Научная статья на тему 'Метод расчета пролета камер, междукамерных и барьерных целиков на основе теории арочных систем'

Метод расчета пролета камер, междукамерных и барьерных целиков на основе теории арочных систем Текст научной статьи по специальности «Энергетика и рациональное природопользование»

CC BY
245
43
i Надоели баннеры? Вы всегда можете отключить рекламу.
i Надоели баннеры? Вы всегда можете отключить рекламу.

Похожие темы научных работ по энергетике и рациональному природопользованию , автор научной работы — Воробьёв Анатолий Николаевич

iНе можете найти то, что вам нужно? Попробуйте сервис подбора литературы.
i Надоели баннеры? Вы всегда можете отключить рекламу.

Текст научной работы на тему «Метод расчета пролета камер, междукамерных и барьерных целиков на основе теории арочных систем»

Проф. А.Б. Воробьёв, д.т.н., Московский государственный горный университет

Метод расчета пролета камер, междукамерных и барьерных целиков на основе теории арочных систем

Существующие практические

методы расчета целиков основываются на представлении породного массива либо в виде сыпучей несвязной среды, когда давление на целик определяется полным весом столба пород (гидростатический закон), либо в виде жестко- пластической среды с образованием над выработанным пространством свода давления, когда нагрузка на междукамерные целики определяется весом пород в подсводовой части массива.

Из известных методов расчета можно выделить метод Турнера -Шевякова и метод С.В. Ветрова. Данные методы применяются при расчете барьерных и междукамер-ных целиков при пологом падении залежи.

Первый метод используется при отношении глубины залгания рудного тела “Н” к ширине выработанного пространства ‘Ъ” более или равным 0,7-0,8. Этот метод предполает одинаковую работу всех междукамерных целиков, воспринимающих нагрузку от столба пород шириной в пролет камеры плюс ширину самого целика. Ширина междукамерных целиков “Ь”определяется весом столба пород, приходящейся на целик, и разностью между расчетной прочностью целика на сжатие “Иц”и давлением от веса столба пород. Расчетные формулы дают явно завышенные результаты, так как предполагается, что породный массив сам себя нести не может, а все прочностные характеристики пород равны нулю. Возможность использования гипотезы свода для расчета целиков при разработке рудных месторождений подтверждается работами многих ученых (М.М. Протодьяконова, П.И. Городецкого, С.В. Ветрова и др.). Опытами на моделях из эквивалентных материалов (ЛГИ, ВНИ-МИ) установлено, что расчеты целиков на основании гипотезы сво-

да можно производить в том случае, когда пролет подработки пород не превышает (0,7-0,8)*Н. Свод принимается параболический, как наиболее устойчивый при равномерном вертикальном давлении пород. Высота свода может определяться по гипотезе М.М. Протодьяконова либо на основе результатов моделирования проф. А.А. Борисова приниматься (0,21-0,3)^. Автором настоящих исследований теоретически установлено, что наиболее устойчивый свод при равномерной вертикальной нагрузке будет при высоте, равной 0,25 его пролета. Междукамерные целики рассчитываются на вес пород в подсво-довой части. При этом ширину целиков можно выбирать по наиболее неблагоприятным условиям работы целика в средней части панели либо нагрузку на отдельный целик определять как вес пород в подсводовой части, деленный на количество междукамер-ных целиков в панели, т.е. выполняя расчет по разрушающей нагрузке. И в том и в другом случае ширина междукамерных целиков получается символической, поэтому практически ее принимают из производственного опыта для аналогичных условий.

Ширина барьерных целиков рассчитывается на полный вес столба пород панели за вычетом веса пород в подсводовой части. Данный параметр получается явно завышенным из-за неучета работы породного массива по восприятию собственного веса.

В рассмотренных методах расчета не учитывается совместная работа целиков и массива пород над ними, что приводит к явно завышенным или заниженным результатам расчета. Кроме этого, в расчетах предполагается равномерное распределение напряжений по всей площади сечения целика, что не отражает реальной

картины распределения напряжений с их увеличением к краям целиков.

Определение пролета камеры на основании гипотезы свода имеет те же недостатки, т.е. не учитывается совместная работа целиков и массива пород над камерами, а также в расчете не участвует глубина залегания рудного тела. В связи с этим расчетная величина пролетов камер по существующим методам является недостаточно обоснованной, так как она определяется отдельно от расчета целиков, а породный массив над сводом естественного равновесия считается устойчивым, что не является очевидным и требует доказательства.

