS (depression surface of ground water); 3—slip (creep) wedge; 4—UL (underflooding level of dump and open pit mine); 5—sliding surface of the slope slip wedge; 6—open pit mine contour line; 7—HD
счет гидростатического давления на поверхность подводной части откоса. Однако при этом возникает рост тангенциальных сил вдоль поверхности скольжения, снижающих коэффициент запаса устойчивости откоса до 20% при высоте подтопления, равной третей части общей высоты откоса [1, 10]. На этом основании на начальном этапе отвало-образования, когда карьер № 1 был затоплен на 0,2—0,3 его глубины, было предложено использование энергии взрыва на сброс отвальной массы отсыпанной заходки на скальных контурах карьера в сторону выработанного пространства. Однако это предложение не получило развитие, а отвалообразование производилось с использованием автосамосвалов под откос через предохранительный вал, а в дальнейшем при возникновении призмы оползания — с применением бульдозера.
Отсыпка скальной вскрыши в воду сопровождалась формированием основания отвала в подводном положении
с углами наклона естественного откоса в пределах 15—34° [11, 13]. Причиной образования призмы оседания в пределах экскаваторной заходки являются деформации подводного слабого основания «взвешенных» пород, вызванного нагрузкой отсыпаемой горной массой вскрышных пород. Ведение горных работ в таких условиях требуют разработки регламента отвалообразования [3—5, 8].
На основании результатов гидрогео-механического моделирования подтопленного отвала на специальном стенде исследователями сделан вывод о необходимости использования шагающего экскаватора с радиусом разгрузки не менее 100 м, возможности которого могут быть исчерпаны до полного завершения работ [6].
Предложенная технологическая схема для совместной работы мехлопаты (ЭКГ-4УС) и шагающего экскаватора (ЭШ-6/45) при засыпке затопленного карьера № 1 [4, 5, 7] не соответствует
требованиям по обеспечению устойчивости одноярусного отвала, т.к. несмотря на 250 м расстояние между ними, мех-лопата будет находится в опасной зоне, в которой коэффициент запаса менее нормативного.
Постановка задачи
Затопление подземными водами глубокого карьера на глубину более 0,6 высоты его бортов создало небезопасные условия для использования шагающих экскаваторов с радиусом разгрузки менее 50 м для внутреннего одноярусного отвалообразования. Из-за дороговизны мощных экскаваторов возникла необходимость в обосновании технологии формирования отвала в глубоководной части выработанного пространства в режиме управляемого оползнеобразо-вания.
Изложение материала и результаты
Выполнены исследования по обеспечению устойчивости бортов подтопленного внутреннего одноярусного отвала и безопасного ведению горных работ с учетом следующих начальных условий [1, 2]: контур карьера № 1 на поверхности имеет форму близкую к окружности с радиусом 500 м; глубина карьера на конец отработки составляла от 180 м (на юге) до 290 м (на севере) при результирующих углах наклона бортов от 34 до 42°; объем выработанного пространства карьера находился в пределах 75 млн м3, который был использован до 1994 г. для сброса технических вод хвостохранилища ГОКа в объеме до 20 млн м3 и отвалообразования с размещением вскрышных пород на скальных уступах карьера выше уровня их подтопления.
Усовершенствованный паспорт отвалообразования с использованием экскаватора-драглайна ЭШ-6/45 содержит следующее исходные данные [6]:
1. Безопасное положение трассы движения экскаватора вдоль верхней бровки отвала на расстоянии L, определяемым из выражения:
L = r + n • a , (4)
o o' 4 '
где ro — радиус базы (опоры) экскаватора, м; n — нормативный коэффициент запаса устойчивости рабочего борта отвала, равный 1,15; ao — начальная ширина призмы оползания по результатам инструментальных наблюдений или гид-рогеомеханическому расчету с использованием формулы (3), м.