В докторской диссертации автора данного доклада разработана теория напряженно-деформированного состояния породного массива и крепи горной выработки на основе теории арочных систем. Породный массив представляется в виде системы взаимодействующих между собой рациональных арочных элементов параболического либо эллиптического очертания. Напряжённо-деформированное состояние массива определяется из рекуррентного уравнения совместности деформаций рациональных элементов и физических уравнений упругости либо пластичности.

Предлагается результаты этих исследований перенести на расчет целиков и определения устойчивых пролетов камер. При расчёте целиков рассматриваются соответствующие системы рациональных элементов, воспринимающие нагрузку от собственного веса и веса вышележащих пород. Давление на целики определяется в виде реакций опор от систем несущих арочных элементов. При этом данное давление (напряжение на контакте породного массива и целиков) получается неравномерным с уменьшением к центральной

части целика, так как нижний свод является наиболее напряженным и устойчивость системы определяется устойчивостью нижнего элемента. Ширина целиков равна удвоенной наименьшей толщине системы сводов, воспринимающей нагрузку от веса вышележащих пород. При этом барьерные целики рассчитываются на реакции опор системы сводов над отработанным пространством, а между-камерные целики на реакции опор системы сводов над камерами. Расчетные формулы одинаковые. Разработаны методы расчета по допускаемым напряжениям и разрушающей нагрузке.

Отличие настоящего подхода от известных (при расчете на полный вес столба пород - метод Тур-нера-Шевякова, или от нагрузки в

виде веса пород под сводом обрушения) состоит в большем приближении расчётной схемы и математической модели к натуре, когда породы в пролётах камер работают в виде арочных распорных конструкций, а целики воспринимают реакции опор от этих систем сводов.

Что касается расчёта пролётов камер, то они определяются из условия прочности систем рациональных несущих элементов. При этом пролетом камер, как правило, задаёмся из технологических условий, рассчитываем целики, определяя количество несущих арочных элементов, опирающихся на них, после чего определяем устойчивость системы рациональных элементов, необходимость крепления и тип крепи кровли камер.

Устойчивость пролета камеры проверяется через условие прочности первого рационального элемента системы на сжатие, т.е. нормальное напряжение в пяте арочного элемента не должно превосходить предел прочности массива пород на сжатие.

Для практического расчёта автором получены достаточно простые соотношения по определению контактных давлений между арочными элементами, определению нормальных напряжений в поперечных сечениях рациональных элементов и давлению от них на целики.

Выполненные расчеты показали значительно лучшую сходимость их результатов с практическим опытом.

© А.Б. Воробьев

Московский государственный горный университет

Д.т.н., проф. Воробьёв А.Н. инж. Шрайбер П.А.

“Способ сооружения вертикальных шахтных стволов с периодически изменяющейся толщиной крепи”

На данный способ сооружения вертикальных шахтных стволов получен патент Российской Федерации N 2055207, приоритет от 28.02.94г., опубл. 27.02.96г., бюл. N 6.

Практическим результатом данного технического решения может быть уменьшение на 20-30% материалоёмкости возводимой крепи при сохранении её необходимой несущей способности, ликвидация технологических швов в местах сопряжения заходок, а также упрощение и ускорение процесса установки и закрепления расстрелов армировки ствола.

Отличие от известных способов сооружения вертикальных шахтных стволов по совмещённой технологической схеме состоит в том, что опалубку выполняют переменного сечения, например, конической формы. При этом диаметр опалубки увеличивается сверху вниз на 2/3 - 4/3 толщины h крепи в верхней части заходки. Данная толщина крепи h равна проектной при её постоянной толщине, определённой расчётом по существующим нормативным документам.

В соответствии с этим толщина крепи каждой заходки будет уменьшаться от h в её верхней части до (2/3 - 1/3) h в нижней. Конкретная величина возможного уменьшения толщины крепи и величина заходки определяются непосредственным расчётом в зависимости от горногеологических условий, глубины ствола, технологии проходки.

Верх опалубки устанавливают выше низа крепи предыдущей заходки на 1/4 - 1/3 её величины, а бетонирование в данной части производят с нахлестом бетона смежных заходок с образованием выступов по всему периметру поперечного сечения ствола.

Данный нахлест ликвидирует открытые технологические швы, неизбежно возникающие при сопряжении смежных заходок, а выступы по всему периметру ствола при соответствующем их шаге возможно использовать для установки и закрепления расстрелов армировки ствола. Способ осуществляется следующим образом.

Проходка ствола производится буровзрывным способом по совмещённой технологической схеме. При этом сначала в соответствии с паспортом БВР бурятся шпуры, выполняется их заряжание и взрывание. Разрушение породы происходит на величину заходки. С предыдущей заходки опалубку отрывают от получившего начальную прочность бетона, устанавливают на взорванную породу, выравнивают и центрируют. Опалубка является передвижной, например, подвешенной на канатах специальной подъёмной машины. По конструкции она может быть створчатой или секционной в зависимости от вида механизма отрыва от бетона.

Опалубку предпочтительно выполнять конической формы с увеличением диаметра сверху вниз на толщину h крепи в верхней части заходки. Такое выполнение при прочих равных условиях обеспечивает простоту отрыва от бетона и малую модернизацию обычной цилиндрической опалубки, что обеспечивает минимальные затраты на внедрение изобретения на уровне ноу-хау.

Возможность уменьшения толщины крепи сверху вниз на (1/3-2/3^ доказана расчётом на основе моментной теории круговых цилиндрических оболочек, при этом несущая способность крепи равна несущей способности крепи постоянной толщины ^ а материалоемкость на 2030% меньше.

Наружный диаметр опалубки в её верхней части принимают равным диаметру сечения ствола в свету, поэтому диаметр опалубки в её нижней части равен диаметру опалубки в свету плюс (4/3-2/3)к

Такое выполнение опалубки позволяет устанавливать её выше низа крепи предыдущей заход-ки на 1/4-1/3 часть её величины, а бетонирование в данной части производить с нахлестом бе-

тона смежных заходок с образованием внутренних уступов по всему периметру поперечного сечения ствола. Величина нахлеста в 1/4-1/3 часть величины заходки принята из условия обеспечения достаточной надёжности заделки крепи предыдущей заходки в крепь последующей, что важно для выполнения условия прос-транственной работы крепи. Данный нахлест также ликвидирует открытые технологические швы, которые ослабляют и разгерметизируют конструкцию крепи при обычной технологии производства работ.

Для обеспечения величины заходки с учётом нахлеста высоту опалубки принимают равной 5/4-4/3 величины заходки.

Технология бетонирования не отличается от общепринятой, при этом бетонная смесь может, например, подаваться в заопалубочное пространство по трубам и гибким рукавам. Укладку бетонной смеси, включая её вибрирование, осуществляют до полного заполнения заопалубочно-го пространства с образованием внутренних уступов.

После укладки бетонной смеси производят её выдержку до затвердения и набора начальной прочности. Время выдержки определяется продолжительностью остальных проходческих процессов цикла, выполняемых последовательно с процессом бетонирования.

Одновременно с процессом бетонирования при наличие поддонов в нижнем торце опалубки либо последовательно с данным процессом осуществляют уборку породы. После уборки породы производят бурение шпуров новой заходки, заряжание, взрывание и процессы повторяют. Одновременно с проходкой либо после проходки и крепления шахтного ствола, когда это предусмотрено проектом, выполняют работы по его армировке. При этом работы по армиров-ке начинают с установки расстрелов. В соответствии с данным способом расстрелы устанавливают на образованных в процессе бетонирования при сопряжении смежных заходок уступах, что значительно проще, быстрее и безопаснее чем их заделка в лунках или закрепление на кронштейнах. Кроме того, схема расположения расстрелов может быть любая, так как уступы выполняются по всему периметру поперечного сечения ствола. Для надёжного закрепления расстрелов на уступах можно использовать приваренные к торцам расстрелов кронштейны в виде, например, соответствующих уголков и анкеров.

Для расположения расстрелов на уступах величину заходки принимают равной целой части от шага установки расстрелов. При рельсовых проводниках шаг установки расстрелов равен 3,125 или 4,168 м, при проводниках из металлических профилей - 4 или 6 метров. Целесообразная величина заходки, определяемая паспортом БВР в соответствии с горногеологическими условиями и технологией проходки, соответственно равна:

3,125м, 2,084м, 4,168м, 4м, 2м, 3м, 6м.