2. Ширину отвальной заходки А1 с «отвальным гребнем» отсыпаемого на максимальную высоту разгрузки ковша экскаватора, определяемую из выражения:
А. = R + h • ctgs — L, (5)
1 max max ® ' v '
где Rmax, hmax — максимальные радиус и высота разгрузки ковша экскаватора, м; s — угол естественного откоса отвала, град; L — см. выражение (4).
3. Шаг переноса трассы Ш1 движения экскаватора в сторону выработанного пространства, определяемый из выражения:
Ш = R + h • ctgs — n (a + a,), (6)
1 max max o 1
где a1 — ширина призмы оползания первой заходки отвала, м при условии (a + a,) < R .
o 1 max
При использовании технического паспорта экскаватора типа ЭШ-10/100 с расположением его базы на устойчивых разгрузочных площадках, ширина отвальной заходки составит не менее максимального радиуса разгрузки Rmax = = 93,5 м при условии отсыпки «отвального конуса» высотой 42 м. Тогда ожидаемый объем вскрышных скальных пород, равный не менее 9 млн м3, может быть заскладирован в затопленном карьере № 1 до 2020 г. При фронте отвалообразования длиной 300—500 м с учетом подъема уровня воды до отметки (±0) м.
Выводы и направления дальнейших исследований: причиной напряжения ус-
тойчивости рабочих площадок при внутреннем одноярусном отвалообразова-нии в затопленном карьере является «слабое основание» подводной части отвала, находящееся под влиянием растущего гидростатического давление, достигшего 2 МПа; с ростом гидростатического давления в подтопленной части
отвала увеличивается ширина призмы оползания; для выбора оптимального типа шагающего экскаватора необходимо выполнить опытно-промышленные испытания имеющегося экскаватора ЭШ-10/70 по предлагаемой схеме с «отвальным конусом», с учетом мониторинга гидрогеомеханических процессов.
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
1. Николашин Ю. М., Николашин М. Ю. Устойчивость одноярусного отвала, отсыпаемого в затопленный карьер // Разработка рудных месторождений. — 2002. — Вып. 81. — С. 31—34.
2. Николашин Ю.М. Комбинированное затопление остаточных карьерных выемок // Горный журнал. — 1999. — № 2. — С. 38—40.
3. Положення про проектування внутршнього вщвалоутворення та складування вiдходiв виробництва в залiзорудних i флюсових кар'ерах. — Днтропетровськ: Видавництво «Мшерал». — 2004. — С. 6, 8, 14—16.
4. Дриженко А. Ю. Карьерные технологические горнотранспортные системы. — Днепропетровск: Державный ВНЗ «НГУ», 2011. — С. 458—477.
5. Дриженко А. Ю., Анисимов О. А. Технология внутреннего отвалообразования на отработанных глубоких железозрудных карьерах или их участках / Инновационные технологии и проекты в горно-металлургическом комплексе, их научное и кадровое сопровождение: сборник трудов международной научно-практической конференции 18—19 марта 2014 г. — Алматы. — С. 176—181.
6. Нколашин Ю. М., Вусик О. О., Кебал Я. В., Домнiчев А. В. Патент на корисну модель UA № 84929 U.E21 41/26. Споаб вщвалоутворення в режимi деформацш порщ. ДВНЗ «Криворiзький нацюнальний ушверситет». Бюл. ДП «У1ПВ». № 21. Кив, 2013. 10 с.
7. Пшеничный В. Г. Определение рационального режима горных работ и внутреннего отвалообразования для карьеров, разрабатывающих крутопадающие месторождения // Вюник Криворiзького нацюнального ушверситету: зб. наук. праць. — 2012. — Вип. 31. — С. 22—26.
8. Пшеничный В. Г., Пыжик Н. Н. Технология внутреннего отвалообразования с формированием временного внутреннего отвала // Вюник Криворiзького нацюнального ушверситету: зб. наук. праць. — 2014. — Вип. 37. — С. 6.
9. Четверик М. С., Бабий Е. В., Бубнова Е. А., Терещенко В. В. Основные направления рационального природопользования при открытой добыче полезных ископаемых // Прничий вюник. Наук.-техн. зб. — 2013. — Вип. 96. — С. 58—62.
10. Cowan W.R. Thepolicy framework in Canada for mine closure and management of long-term liabilities: a guidance docume [Электронный ресурс] / Mackasey W. O., John G. A. Robertson. 2010. Режим доступа: http://www.abandoned-mines.org/pdfs/PolicyFrameworkCa nforMinClosureand MgmtLiabilities.pdfpp.140
11. Eberhardt E. Rock slope stability analysis — utilization of advanced numerical techniques. University of British Columbia, Vancouver, Canada, 2003. 41 p.
12. Severin J. Use of Ground-Based Synthetic Aperture Radar to Investigate Complex 3-D Pit Slope Kinematics [Электронный ресурс]. Severin J., Eberhardt E., Leoni L., Fortin S. Proceedings, Slope Stability 2011: International Symposium on Rock Slope Stability in Open Pit Mining and Civil Engineering, Vancouver, Canada (September 18—21, 2011) Режим доступа:https://www. idscorporation.com/images/Downloads/GeoRadar/IBIS_White_Papers/slopePaper157.pdf.
13. Pells P.J.N., Sullivan T. D., Meynink W.J.C., Bertuzzi, Eggers M. J., Mostyn G. Hornsby Shire Council Former CSR quarry Hornsby & associated lands [Электронный ресурс]. 2007. Режим доступа: http://www.hornsby.nsw.gov.au/media/documents/planning-and-building/quarry/psm-geo-report/PSM-Geotechnical-Report-Main-Report.pdf. 27.
КОРОТКО ОБ АВТОРАХ
Николашин Сергей Юрьевич — кандидат технических наук, доцент, Санкт-Петербургский университет ГПС МЧС России, e-mail: nicolashins_65@mail.ru,
Николашин Юрий Михайлович — доктор технических наук, профессор, академик АГНУ, Академия горных наук Украины, Кебал Ярослав Вячеславович — аспирант, Криворожский национальный университет.
ISSN 0236-1493. Gornyy informatsionno-analiticheskiy byulleten'. 2018. No. 6, pp. 38-44.
Hydro- and geomechanical conditions of internal dumping in a flooded open pit mine
Nikolashin S.Yu., Candidate of Technical Sciences, Assistant Professor, Saint-Petersburg University of State Fire Service of Emergency of Russia, 196105, Saint-Petersburg, Russia, e-mail: nicolashins_65@mail.ru, Nikolashin Yu.M., Doctor of Technical Sciences, Professor, Academic AMSU, Academy of Mining Sciences of Ukraine, Krivoy Rog, Ukraine, Kebal Ya.V., Graduate Student, Kryvyi Rih National University, 90865, Krivoy Rog, Ukraine.
Abstract. Feasibility of internal dumping in a mined-out flooded open pit under conditions of a recovering cone of depression of ground water is analyzed. During flooding and one-layer dumping, the working areas of loading points on the dump surface are subjected to deformation and landsliding, which makes it impossible to use the available excavation machinery: power shovel (EKG-4US) and walker (ESH-6/45). The engineering methods of estimating influence of flooding on slope stability are based on the theory of limit equilibrium applied to the specific ground conditions, including in situ observation data and modeling results. Based on the theoretical and empirical research findings, conditions of a slope slip wedge during internal dumping in a deep flooded open pit mine are determined. Using the results of the hydro- and geomechanical modeling of an impound dump on a special test bench, the researchers draw the conclusion of selecting a walker with a dumping radius not less than 100 m, capacities of which can come to an end prior to work completion. In view of expensiveness of powerful excavators, it is necessary to evaluate the technology of dumping in a deep flooded open pit mine in the controlled landslide mode. The lines of the further research and focus of the described scientific and technical problem are specified.