Как указывалось ранее, расчет крепи выполняется на основе моментной теории круговых цилиндрических оболочек. Данная теория позволяет учитывать перераспределение усилий и напряжений при изменении толщины крепи вдоль ствола. Задача решена при разложении нагрузки, усилий и напряжений в двойные ряды Фурье по периметру поперечного сечения и вдоль ствола. Решение можно получить с любой наперёд заданной точностью, варьируя количеством членов разложения рядов. Нагрузка может быть задана аналитически либо на основе экспериментальных замеров, при этом в последнем случае разработан метод и составлена программа разложения нагрузки в общем случае в двойные ряды. Разработан алгоритм и программа расчета на ЭВМ.

В отличие от ранее разработанного метода расчёта в данном методе учитывается плавное изменение толщины крепи по участкам вдоль ствола. Этот учёт выполнен посредством приведения момента инерции и толщины крепи к такому постоянному значению, при котором перемещения в средней части одинаковые. Эта задача решена в виде сравнения балки постоянной и переменной высоты.

Кроме этого, программа расчёта составлена в современном структуированном виде на самом распространённом языке персональных компьютеров QBASIC.

Данный способ был одобрен и рекомендован к внедрению на совещании АО “Кузниишахто-строй”, в подтверждении чего получено заключение от 20.04.1995г.

А.Н. Воробьев, д.т.н., проф., Ш.С. Тибилов, инж. Московский государственный горный университет

Способ возведения искусственной потолочины при разработке рудных месторождений

На данный способ возведения искусственной потолочины подана заявка на изобретение N 96120553/03 от 9.10.96г.

В качестве прототипа изобретения принят способ возведения искусственной потолочины по а.с. СССР N 877081, включающей последовательное проведение и крепление первичных и вторичных заходок трапециевидного сечения с чередованием большего и меньшего основания у кровли и почвы потолочины, последовательное армирование и заполнение их твердеющей закладкой. Недостатками данного способа являются ограниченность его применения камерными системами с закладкой выработанного пространства, большая трудоёмкость и малая скорость возведения искусственной потолочины из-за небольших пролётов заходок. Г ор-ные работы начинают с выемки слоя потолочины посредством проведения первичных заходок над оставляемыми при отработке камер целиками. При этом оси заходок и целиков должны совпадать. Крепь первичных заходок можно выполнять рамной с верхняком из двутавра или швеллера. На почву заходки укладывают арматурную сетку.

Проведение и крепление первичных заходок осуществляют обычным порядком трапециевидного сечения с большим основанием у почвы потолочины. Размеры первичных заходок назначают в соответствии с высотой потолочины и схемой армирования, определяемых расчётом. После проведения первичные заходки заполняют твердеющей закладкой. После схватывания твердеющей закладки проводятся вторичные заходки . Эти заходки также имеют форму трапеции, но с большим основанием у кровли потолочины, что обеспечивает заклинку этой части потолочины (см. прототип). Крепление кровли вторичной заходки можно осуществлять анкерной крепью с арматурной сеткой либо посредством инъекционного упрочнения пород непосредственной кровли. Для обеспечения работы потолочины на изгиб в процессе эксплуатации на ее почву необходимо уложить прокатный профиль или арматурную сетку . Что и сколько укладывать на почву вторичной заходки определяется расчетом в соответствии со схемой армирования. После проведения вторичные заходки также заполняют твердеющей закладкой. Нижеотрабатываемые очистные камеры проходят после того, как закладка наберет достаточную прочность ^сж = 40-60 кг/см.кв.). Верхняки, стойки, арматурные сетки крепления заходок после возведения потолочины остаются в конструкции в качестве рабочей арматуры. Искусственная потолочина представляется неразрезной балкой-стенкой, где области растяжения в пролете находятся в нижней части, а над опорой (целиками) - в верхней. Такое выполнение потолочины позволяет значительно увеличить пролеты камер, использовать для охраны очистного пространства ленточные либо столбчатые целики, что существенно повышает производительность очистной выемки с минимумом потерь и разубоживания рудной массы, причем устойчивость потолочины соответствует предъявляемым требованиям по безопасному ведению горных работ.

© А.Н. Воробьев, Ш.С. Тибилов

i Надоели баннеры? Вы всегда можете отключить рекламу.