Key words: internal dump, flooded open pit mine, dumping, slope stability, hydrostatic weighing, hydrostatic pressure, slip wedge, ground water, depression surface.
DOI: 10.25018/0236-1493-2018-6-0-38-44
REFERENCES
1. Nikolashin Yu. M., Nikolashin M. Yu. Ustoychivost' odnoyarusnogo otvala, otsypaemogo v zatoplennyy kar'er [Stability of the one-tier dump which is poured out in the flooded pit]. Razrabotka rudnykh mestorozh-deniy. 2002, no 81, pp. 31—34. [In Russ].
2. Nikolashin Yu. M. Kombinirovannoe zatoplenie ostatochnykh kar'ernykh vyemok [The combined flooding of residual mining pits]. Gornyy zhurnal. 1999, no 2, pp. 38—40. [In Russ].
3. Polozhennya pro proektuvannya vnutrishn'ogo vidvaloutvorennya ta skladuvannya vidkhodiv virobnit-stva vzalizorudnikh i flyusovikh kar'erakh [Положения про проектування внутршнього вщвалоутворення та складування вiдходiв виробництва в залiзорудних i флюсових кар'ерах]. Dnipropetrovs'k: Vidavnitstvo «Mineral». 2004, pp. 6, 8, 14—16.
4. Drizhenko A. Yu. Kar'ernye tekhnologicheskie gornotransportnye sistemy [Career technological mining and transport systems]. Dnepropetrovsk, Derzhavnyy VNZ «NGU», 2011, pp. 458—477.
5. Drizhenko A. Yu., Anisimov O. A. Tekhnologiya vnutrennego otvaloobrazovaniya na otrabotannykh glubokikh zhelezozrudnykh kar'erakh ili ikh uchastkakh [Technology for internal dumping of waste deep iron ore quarries or sites]. Innovatsionnye tekhnologii i proekty v gorno-metallurgicheskom komplekse, ikh nauchnoe i kadrovoe soprovozhdenie: sbornik trudov mezhdunarodnoy nauchno-prakticheskoy konferentsii 18-19 marta 2014 g. Almaty, pp. 176—181. [In Russ].
6. Nikolashin Yu. M., Vusik O. O., Kebal Ya. V., Domnichev A. V. Patent UA 84929 U.E21 41/26, 2013.
7. Pshenichnyy V. G. Opredelenie ratsional'nogo rezhima gornykh rabot i vnutrennego otvaloobrazo-vaniya dlya kar'erov, razrabatyvayushchikh krutopadayushchie mestorozhdeniya [Definition of a rational mode of mining operations and for internal dumping for mines, developing steeply dipping deposits]. Visnik Krivoriz'kogo natsional'nogo universitetu: zb. nauk. prats'. 2012, no 31, pp. 22—26.
8. Pshenichnyy V. G., Pyzhik N. N. Tekhnologiya vnutrennego otvaloobrazovaniya s formirovaniem vre-mennogo vnutrennego otvala [Technology of internal dumping with the formation of a temporary internal dump]. Visnik Krivoriz'kogo natsional'nogo universitetu: zb. nauk. prats'. 2014,no 37, pp. 6.
9. Chetverik M. S., Babiy E. V., Bubnova E. A., Tereshchenko V. V. Osnovnye napravleniya ratsional'nogo prirodopol'zovaniya pri otkrytoy dobyche poleznykh iskopaemykh [Main directions of rational use of natural resources in the open mining]. Girnichiy visnik. Nauk.-tekhn. zb. 2013, no 96, pp. 58—62.
10. Cowan W. R. Thepolicy framework in Canada for mine closure and management of long-term liabilities: a guidance docume. Mackasey W. O., John G. A. Robertson. 2010. http://www.abandoned-mines.org/ pdfs/PolicyFrameworkCanforMinClosureand MgmtLiabilities.pdfpp.140
11. Eberhardt E. Rock slope stability analysis utilization of advanced numerical techniques. University of British Columbia, Vancouver, Canada, 2003. 41 p.
12. Severin J. Use of Ground-Based Synthetic Aperture Radar to Investigate Complex 3-D Pit Slope Kinematics. Severin J., Eberhardt E., Leoni L., Fortin S. Proceedings, Slope Stability 2011: International Symposium on Rock Slope Stability in Open Pit Mining and Civil Engineering, Vancouver, Canada (September 18—21, 2011). https://www.idscorporation.com/images/Downloads/GeoRadar/IBIS_White_Papers/slope-Paper157.pdf.
13. Pells P.J.N., Sullivan T. D., Meynink W.J.C., Bertuzzi , Eggers M. J., Mostyn G. Hornsby Shire Council Former CSR quarry Hornsby & associated lands. 2007. http://www.hornsby.nsw.gov.au/media/documents/ planning-and-building/quarry/psm-geo-report/PSM-Geotechnical-Report-Main-Report.pdf. 27.
A._
РУКОПИСИ, ДЕПОНИРОВАННЫЕ В ИЗДАТЕЛЬСТВЕ «ГОРНАЯ КНИГА»
ТЕОРЕТИЧЕСКИЕ ИССЛЕДОВАНИЯ ВИБРОВОЗДЕЙСТВИЯ НА КАПИЛЛЯРНУЮ ПРОПИТКУ УГОЛЬНОГО МАССИВА
(№ 1126/06-18 от 29.03.2018 г.; 8 с.)
Васючков Ю.Ф.1 — доктор технических наук, профессор,
Скопинцева О.В.1 — доктор технических наук, профессор, e-mail: skopintseva54@mail.ru, Павленко М.В.1 — кандидат технических наук, доцент, e-mail: mihail_mggu@mail.ru, 1 МГИ НИТУ «МИСиС».
Рассмотрен физический механизм вибрационного воздействия на угольный массив, как способ усиления капиллярной пропитки угля. Рассчитаны значения капиллярного потенциала и энергии переноса жидкости по капиллярам радиусов от 10 до 500 мкм. В капилляре, имеющем форму усеченного конуса, движущая сила капиллярного переноса жидкости будет действовать в одном и том же направлении с силой виброперемещения и приведет к росту амплитуды колебаний жидкости. Таким образом, будет иметь место перемещение жидкости в сторону меньшего сечения капилляра, то есть, в конечном итоге, в сорбционный объем угля.
Ключевые слова: вибрация, капиллярная пропитка, угольная масса, сорбционный объем угля.
THEORETICAL INVESTIGATIONS OF VIBRATIONAL EFFECTS ON THE CAPILLARY ROLLING OF THE COAL MASSIVE
Vasyuchkov Yu.F.1, Doctor of Technical Sciences, Professor,
Skopintseva O.V.1, Doctor of Technical Sciences, Professor, e-mail: skopintseva54@mail.ru, Pavlenko M.V.1, Candidate of Technical Sciences, Assistant Professor, e-mail: mihail_mggu@mail.ru,
1 Mining Institute, National University of Science and Technology «MISiS», 119049, Moscow, Russia.
The physical mechanism of the vibrational effect on the coal mass is considered as a method of enhancing the capillary impregnation of coal. The values of the capillary potential and the energy of fluid transfer over capillaries of radii from 10 to 500 |im are calculated. In the capillary having the shape of a truncated cone, the driving force of the capillary fluid transfer will act in the same direction with the vibro-displacement force and will lead to an increase in the amplitude of fluid oscillations. Thus, there will be a movement of the liquid towards the smaller section of the capillary, that is, ultimately, into the sorption volume of coal.
Key words: vibration, capillary impregnation, coal mass, sorption volume of coal.
